一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺制造技术

本发明专利技术涉及一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺：钌铱锇矿碎化后，先火法氧化挥发绝大部分Os，并用NaOH溶液吸收之，残渣用过氧化钠熔融后水浸出，再用乙醇还原Ru，浸出渣送铱提取。所述工艺所得产品纯度均＞99.9%，贵金属总回收率＞90%，铱回收率＞95%，取得了较好的经济效益。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术涉及一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺：钌铱锇矿碎化后，先火法氧化挥发绝大部分Os，并用NaOH溶液吸收之，残渣用过氧化钠熔融后水浸出，再用乙醇还原Ru，浸出渣送铱提取。所述工艺所得产品纯度均＞99.9%，贵金属总回收率＞90%，铱回收率＞95%，取得了较好的经济效益。【专利说明】一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺
本专利技术涉及矿石提取领域，具体涉及一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺。
技术介绍
钌铱锇矿是Ru、Ir和Os的天然合金，呈银白色，比重为17?21g/cm3，性质脆而硬，化学性质非常稳定，即使在王水中加热几小时都不溶解。其特点是Os、Ru含量高，给冶金过程带来许多困难。 传统处理钌铱锇矿的方法是首先用Zn或Al与之融合形成合金后水淬，得到合金细粒，用盐酸或硫酸溶去Zn或Al，得活性贵金属粉末，再在水溶液中氧化蒸馏Os和Ru。其缺点是，用锌合金化时，锌用量大、高温下氧化烧损严重，从而导致碎化效果差；而铝合金化时，溶解铝的盐酸用量大，溶液难过滤。另外，当氧化蒸馏Os、Ru时，操作时间> 60h，且蒸馏不干净，还需消耗大量氧化剂。例如，用溴酸钠或氯酸钠氧化分离Os、Ru时，Os以0s04的形式先蒸馏出来，留下大量的氯离子或溴离子在溶液中，使Ru的蒸馏十分困难。物料一部分进入蒸残液，一部分留在渣中，造成贵金属回收率低且分散，处理时间长，工艺复杂，生产成本过高。
技术实现思路
针对现有技术的不足，本专利技术的目的之一在于提供一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺。所述工艺所得产品纯度均> 99.9%，贵金属总回收率> 90%，铱回收率> 95%，取得了较好的经济效益。 针对上述工艺问题，本专利技术所采用的技术方案为: 一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺:钌铱锇矿碎化后，先火法氧化挥发绝大部分Os,并用NaOH溶液吸收之,残洛用过氧化钠熔融后水浸出，再用乙醇还原Ru,浸出洛送铱提取。 以下进行详细说明: (I)碎化:将Zn与Al按Zn: Al (质量比)=3?4: I?2放入石墨坩锅，置入马弗炉内升温至500?800°C熔化，投人I份铝箔包裹的钌铱锇矿到上述熔体中，保温2h，并取出搅拌2次使之融化均匀，然后倒入不锈钢容器中进行水淬。取出水淬后的合金块逐步进行酸溶解，酸用量为理论量的2倍左右，温度30?90°C，时间24h。过滤后的贵金属粉末用水洗涤至中性待处理。 (2)火法氧化挥发:此过程是将碎化后的钌铱锇矿粉末在高温下进行Os的氧化挥发。适当控制氧或空气的流量，Os氧化为0s04气体挥发出来并加以回收。具体操作如下:先连接好Os的吸收系统。将一定量的贵金属粉末装入石英舟，在石英管式电炉内100°C烘干2h，然后逐步升温到300?800°C，通入空气氧化。同时，开启真空泵将生成的0s04气体吸入到氢氧化钠溶液中。此过程持续24h，有大量白色气体冒出，一直到经检验无0s04气体冒出为止。然后停电冷却至室温，取出物料待下一步处理。在氧化挥发过程中，Ru被氧化为 Ru02，主要化学反应如下:0s+202 — 0s04 i ；Ru+02 — Ru02 为了提高Os、Ru的吸收率，需采取3段吸收装置，挥发出来的气体先经水洗涤后进入含3%乙醇的4mol/L HCl溶液吸收可能挥发出来的Ru ;再经过含4%乙醇的20%Na0H溶液吸收Os，含4%乙醇的20%Na0H吸收液共有4级，所发生的化学反应是:20s04+4Na0H — 2Na20s04+02+2H20。