JP2018003126A - Processing method of ruthenium-containing article and recovery method of ruthenium - Google Patents
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Abstract
Description
本発明は、ルテニウム含有物に対する処理方法およびルテニウムの回収方法に関する。 The present invention relates to a method for treating a ruthenium-containing material and a method for recovering ruthenium.
ルテニウムは、その電気的および電磁的特性の面から、電子工業分野、特に、パソコンの高容量ハードディスクの薄膜、自動車用ハイブリッドの集積回路およびプラズマディスプレイパネルの電極などに使用されている。また、高い触媒活性を有するため、燃料電池等の触媒化学分野にも使用されている。 Ruthenium is used in the field of the electronic industry, particularly in the thin film of a high capacity hard disk of a personal computer, an integrated circuit of an automobile hybrid, and an electrode of a plasma display panel because of its electrical and electromagnetic characteristics. Moreover, since it has high catalytic activity, it is also used in the field of catalytic chemistry such as fuel cells.
ルテニウムを得る手法としては、例えば、以下のものが挙げられる。銅精錬に代表される非鉄精錬工程において、銅含有原料から銅を回収する際の副産物として金、ルテニウム等の白金族元素、銀などを含んだ残渣が発生する。この残渣からルテニウムを回収することになる。
従来から、ルテニウム含有物からルテニウムを濃縮し回収する技術としては、次のような方法が知られている。
Examples of methods for obtaining ruthenium include the following. In a non-ferrous refining process typified by copper refining, a residue containing platinum group elements such as gold and ruthenium, silver and the like is generated as a by-product when copper is recovered from the copper-containing raw material. Ruthenium will be recovered from this residue.
Conventionally, the following method is known as a technique for concentrating and recovering ruthenium from a ruthenium-containing material.
特開２０１０−２１５９９９号公報（特許文献１）には、ルテニウム含有物をアルカリ金属水酸化物と共に２２０〜４００℃の温度範囲に加熱してアルカリ溶融液とルテニウム含有固形物との混合体を得るという「低温アルカリ溶融工程」を有するルテニウムの濃縮方法が開示されている。この低温アルカリ溶融工程により、ルテニウムを固形物側、不純物としてのケイ素およびアルミニウムをアルカリ融液側へと分離している（特許文献１の［００２８］等）。 In JP 2010-215999 A (Patent Document 1), a ruthenium-containing material is heated to a temperature range of 220 to 400 ° C. together with an alkali metal hydroxide to obtain a mixture of an alkali melt and a ruthenium-containing solid material. A method for concentrating ruthenium having the “low-temperature alkali melting step” is disclosed. By this low-temperature alkali melting step, ruthenium is separated to the solid side, and silicon and aluminum as impurities are separated to the alkali melt side ([0028] of Patent Document 1).
特開２００９−２３５５１３号公報（特許文献２）には、以下の内容が記載されている。まず、ルテニウム含有物をアルカリとともに加熱しアルカリ溶融液とし、それを冷却してアルカリ溶融塊とし、該アルカリ溶融塊に対して水により湿式浸出を行い、ルテニウム溶解液を得る。そして、該ルテニウム溶解液中に、酸化還元電位が５０〜１２０ｍＶの範囲になるまで還元剤を添加し、水酸化ルテニウムと共に不純物を共沈させ、固液分離により不純物を除去する「湿式部分還元工程」と、該不純物を除去したルテニウム溶解液に、酸化還元電位が３０〜−３００ｍＶの範囲になるまでさらに還元剤を添加することによって水酸化ルテニウムを生成させる「湿式還元工程」とを有し、該水酸化ルテニウムからルテニウムを回収する方法が開示されている（特許文献２の［００２８］〜［００４４］等）。 Japanese Unexamined Patent Publication No. 2009-235513 (Patent Document 2) describes the following contents. First, a ruthenium-containing material is heated together with an alkali to form an alkali melt, cooled to an alkali melt lump, and wet leached with water with respect to the alkali melt lump to obtain a ruthenium solution. Then, a reducing agent is added to the ruthenium solution until the oxidation-reduction potential is in the range of 50 to 120 mV, the impurities are coprecipitated with ruthenium hydroxide, and the impurities are removed by solid-liquid separation. And a “wet reduction step” of generating ruthenium hydroxide by further adding a reducing agent to the ruthenium solution from which the impurities have been removed until the redox potential is in the range of 30 to −300 mV, A method for recovering ruthenium from the ruthenium hydroxide is disclosed ([0028] to [0044] in Patent Document 2).
