CN101121963B - 回收铂族元素的方法和装置 - Google Patents
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Abstract
一种回收铂族元素的方法，包括将待处理的含铂族元素物质以及含氧化铜的铜源材料，和熔剂组分及还原剂一起装入封闭电炉中，使之熔化；主要是金属铜的熔融金属沉降在主要是氧化物的液态熔渣层下面；富集沉降在下面的熔融金属中的铂族元素，其特征在于，从电炉中排放出铜含量已降至3.0重量％或更低的液态熔渣，而且装入电炉中的铜源材料是颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒状铜源材料。
Description
本分案申请是基于申请号为03818803.1，申请日为2003年8月4日，发明名称为“回收铂族元素的方法和装置”的中国专利申请的分案申请。
技术领域
本发明涉及用于从含至少一种铂族元素的物质如废弃石化型催化剂、废汽车废气净化催化剂和废电路板或引线框中回收铂族元素的方法。
背景技术
从废弃的汽车废气净化催化剂(来自废气转化器的陶瓷载体催化剂、金属载体催化剂及其类似物，可总称为“废弃的车用催化剂”)回收铂族元素的常规方法包括，例如，从向王水中加入氧化剂所得的溶液中萃取铂族元素的方法，或者相反地，将载体溶解在硫酸或类似物中并分离未溶解铂族元素的方法。但是，已经发现这样的湿法不切实际，这是由于差的铂族元素萃取率，以及由例如使用大量酸溶解载体所导致的回收和成本问题。
与之相反，本申请人的JP-H4-317423A和JP-2000-248322A教导的方法进行了与众不同的干法工艺，其中通过在炉内将废弃的车用催化剂或其它含铂族元素的物质和含铜材料(氧化铜和/或金属铜)一起熔化，从而将铂族元素转移到熔融金属(熔融铜金属)中。当这些方法和一种富集工艺结合在一起时，该富集工艺中，用这种方式得到的含铂族元素的熔融金属被氧化，然后分离成一个熔融氧化物相和一个具有提高铂族元素浓度的熔融金属相，此时能够高回收率且低成本地回收铂族元素，从而提供了一种经济的资源回收方法，该方法具有湿法所不具备的优点。
本发明要解决的问题
从高回收率和低成本的角度来讲，前述将铂族元素转移到上述熔融金属中的干回收法是一种非常好的方法。但是，在熔化操作中需要一定的沉降时间，以将铂族元素充分转移到熔融金属中。更具体地，当将仍处于固态的废弃车用催化剂或其它含铂族元素的物质以及铜源材料装入电炉中时，为了在其熔化期间内将铂族元素转移到熔融金属中，就必须在熔渣和金属发生相分离的阶段确定一个时间，在该时间时铂族元素能转移到金属侧中；而且，转移是否已完全发生这很难确定。因此，从安全角度考虑，就必须设定一个相对长的沉降时间(静置时间)。另外，由于炉内的条件在每次材料装入时都发生变化，因此铂族元素全部转移入熔融金属所需的时间可能达不到。
鉴于这些状况，为了实现铂族元素到熔融金属的有效转移，就必须在分析熔融物行为之后采取适当的措施。本发明着眼于这一需要，其目的是提供一种改进，该改进即使在前述干回收法的沉降时间缩短的情况下也能高效且稳定地将铂族元素转移入熔融金属侧。
发明内容
根据旨在实现前述目的而完成的本发明，提供了一种回收铂族元素的方法，包括：将待处理的含铂族元素的物质以及含氧化铜的铜源材料，和熔剂组分、还原剂一起装入封闭电炉内，使之熔化，主要是金属铜的熔融金属沉在主要是氧化物的熔渣层以下，富集沉降在下面的熔融金属中的铂族元素，该回收铂族元素的方法的特征在于，从电炉中排出铜含量已降至3.0重量％或更低的熔渣。此方法中，装入电炉的铜源材料优选由平均颗粒直径不小于0.1mm且不大于10mm的颗粒构成，而且在装料熔化至熔渣排放期间，电炉内部优选保持在低于大气压的压力下。
根据本发明，进一步提供了一种回收铂族元素的干法，包括：将待处理的含铂族元素的物质以及含氧化铜的铜源材料，和熔剂组分和还原剂一起装入封闭的电炉内，使之熔化，主要是金属铜的熔融金属沉在主要是氧化物的熔渣层以下，并富集沉在下面的熔融金属中的铂族元素，熔渣与富含铂族元素的熔融金属分离，所述熔融金属转入仍处于熔化态下的单独炉内，在该单独炉内氧化熔融金属，以将其分离成主要是氧化物的熔渣层和进一步富集了铂族元素的熔融金属层，该回收铂族元素的方法的特征在于，从电炉中排出铜含量已降至3.0重量％或更低的熔渣，而且将单独炉内产生的熔渣从高温状态进行水冷，以获得含有由颗粒直径不小于0.1mm且不大于10mm的颗粒构成的前述氧化铜的铜源材料。