最后，气体经硫化钠溶液吸收过滤。 (3)碱熔:火法氧化挥发Os后的残渣按残渣:过氧化钠:氢氧化钠=1: 2: 0.5的质量比混合均匀，装入铁质坩锅并在马弗炉中缓慢加热到400?700°C，保持2?4h，取出搅拌2次。此过程发生的主要化学反应如下: Ru02+Na202+2Na0H — Na2Ru04+Na20+H20 3Na202+Ru — Na2Ru04+2Na20 0s02+6Na202+6Na0H — 2Na20s04+5Na20+H20 Ir+nNa202 — Ir02.nNa20+(n_2)/202 然后取出铁质坩锅将熔体倒入不锈钢容器内，自然冷却后按固液比为1: 15水浸出Os、Ru，搅拌浸出4h，静止12h后过滤；得到含Os、Ru的水溶液和铱渣(Ir02)。 含Na2Ru04和Na20s04的碱性溶液在室温下加入适量乙醇静置6h，Os按下式反应:Na2Ru04+CH3CH20H+H20 — Ru(OH)4+CH3CH0+2Na0H 沉Ru后的溶液用硫酸中和，此时Na20s04即被还原为0s02沉淀，化学反应如下:Na20s04+C2H50H+H2S04 — 0s02.2H20+Na2S04+CH3CH0 固液分离后，还原产物返回火法氧化挥发，滤液用Na2S处理后排放。 (4)锇粉的制备:0s的NaOH吸收液应静置48h，否则移动时会发生冒槽，烧伤人体。具体作业如下:缓慢向塑料容器中倒入Os的吸收液，在充分搅拌下快速加入固体氯化铵，生成浅黄色的弗氏盐一二氯化四氨锇酐: Na20s04+4NH4Cl=C12 丨 +2NaCl+2H20 在上述的过程中氯化铵必须过量。产出的锇盐要立即过滤，滤饼经2次乙醇洗涤后在80°C抽真空烘干，碾碎，放入石英舟再推入石英管式电炉内，先通氩气赶氧后再通氢气并升温至500°C，整个过程持续到无白色烟雾产生为止。然后继续升温至800°C，保温3h，经检验到反应终点时停止加热。在氢气保护下冷却至400°C，改用氩气保护继续冷却至室温。取出还原物料，用蒸溜水洗涤3次，6mol/L HCl洗涤I次，温度为90°C，过滤并用蒸馏水洗涤至中性。将洗涤后的锇粉转入管式炉内，在氢气保护下于600°C干燥2h，再在氩气保护下冷却至室温出料，真空包装，以防Os氧化。产品经检测，Os的纯度大于99.9% ;回收率> 92%。 加热沉Os后的母液，加Na2S，经HCl酸化得0sS2沉淀，过滤洗涤后返回下一次火法氧化挥发。 (5) Ru的制备:用盐酸溶解、乙醇沉淀出来的Ru (OH) 4，浓缩并用稀的氢氧化钠溶液调pH ^ 1，缓慢倒入高压釜中，连接Ru吸收系统。Ru吸收系统是由3级组成，每级含4mol/LHCl和3%乙醇溶液。逐渐升温至& 90°C，再缓慢加入20%氢氧化钠溶液和20%溴酸钠溶液，使PH值升高。当大量的Ru04气体馏出时，停止加氢氧化钠，继续加溴酸钠溶液直至Ru蒸馏完毕。Ru的蒸馏过程需持续进行几十小时。然后进行氧化赶Os作业，将Ru吸收液(呈黑棕色)倒入蒸馏釜中，排气管接入Os吸收装置(内装20%氢氧化钠+3%乙醇溶液)，加热浓缩，同时滴入H202赶Os，0s04挥发并被吸收，直至用硫脲棉球检查不呈红色，再加入一定量的H202将残存的Os彻底氧化挥发。除Os后的钌溶液继续加热浓缩至含30g/L Ru，热态下加入固体氯化铵，生成黑红色的氯钌酸铵沉淀，此时上清液应是无色的。沉淀完毕后冷却、过滤，用无水乙醇洗2次，烘干，在马弗炉内400°C下煅烧至无白烟冒出。然后移入管式电炉内升温至750?900°C氢还原3?4本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从钌铱锇矿中提取贵金属的工艺：钌铱锇矿碎化后，先火法氧化挥发绝大部分Os，并用NaOH溶液吸收之，残渣用过氧化钠熔融后水浸出，再用乙醇还原Ru，浸出渣送铱提取。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：华兆红，
申请(专利权)人：无锡市森信精密机械厂，
类型：发明
国别省市：江苏;32