ルテニウムは、その電気的および電磁的特性の面から、電子工業分野において近年使用量が増大している。そのため、ルテニウムを迅速に供給するための手法が求められている。特に、本発明者らの鋭意研究の結果、ルテニウム含有物に含有される不純物元素如何によっては想像よりも多くの時間や工程を要してしまうことが明らかとなった。しかもそれは特許文献１や２に記載の手法を採用したとしてもそのような課題が生じ得ることが、本発明者らの調べにより明らかとなった。
なお、本明細書においては、ルテニウム以外の元素を不純物元素と称する。
Ruthenium has been used in recent years in the electronic industry because of its electrical and electromagnetic properties. Therefore, a method for quickly supplying ruthenium is required. In particular, as a result of intensive studies by the present inventors, it has become clear that more time and processes than expected are required depending on the impurity elements contained in the ruthenium-containing material. Moreover, it has been clarified by the present inventors that such a problem can occur even when the methods described in Patent Documents 1 and 2 are adopted.
In the present specification, elements other than ruthenium are referred to as impurity elements.
本発明の目的は、ルテニウム含有物中の不純物元素の濃度を比較的簡素な工程によって迅速に低減させられる手法を提供し、ひいてはルテニウムを迅速に回収できる手法を提供することである。 An object of the present invention is to provide a technique that can quickly reduce the concentration of an impurity element in a ruthenium-containing material by a relatively simple process, and thus to provide a technique that can quickly recover ruthenium.
本発明者らによる鋭意研究により、以下の内容が明らかとなった。 The following contents were clarified by intensive studies by the present inventors.
ルテニウム含有物において所定の不純物元素（例えば酸化アルミニウムに含有されるアルミニウム、およびジルコニウム）が存在する場合を例示する。先ほどから挙げているルテニウムは、その電気的および電磁的特性の面から、電子工業分野において近年使用量が増大している。電子工業分野等で使用する際には、ルテニウムの含有率が高い方が好ましい。本発明者らは、ルテニウムの回収の際に、酸化アルミニウムはもちろんのこと、他の元素（例えばジルコニウム）の濃度を低減させておくことにより、電子工業分野にて使用されるルテニウムの品質をこれまで以上に向上させられる、という知見を得た。 A case where a predetermined impurity element (for example, aluminum contained in aluminum oxide and zirconium) is present in the ruthenium-containing material will be exemplified. The amount of ruthenium mentioned above has increased in recent years in the field of electronic industry due to its electrical and electromagnetic characteristics. When using in the electronic industry field etc., the one where the content rate of ruthenium is higher is preferable. The present inventors have reduced the quality of ruthenium used in the electronic industry by reducing the concentration of not only aluminum oxide but also other elements (for example, zirconium) during the recovery of ruthenium. The knowledge that it can be improved more than ever.
ところが、特許文献１に記載の手法では、酸化アルミニウムを分離するための工程を実施することは可能だが、ジルコニウムについての開示は無い。そのため、従来の技術の延長線上に立ってしまうと、酸化アルミニウムを分離するための工程と、ジルコニウムを分離するための工程とを、別々に設ける必要が生じる。 However, with the technique described in Patent Document 1, it is possible to carry out a process for separating aluminum oxide, but there is no disclosure of zirconium. Therefore, if it stands on the extension line | wire of a prior art, it will be necessary to provide the process for isolate | separating aluminum oxide, and the process for isolate | separating a zirconium separately.
そこで本発明者らは、酸化アルミニウムおよびジルコニウムを一つの工程によって分離可能とする手法を模索した。その結果、塩酸および過酸化水素を含む溶液を用い、ルテニウム含有物に対する酸浸出を行うことにより、酸化アルミニウムおよびジルコニウムを共に酸浸出溶液へと分離する、という手法を想到した。 Therefore, the present inventors have sought a method for making it possible to separate aluminum oxide and zirconium in one step. As a result, the inventors have come up with a method of separating both aluminum oxide and zirconium into an acid leaching solution by performing acid leaching on a ruthenium-containing material using a solution containing hydrochloric acid and hydrogen peroxide.