作为适于进行该回收铂族元素的方法的装置，本发明提供了一种回收铂族元素的装置，包括：一个具有基本上隔绝外部空气的内部空间的炉体，位于炉体上半部分的一个装料口和一个排放口，位于炉体下半部分不同高度水平的至少两个流体排放口，一个与该装料口相连的加料斜槽，一个与排放口相连的排气装置，以及用于通过电流并加热炉内已装料的电极，其中，在炉内，在基本上隔绝外部空气的还原气氛下，熔化包括含有至少一种铂族元素的氧化物基原材料、氧化铜、固体还原剂及熔剂在内的已装入材料，同时操作排气装置以排出炉内产生的气体，高铂族元素浓度的金属流体从高度水平低的流体排放口排出，而低铂族元素浓度的熔渣状流体从高度水平高的流体排放口排出。
附图说明
图1是表示用于进行本发明方法的装置的一个实施例的简化截面图。
图2是表示实施本发明的熔渣中铜含量和铂族元素含量之间关系的图。
发明的优选实施方式
如本发明所提到的，“待处理的含铂族元素物质”是例如典型地一种含有铂、钯及类似物的耗尽且废弃的石化型催化剂，或是一种含有铂、钯和非必要的铑及类似物的耗尽且废弃的汽车废气净化催化剂，还包括在制造这些催化剂的过程中产生的废弃产品、废料及类似物，以及含有钯及类似物的用过的电路板、牙科产品、引线框及类似物。这样的待处理含至少一种铂族元素的物质普遍具有担载在金属氧化物或陶瓷上的少量铂族元素的形式。
本发明方法基本上在于下述步骤：将所限定的待处理含至少一种铂族元素的物质和含氧化铜的铜源材料、熔剂及碳质还原剂一起装入电炉内，使之熔化，将主要是金属铜的熔融金属层沉降在已形成的主要是氧化物的熔渣层以下；富集沉在下面的熔融金属中的铂族元素。此时，本发明采用了一种与众不同的方法，该方法中：
1.用一封闭电炉作为电炉，
2.从电炉中排放出铜含量已降至3.0重量％或更低、优选2.0重量％的熔渣，
3.用颗粒直径不小于0.1mm且不大于10mm的颗粒材料作为含氧化铜且装入电炉内的铜源材料，和
4.在装料的熔化至熔渣的排放的期间，电炉的内压保持为低于大气压。
现在介绍本发明所列出的这些点。
图1示出用于进行本发明的装置的一个实施例。图1中，1表示构成本发明装置主体的封闭电炉。该封闭电炉1包括一个具有基本上隔绝外部空气的内部炉空间2的炉体3，位于炉体3上半部分的装料口4和排放口5，位于炉体3下半部分不同高度水平的至少两个流体排放口6和7，与装料口4相连的加料斜槽8，与排放口5相连的排气装置9，以及用于通过电流并加热炉内已装料的电极10a、10b、10c。
所示炉体3具有衬以耐火材料的圆形内壁。加料斜槽8基本上位于炉体3顶部的中心，而且三个电极10a、10b、10c从顶部垂直安装，等间距地位于其圆心和加料斜槽8中心相重合的圆上。换言之，垂直电极10a、10b、10c所处的点是等边三角形的顶点，加料斜槽8基本上位于该等边三角形的中心。
以此方式构成的封闭电炉1装入待处理的含至少一种铂族元素的颗粒物质的混合物11、含氧化铜的颗粒状铜源材料12、固体还原剂(粉末状焦炭)13、和粉末状熔剂14。具体地说，这些装入的原材料以测量的量从它们各自的料斗中进行分配，加入加料斜槽8中，同时由螺旋输送机15在混合的情况下输入电炉1内。加料斜槽8配置有垂直的两段式闸门16和17，从而在材料装入炉内时保持气密性。首先，上段闸门16开启，下段闸门17闭合，将单批的材料装入加料斜槽8内，然后，上段闸门16闭合而下段闸门17开启，将留在斜槽8内的批料装入炉内。当已将该批料装入炉内时，闭合上、下闸门16和17，以备下次装料操作。在所示设备中，在加料斜槽8的下端(低于装料口4)安装一个分流元件18，从而从加料斜槽8落入炉内的材料可在连接三个电极10a、10b、10c的三角形附近、优选在每个边的中点附近着地。由于这导致新装入的材料积累在连接电极10a、10b、10c的最短距离处，故提高了熔化效率。
开始操作已装新材料的炉时，关闭位于炉体3下半部分不同高度水平的至少两个流体排放口6和7。当给电极10a、10b、10c供应电流时，装入炉内的材料开始熔化。通过驱动排气装置9将熔化过程中炉内产生的废气通过排放口5排至除尘器19，处理后的废气被排出装置。连续操作排气装置9，以将基本隔绝外部空气的内炉空间2保持在低于大气压的压力下。
当装入炉内的材料开始熔化时，金属氧化物、特别是铜源材料中的氧化铜被还原剂(粉末状焦炭)还原成金属铜，从而产生熔融金属铜。此熔融金属材料重于熔融的氧化物材料(渣)，因此沉降穿过渣，沉在炉的下部，在那里形成了熔融金属池20。熔融氧化物材料，即熔渣层21，形成在熔融金属20上。
当氧化铜还原所产生的金属态金属的熔体向下穿过熔渣时，它获取了熔渣中存在的铂族元素。也就是说，熔渣溶解了铂族元素。其结果是，铂族元素以被溶解的状态收集在熔融金属20中，使得熔融金属20具有高的铂族元素浓度。另一方面，相应于熔融金属20中溶解的铂族元素量，熔渣21中的铂族元素浓度下降。因此，当铂族元素浓度已变低的熔渣21从较高的流体排放口6排至外部，而铂族元素浓度高的熔融金属20从较低的流体排放口7排放至外部，同时二者彼此隔开时，就可以获得铂族元素浓度高的熔融金属(该金属含有溶解在金属铜中的铂族元素)。
通过用封闭电炉1以此方式进行此铂族元素回收，可以完成铂族元素向熔融金属侧的转移，同时保持炉内的还原气氛并实现高热效率。其结果是，处理周期缩短，且铂族元素回收率得以改善。
本发明的另一特征在于这一点，即，当用这样的封闭电炉进行铂族元素回收时，从电炉排放铜含量已降至3.0重量％或更低的液态熔渣。如下面列出的实施例所示，已经发现，当每吨待处理的含铂族元素的物质使用约0.3吨的氧化铜，而且在封闭电炉内用已混合从而包括足以完全还原氧化铜(1吨熔剂组分也包括在内)的还原剂的原材料进行熔化还原时，熔渣中残留的铂族元素量和熔渣中残留的铜量密切相关。这一关系示于图2中。
如图2所示，例如，当渣的Cu含量为1重量％时，该渣的Pt、Pd和Rh含量分别降至低约5ppm、3ppm和1ppm；而且随着Cu含量的进一步下降，Pt、Pd和Rh的含量也都将趋于持续降低。但是，在Cu含量超过3.0重量％的区域内，Pt、Pd和Rh的含量都趋于剧烈增加，从而铂族元素的回收率迅速下降。
从电炉排出的熔渣因此优选具有已降至3.0重量％或更低，优选2.0重量％或更低的铜含量。熔渣的铜含量可通过用适当的测试设备在操作期间取样并分析炉内熔渣而实时确定。
当熔渣的量增加，且需要在进行本发明方法的期间排至外部时，优选测量渣中的铜含量；如果它超过3.0重量％，则不进行排放操作，而使炉内的内容物静置在预定温度条件下。在静置期间，熔渣的铜含量将逐步降低，同时伴随着渣中铂族元素转移入熔融金属侧。
以这种方式，即使当将低铜含量的渣排放至外部时，也能够避免铂族元素和排放的渣一起流出，且因此能够回收高铂族元素浓度的熔融金属。
本发明的另一个特征在于这一点，即，用平均颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒材料作为含氧化铜且装入电炉内的铜源材料。已经发现，当用平均颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒材料作为铜源材料时，在铜源材料受热并熔化时，待处理物质中的铂族元素易于转移到熔融金属侧。直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒特别优选构成铜源材料的50重量％或更多。当满足这一条件时，铜源材料的剩余部分可为10mm或更大直径的块，而且根据情况也可能包括颗粒直径低于0.1mm的粉末。
为了待处理的含铂族元素的物质和铜源材料之间的最佳可混性，它还优选包括50重量％或更多的、颗粒直径不超过10mm的颗粒材料。当将均由适当粒度的颗粒材料构成的待处理物质和铜源材料，以和碳质还原剂及熔剂混合在一起的状态装入炉内时，铜源材料中的氧化铜易于熔化和被还原，而且所产生熔融金属中的铜有很多机会接触待处理物质中附近的铂族元素。因此通过熔融的金属铜获取了大量的铂族元素。
熔剂优选同时加至装入的原材料中，以促进待处理物质和铜源材料的熔化，并促进所产生渣的流动性。作为熔剂，优选采用以适当比例混合二氧化硅、氧化钙、碳酸钙及类似物而获得的物质。尽管熔剂组分的混合比例根据组成材料而改变，但熔剂组分优选如此混入已装原材料中，从而加热和熔化后的熔剂组合物变为Al2O3：20～40重量％、SiO2：25～35重量％、CaO：20～30重量％，FeO：5～30重量％。
尽管优选包括焦炭作为还原剂，以还原铜源中的氧化铜，产生由金属铜组成的熔融金属，但是除焦炭之外，还可以采用含有具还原活性的有价金属的贱金属、充当碳源的树脂装置材料、活性炭或类似物。含在这些还原剂中的任何有价金属(贵金属或铂族元素)都可通过本发明的方法同时得以回收。
利用本发明时，将待处理物质、铜源材料、熔剂和还原剂的混合物装入封闭电炉中，在保持炉内压力稍低于大气压时，混合物在1100～1700℃、优选在1300～1500℃温度下受热并熔化，已装入材料中的氧化物被熔化，而且已装入材料中的氧化铜被还原。当加热/熔化温度低于1100℃时，渣并未处于全部熔融的状态，其高粘度易于降低铂族元素的回收率。当温度高于1700℃时，能量浪费，而且电炉本体可能受损。在炉内保持降低的压力有助于保持还原气氛，使氧化铜至铜的还原更令人满意地进行，而且提高了将铂族元素包括入熔融金属的效率。