以上の知見に基づいて成された本発明の態様は、以下の通りである。
本発明の第１の態様は、
塩酸および過酸化水素を含む溶液を用い、ルテニウム含有物に対する酸浸出を行う酸浸出工程を有する、ルテニウム含有物に対する処理方法である。
Aspects of the present invention based on the above findings are as follows.
The first aspect of the present invention is:
This is a treatment method for a ruthenium-containing material, which has an acid leaching step of performing acid leaching on the ruthenium-containing material using a solution containing hydrochloric acid and hydrogen peroxide.
本発明の第２の態様は、第１の態様に記載の態様であって、
前記酸浸出工程を行う際に、温度５０℃以上かつｐＨ１．０以下の条件とする。
A second aspect of the present invention is the aspect described in the first aspect,
When performing the acid leaching step, the temperature is set to 50 ° C. or higher and pH 1.0 or lower.
本発明の第３の態様は、第１または第２の態様に記載の態様であって、
前記酸浸出工程の開始時の前記溶液における過酸化水素濃度を０．５質量％以上とする。
A third aspect of the present invention is the aspect described in the first or second aspect,
The hydrogen peroxide concentration in the solution at the start of the acid leaching step is set to 0.5% by mass or more.
本発明の第４の態様は、第１〜第３のいずれか１つの態様に記載の態様であって、
前記ルテニウム含有物はアルミニウムおよびジルコニウムを含有する。
A fourth aspect of the present invention is the aspect according to any one of the first to third aspects,
The ruthenium-containing material contains aluminum and zirconium.
本発明の第５の態様は、第４の態様に記載の態様であって、
前記ルテニウム含有物は酸化アルミニウムを含有する。
A fifth aspect of the present invention is the aspect described in the fourth aspect,
The ruthenium-containing material contains aluminum oxide.
本発明の第６の態様は、
第１〜第５のいずれか１つの態様に記載されたルテニウム含有物に対する処理方法を行った後のルテニウム殿物からルテニウムを回収する回収工程を有する、ルテニウムの回収方法である。
The sixth aspect of the present invention is:
A ruthenium recovery method comprising a recovery step of recovering ruthenium from a ruthenium deposit after performing the treatment method for the ruthenium-containing material described in any one of the first to fifth aspects.
本発明によれば、ルテニウム含有物中の不純物元素の濃度を比較的簡素な工程によって迅速に低減させられ、ひいてはルテニウムを迅速に回収できる。 According to the present invention, the concentration of the impurity element in the ruthenium-containing material can be quickly reduced by a relatively simple process, and as a result, ruthenium can be quickly recovered.
以下、本発明の実施の形態について、一例にて説明する。ただ、本発明は以下の内容に限定されるものではない。
本発明の実施の形態（ルテニウムの回収方法）について、次の順序で説明を行う。
１．準備工程
２．酸浸出工程（ルテニウム含有物に対する処理方法）
３．回収工程
４．その他の工程
Hereinafter, embodiments of the present invention will be described by way of example. However, the present invention is not limited to the following contents.
The embodiment of the present invention (ruthenium recovery method) will be described in the following order.
1. Preparation process Acid leaching process (treatment method for ruthenium-containing materials)
3. Collection step 4. Other processes
＜ルテニウムの回収方法＞
本実施形態のルテニウムの回収方法は、主として以下の工程を有する。
・塩酸および過酸化水素を含む溶液を用い、ルテニウム含有物に対する酸浸出を行う酸浸出工程
・酸浸出工程にて生じたルテニウム殿物から金属ルテニウム（以降、単にルテニウムとも称する。）を回収する回収工程
上記の各工程を中心に、以下、図１に示す一連の工程に従って、具体的に説明する。
<Ruthenium recovery method>
The ruthenium recovery method of the present embodiment mainly includes the following steps.