当已装入材料处于熔融状态时，大多数待处理物质具有玻璃状熔融氧化物层(熔渣层)的形式，而且氧化铜被还原剂还原成熔融的金属铜。由于二者之间的比重差异，它们自发分成两层，即，上部渣层和下部熔融金属层。此时，已处理材料中的铂族元素迁移至下熔融金属层，并被其吸收。但是，如前面所指出的，铜源材料的颗粒直径对缩短沉降时间和改善熔融金属层对铂族元素的吸收率有着重要的影响。当铜源材料的颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm时，产生这些改进的效应更为显著。
虽然这一效应的原因尚不完全清楚，但可以合理地推导如下。当待处理物质和熔剂一起熔化时，待处理物质中的铂族元素被分配入适当粘度的熔渣中。一旦同时加入的氧化铜被还原，所产生的熔融金属也被分散入熔渣中，在那里，它在下降穿过熔渣层的过程中吸收了分散并漂浮在适当粘度熔渣中的铂族元素。本发明人将熔融金属(铜金属)的这一铂族元素吸收行为称为“铜喷淋效应(copper showeringeffect)”。当初始装入的铜源材料的颗粒直径小于0.1mm时，分散在熔渣中的熔融金属铜也是小的颗粒直径，因此需要长时间以沉降至下金属层。因此，铜喷淋效应没有显著显现。另一方面，当初始装入的铜源材料是颗粒直径大于10mm的块状材料时，熔融的金属铜在充分吸收分散在熔渣中的铂族元素之前即沉降至下部金属层。这种情况下也不能显著显现铜喷淋效应。进一步地，为了使分散在熔渣中的铂族元素被吸收在下降的熔融金属铜中，熔融的金属铜必须具有适当的表面积和截面积。具体地，在任何给定量的铜源材料下，随着表面积和截面积的增大，吸收效率成比例地增加。可以认为，正是因为这些原因，当初始装入的铜源材料的颗粒直径为不小于0.1mm且不超过10mm时，铜喷淋效应最有效地发生，而且铂族元素从被处理的熔融物质向熔融金属中的转移也发生得最好。
在本发明人的实践中，当50重量％、优选80重量％的铜源材料具有这一范围内的颗粒直径时，没有发生与铂族元素回收有关的实际问题，而当少于50重量％具有这一颗粒直径时，为了提高铂族元素回收率，就必须延长静置时间(沉降时间)。“静置”或“沉降”是指连续供应电流，以保持在将材料装入电炉之后已熔化的渣的预定温度。在静置或沉降期间，优选将封闭电炉的内压保持在降低的水平上。
静置之后，当上熔渣层的铜含量变为3.0重量％或更少时，如前面所解释的那样，将大多数的熔渣排出炉外，将余下的留在炉内。已经吸收了铂族元素且存在于炉下部的熔融金属层也被排出炉外，但某些仍留在炉内。虽然部分熔渣和部分熔融金属留在炉内，仍可以将下一炉次的装入材料供应给炉，并在这一条件下重复同样的操作。
与熔渣分开的取自封闭电炉的、已富集铂族元素的熔融金属能够在仍熔融的状态下转移至氧化炉中，并经历处理，以富集熔融金属中的铂族元素。
在氧化炉中，仍在熔融状态下的熔融金属被氧化，熔融物表面上形成的熔融氧化物(氧化铜)被排至炉外，以留下已进一步富集了铂族元素的熔融金属。由于几乎没有铂族元素能够迁移至熔融物表面上形成的熔融氧化物层中，因此它们留在下部熔融金属层中。熔融金属层的铂族金属元素浓度因此随着每次已形成熔融氧化物层的排出而得以提高。氧化炉内的氧化可优选地通过在保持材料温度为1100℃～1700℃、优选为1200℃～1500℃下引入氧气或含氧气体而实现。在低于1100℃的温度下，熔融氧化物和/或熔融金属固化，妨碍了氧化的进度。在高于1700℃的温度下，出现对炉的损害。
通过以这种方式用氧化炉进行的氧化和排放，富含铂族元素的熔融金属层中的铂族元素浓度能升至10～75重量％。在从氧化炉中取出之后，富集的熔融金属被送至下游的铂族元素回收和精炼步骤，以分离并精炼金属铜和铂族元素。
从氧化炉中排出的熔融氧化物层(主要由氧化铜组成的氧化物)能够作为装入电炉中的铜源材料而进行再利用。这种情况下，从氧化炉中排出的处于熔融状态的氧化物层被倒入水中，也就是说用水制粒，以得到含有不少于50重量％、优选不少于80重量％的、颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒材料的铜源材料。将由水制粒的铜源材料干燥之后，能用筛或其类似物对其颗粒的粒度进行调节，以获得粒度适于根据本发明的方法的铜源材料。所获得的铜源材料捕获铂族元素作为杂质，而且其进一步应用增加了铂族元素的回收率，因为所捕获的铂族元素也最终被转移入熔融金属层中。
现在参考实施例进一步解释本发明。
实施例1
将含有1200ppm Pt、450ppm Pd和90ppm Rh(含36.5wt％的Al2O3、40.6wt％的SiO2和10.5wt％的MgO)的废弃的汽车废气净化催化剂制成颗粒直径不超过10mm的颗粒，用作待处理物质。制备其中80wt％为颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒(其余为直径超过10mm的氧化铜块)的氧化铜，作为铜源材料。混合300kg含这些颗粒的铜源材料和1000kg待处理物质。将所得混合物进一步与作为熔剂组分的600kg CaO、200kg Fe2O3和400kg SiO2，以及作为还原剂的30kg焦炭进行混合。
将混合物装入如图1所示的封闭电炉中，加热至1350℃使之熔化。在装入混合物时，电炉含有前次操作所余熔渣覆盖的熔融金属。对于熔渣，所述残留熔渣占前一炉次的1/4，而其3/4已被排放掉。
装入混合物后，操作排气装置以将炉内保持在减压下，同时通过加热至1350℃使装料熔化。当漂浮在渣表面上的装入混合物已经熔化时，对渣取样，经分析发现其含有0.8wt％的铜。因此，立即从电炉侧排放出约3/4的渣层。当所排放渣冷却且固化后，分析铂族元素含量，发现其含有0.7ppm Pt、0.1ppm Pd和0.1ppm Rh。换言之，基本上所有的铂族元素都已经转移到电炉的下部熔融金属层中。
实施例2
重复实施例1，所不同的是用其中50wt％为颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒(其余为直径超过10mm的氧化铜块)的氧化铜作为铜源材料。其结果是，熔渣排放时的铜含量为0.9wt％，其中的铂族元素量为0.9ppm Pt、0.2ppm Pd和少于0.1ppm的Rh。
对比实施例1
重复实施例1，所不同的是用15kg的焦炭粉末作为还原剂。其结果是，熔渣排放时的铜含量为3.2wt％，其中的铂族元素量为20ppm Pt、12ppm Pd和2ppm的Rh。
对比实施例2
重复实施例1，所不同的是用其中60wt％为颗粒直径小于0.1mm的颗粒(其余为直径不小于0.1mm的氧化铜)的氧化铜作为铜源材料。其结果是，渣中的铂族元素量为3.8ppm Pt、1.2ppm Pd和少于0.2ppm的Rh。
对比实施例3
重复实施例1，所不同的是用30wt％为颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒、其余70wt％为直径超过10mm的块的氧化铜作为铜源材料。其结果是，渣中的铂族元素量为4.2ppm Pt、1.6ppm Pd和少于0.2ppm的Rh。
实施例3
实施例1中，在渣排放后，排出电炉下部的约2/3总量的熔融金属，并将其在熔融状态下装入氧化炉中。氧化炉中，氧气浓度为40％的富氧空气从顶部喷氧管吹至熔融金属表面上。当熔融金属表面上形成了约1cm厚的氧化物层时，使炉倾斜，将氧化物(氧化铜)层从炉内倒入大量水流动的水槽中。
连续重复在氧化炉内将富氧空气吹至氧化炉内熔融金属层上、在形成约1cm厚氧化物层时使炉倾斜以将氧化物倒入水槽的工艺。然后，从水槽中取出由水制粒的氧化物(主要由氧化铜组成的物质)，干燥，取样，用筛测量颗粒直径和组成。发现99wt％的组成颗粒是颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒。
实施例4
按实施例2排出渣后排出电炉下部存在的熔融金属，装在实施例3将氧化铜倒出氧化炉后氧化炉剩余的熔融金属上。然后，以实施例3的方式进行氧化和水制粒，发现99wt％的由水制粒氧化物(主要由氧化铜构成的物质)的组成颗粒是颗粒直径不小于0.1mm且不超过10mm的颗粒。
取出氧化炉下层的所有熔融金属，通过冷却使之固化。取样10kg富含铂族元素的金属铜。该金属铜中铂族元素的含量比为23wt％Pt、8.5wt％Pd和1.5wt％的Rh。
实施例5
重复实施例1，所不同的是用实施例3获得的由水制粒氧化物(主要由氧化铜构成的物质)，来代替实施例1的铜源材料。熔渣排放时的铜含量为0.8wt％，在所得渣中的铂族元素量为0.7ppm Pt、0.1ppmPd和少于0.1ppm的Rh。
如前所释，通过从汽车废气净化催化剂或其它含至少一种铂族元素的待处理物质中取出铂族元素、并将其浓缩在熔融金属铜中的干法，本发明使得可以高回收率且改善操作效率地回收铂族元素。因此，这使得可以从废弃资源中经济且有利地回收铂族元素。