-Acid leaching process for acid leaching of ruthenium-containing materials using a solution containing hydrochloric acid and hydrogen peroxide-Recovery for recovering metal ruthenium (hereinafter also simply referred to as ruthenium) from ruthenium deposits generated in the acid leaching process Processes The process will be specifically described below according to a series of processes shown in FIG.
１．準備工程
まず、ルテニウムを回収する際の処理対象となるルテニウム含有物を用意する。
本明細書においてルテニウム含有物とは、廃家電ならびに廃電子機器中の基板ならびに電子部品を破砕した破砕くず、または電子機器製品の製造工程で発生する廃材であって、ルテニウムを０．１質量％以上５０質量％以下の割合で含有するものを指す。
ルテニウム含有物は、本発明における酸浸出工程に供する前に、破砕等によりその粒度を細かくしておくことが好ましい。粒度を細かくすることで液体と接する表面部分が増えるので本発明における酸浸出工程を効率的に行うことができるためである。
本実施形態におけるルテニウム含有物の典型例としては、電子工業分野等でルテニウムの蒸着を行った際に、製品に組み込まれずに蒸着装置の防着板に付着したルテニウム含有物をブラスト処理で剥離させた固体（磁着物）が挙げられる。この蒸着処理においては、ルテニウム以外にも鉄やコバルトやクロム、ジルコニウム、白金やパラジウム（後述）など様々な金属が連続して使用されるため、様々な金属が該防着板に付着することになる。そのため、ブラスト処理で剥離されたルテニウム含有物は、ルテニウム以外の様々な金属を含んだ状態となっている。つまりルテニウム含有物には、上記に列挙したルテニウム以外の不純物元素が含まれた状態となっている。
該ブラスト処理にあたって、ブラスト材として酸化アルミニウム粉末が用いられた場合には、酸化アルミニウムがルテニウム含有物に混入する。ルテニウムを回収する場合、以上で述べたようなルテニウム以外の不純物元素の濃度を低減させる必要がある。
1. Preparation Step First, a ruthenium-containing material to be processed when ruthenium is recovered is prepared.
In the present specification, the ruthenium-containing material is waste material generated in the manufacturing process of electronic appliances, or waste materials generated by crushing substrates and electronic components in waste home appliances and electronic devices, and 0.1% by mass of ruthenium. This refers to those contained at a ratio of 50% by mass or less.
The ruthenium-containing material is preferably finely divided by crushing or the like before being subjected to the acid leaching step in the present invention. This is because the surface portion in contact with the liquid is increased by reducing the particle size, so that the acid leaching step in the present invention can be performed efficiently.
As a typical example of the ruthenium-containing material in the present embodiment, when ruthenium is vapor-deposited in the electronic industry field or the like, the ruthenium-containing material that is not incorporated in the product and adheres to the deposition plate of the vapor deposition apparatus is peeled off by blasting. Solid (magnetic deposit). In this deposition process, in addition to ruthenium, various metals such as iron, cobalt, chromium, zirconium, platinum, and palladium (described later) are continuously used. Therefore, various metals adhere to the deposition preventing plate. Become. Therefore, the ruthenium-containing material peeled off by blasting is in a state containing various metals other than ruthenium. That is, the ruthenium-containing material is in a state in which an impurity element other than ruthenium listed above is included.
In the blasting process, when aluminum oxide powder is used as the blasting material, the aluminum oxide is mixed into the ruthenium-containing material. When ruthenium is recovered, it is necessary to reduce the concentration of impurity elements other than ruthenium as described above.
なお、ルテニウム含有物中に含まれるアルミニウムの含有形態としては、酸化アルミニウムのほか、防着板に付着したケースとして金属アルミニウム（以降、単にアルミニウムとも称する。）、合金、複合酸化物等の形態が考えられるが、いずれの形態であっても本発明によりその濃度を低減させることができる。 The aluminum contained in the ruthenium-containing material includes aluminum oxide, metal aluminum (hereinafter also simply referred to as aluminum), an alloy, a composite oxide, and the like as a case attached to the deposition preventing plate. Although it is conceivable, the concentration can be reduced by the present invention in any form.