Claims (1)
1.一种通过将铂族元素转移到熔融铜金属中的干回收法回收铂族元素的装置，包括：
炉体(3)，其具有基本上隔绝外部空气的内部空间(2)；
分开地位于炉体(3)上半部分的装料口(4)和排放口(5)；
位于炉体(3)下半部分不同高度处的至少两个流体排放口(6，7)；
和装料口(4)相连的加料斜槽(8)，该加料斜槽(8)配置有闸门，从而在材料装入炉体(3)的内部空间(2)时保持气密性；
和排放口(5)相连的排气装置(9)；和
用于通过电流并加热炉内已装料的电极(10a，10b，10c)，
其中，在炉内，在基本上隔绝外部空气的还原气氛下，熔化包括含有至少一种铂族元素的氧化物基原材料、氧化铜、固体还原剂和熔剂在内的已装入材料，同时操作排气装置以排出炉内产生的气体，高铂族元素浓度的金属流体从较低的流体排放口排出，低铂族元素浓度的渣类流体从较高的流体排放口排出。
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| KR101037324B1 (ko) * | 2009-04-20 | 2011-05-26 | 한국지질자원연구원 | 산화백금이 함유되어 있는 폐 촉매로부터 백금의 회수방법 |
| JP5675780B2 (ja) * | 2009-05-14 | 2015-02-25 | ユミコア ソシエテ アノニムＵｍｉｃｏｒｅ Ｓ．Ａ． | 使用済み均一系触媒からの貴金属の回収 |
| JP5713697B2 (ja) * | 2011-01-18 | 2015-05-07 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | Ｐｇｍの回収方法 |
| JP5804546B2 (ja) * | 2011-02-10 | 2015-11-04 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | Ｐｇｍを含有する被処理部材からのｐｇｍの回収方法 |
| JP5689340B2 (ja) | 2011-03-11 | 2015-03-25 | 田中貴金属工業株式会社 | 白金族元素の回収方法 |
| DE102011016860A1 (de) * | 2011-04-13 | 2012-10-18 | Umicore Ag & Co. Kg | Verfahren zur Bereitstellung edelmetallhaltiger Stoffgemische für die Rückgewinnung von Edelmetallen |
| CN103203351A (zh) * | 2013-04-23 | 2013-07-17 | 河北辛集腾跃实业有限公司 | 一种分离金属与非金属复合产品的方法与生产线 |
| CN104178634A (zh) * | 2014-08-19 | 2014-12-03 | 昆明贵金属研究所 | 从失效汽车催化剂中高效清洁回收铂族金属的方法 |
| FR3026110B1 (fr) | 2014-09-24 | 2016-11-18 | Commissariat Energie Atomique | Procede de recuperation du platine present dans un assemblage membrane-electrode. |
| CN104988314A (zh) * | 2015-05-11 | 2015-10-21 | 昆明贵金属研究所 | 基于铜捕集回收铂族金属的方法 |
| CN106244812A (zh) * | 2016-08-29 | 2016-12-21 | 金川集团股份有限公司 | 一种从一次、二次资源中联合提取铂族金属的方法 |
| CN108866342B (zh) * | 2018-08-29 | 2023-11-17 | 兰州有色冶金设计研究院有限公司 | 一种处理含贵金属废催化剂的装置和方法 |
| CN109136532B (zh) * | 2018-09-30 | 2020-10-16 | 上海交通大学 | 废弃线路板与汽车尾气废催化剂协同资源化的方法 |
| TWI704232B (zh) * | 2019-04-11 | 2020-09-11 | 日商日本製鐵股份有限公司 | 高效率的熔融鐵合金之精煉方法 |
| CN113528828B (zh) * | 2021-07-01 | 2022-06-10 | 昆明贵研新材料科技有限公司 | 一种废氧化铝载体铂族金属催化剂的富集方法 |
| CN115323188B (zh) * | 2022-07-27 | 2023-11-07 | 中南大学 | 一种铜捕集失效催化剂中铂族金属的方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3996044A (en) * | 1974-01-23 | 1976-12-07 | Intercont Development Corporation Pty. Ltd. | Electro-pyrolytic upright shaft type solid refuse disposal and conversion process |
| US4451925A (en) * | 1982-09-13 | 1984-05-29 | Hylsa, S.A. | Charging system for electric arc furnaces |
| US4870655A (en) * | 1987-11-16 | 1989-09-26 | Ward Vincent C | Apparatus for recovery of metallics and non-metallics from spent catalysts |
| CN1120653A (zh) * | 1994-07-21 | 1996-04-17 | 普拉塞尔技术有限公司 | 电弧炉后燃方法 |
Family Cites Families (18)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1896807A (en) * | 1929-01-24 | 1933-02-07 | Bauer Georg | Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes |
| US2744944A (en) * | 1954-12-17 | 1956-05-08 | Tennessee Valley Authority | Rotating electric phosphorus furnace |
| US3936588A (en) * | 1972-03-20 | 1976-02-03 | Elkem-Spigerverket | Control system for electrical furnaces |
| US4060409A (en) * | 1976-02-23 | 1977-11-29 | Kennecott Copper Corporation | Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes |
| JPS53148125A (en) * | 1977-05-31 | 1978-12-23 | Nippon Steel Corp | High strength subbase course material |
| US4685963A (en) * | 1978-05-22 | 1987-08-11 | Texasgulf Minerals And Metals, Inc. | Process for the extraction of platinum group metals |
| AU7663681A (en) * | 1980-11-05 | 1982-05-13 | Engelhard Corporation | Smelting process and apparatus |
| DE3279625D1 (en) * | 1981-09-16 | 1989-05-24 | Matthey Rustenburg Refines | Recovery of platinum group metals from scrap and residues |
| NO150774C (no) * | 1982-05-03 | 1984-12-12 | Elkem As | Fremgangsmaate og anordning ved chargering av en elekrotermisk smelteovn. |
| DE4211164C2 (de) * | 1992-03-31 | 1995-02-16 | Mannesmann Ag | Verfahren und Vorrichtung zum Behandeln von riesel- oder fließfähigem Material |
| JP3222894B2 (ja) * | 1991-04-10 | 2001-10-29 | 田中貴金属工業株式会社 | 白金族金属回収方法 |
| JPH07243080A (ja) * | 1994-03-09 | 1995-09-19 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 自動車廃触媒から白金族金属を吸収して回収された白金族金属含有銅の脱Ｆｅ、脱Ｐ方法 |
| EP0694623A3 (en) * | 1994-07-29 | 1996-04-17 | Teruhisa Ogihara | Method for the treatment of metalliferous waste |
| JPH08325649A (ja) * | 1995-05-30 | 1996-12-10 | Hyuga Seirensho:Kk | 白金族含有廃触媒からの白金族金属の濃縮方法 |
| JP3516604B2 (ja) | 1999-02-26 | 2004-04-05 | 同和鉱業株式会社 | メタル基体触媒からの白金族元素の回収法 |
| ATE225863T1 (de) * | 1999-02-26 | 2002-10-15 | Mintek | Behandlung von metallsulfidkonzentraten durch rösten und reduzierende schmelzung im lichtbogenofen |
| AU2001240432A1 (en) * | 2000-02-15 | 2001-08-27 | Luk Lamellen Und Kupplungsbau Beteiligungs Kg | Method for detecting the actuating position of an actuator of an automated mechanical transmission |
| JP2002030357A (ja) * | 2000-07-14 | 2002-01-31 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | イリジウム、ルテニウム、ロジウムの分離方法およびこれらの−括定量方法。 |
-
2002
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-
2003
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-
2010
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Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3996044A (en) * | 1974-01-23 | 1976-12-07 | Intercont Development Corporation Pty. Ltd. | Electro-pyrolytic upright shaft type solid refuse disposal and conversion process |
| US4451925A (en) * | 1982-09-13 | 1984-05-29 | Hylsa, S.A. | Charging system for electric arc furnaces |
| US4870655A (en) * | 1987-11-16 | 1989-09-26 | Ward Vincent C | Apparatus for recovery of metallics and non-metallics from spent catalysts |
| CN1120653A (zh) * | 1994-07-21 | 1996-04-17 | 普拉塞尔技术有限公司 | 电弧炉后燃方法 |
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