ただ、上記にて例示したルテニウム含有物はあくまで一例である。ルテニウムを回収する際の処理対象は、必ずしも元素の種類が全て把握されているもののみが採用されるわけではない。その一方で、酸化アルミニウムおよびジルコニウムを含有しないルテニウム含有物に混じって、それらを含有するルテニウム含有物が存在したとしても、後で詳述する本実施形態の手法を採用することにより、確実に、ルテニウム含有物中の不純物元素（アルミニウム、ジルコニウム）の濃度を比較的簡素な工程によって迅速に低減させられる。 However, the ruthenium-containing materials exemplified above are merely examples. The processing target for recovering ruthenium is not necessarily limited to that for which all types of elements are known. On the other hand, even if there is a ruthenium-containing material containing them mixed with a ruthenium-containing material that does not contain aluminum oxide and zirconium, by adopting the method of this embodiment described in detail later, The concentration of impurity elements (aluminum, zirconium) in the ruthenium-containing material can be quickly reduced by a relatively simple process.
ちなみに、後述の酸浸出工程に先立ち、ルテニウム含有物に対して磁選処理を行ってもよい。例えば、特開２０１２−１７９５５４号公報の特許文献に記載の方法を用いることにより、ルテニウムを磁着物に濃縮した上で、以下に述べる本実施形態の内容を適用しても良い。 Incidentally, a magnetic separation process may be performed on the ruthenium-containing material prior to the acid leaching step described later. For example, the content of this embodiment described below may be applied after concentrating ruthenium into a magnetic deposit by using a method described in Japanese Patent Application Laid-Open No. 2012-179554.
２．酸浸出工程（ルテニウム含有物に対する処理方法）
次に、本実施形態における酸浸出工程（すなわちルテニウム含有物に対する処理方法）について説明する。
2. Acid leaching process (treatment method for ruthenium-containing materials)
Next, an acid leaching process (that is, a treatment method for a ruthenium-containing material) in the present embodiment will be described.
本実施形態における酸浸出処理には、塩酸および過酸化水素を含む溶液を用いることに大きな特徴がある。該溶液を採用することにより、万一、酸化アルミニウムおよびジルコニウムがルテニウム含有物に存在していたとしても、酸浸出工程という比較的簡素な一工程にてルテニウム含有物から所定の不純物元素（酸化アルミニウムが溶解された後のアルミニウム、およびジルコニウム、更には先ほど挙げた白金やパラジウム）を浸出させて分離することが可能となる。 The acid leaching treatment in this embodiment is greatly characterized in that a solution containing hydrochloric acid and hydrogen peroxide is used. By adopting the solution, even if aluminum oxide and zirconium are present in the ruthenium-containing material, a predetermined impurity element (aluminum oxide) can be obtained from the ruthenium-containing material in a relatively simple process such as an acid leaching process. It is possible to leach out aluminum and zirconium after being dissolved, and platinum and palladium mentioned above, and to separate them.
その一方で、ルテニウムは、該溶液に対して少しではあるが溶解性を有する。そのため、後述の実施例にて示すように、ルテニウム含有物から幾許かはルテニウムが浸出してしまう。しかしながら、これも後述の実施例にて示すように、アルミニウムとジルコニウムとを両方、一工程により、該溶液中へと浸出させて分離することが可能となる。そのおかげで、工程に要する時間を大幅に短縮でき、酸浸出という比較的簡素な工程を採用することからエネルギーコストを大幅に削減可能となる。本実施形態は、このメリットに着目して成されたものである。 On the other hand, ruthenium is slightly soluble in the solution. Therefore, as shown in the examples described later, some ruthenium is leached from the ruthenium-containing material. However, as will also be shown in the examples below, both aluminum and zirconium can be leached into the solution and separated in one step. Thanks to this, the time required for the process can be greatly shortened, and the energy cost can be greatly reduced by adopting a relatively simple process called acid leaching. The present embodiment has been made paying attention to this merit.
以下、酸浸出工程の好適な各種条件について説明する。 Hereinafter, various preferable conditions for the acid leaching step will be described.
まず、塩酸についてであるが、塩酸の濃度が高い方が、浸出の反応速度を高められる。ただ、該溶液には過酸化水素も含まれることから、本実施形態においては塩酸の濃度を塩化物イオンの濃度にて規定する。本実施形態における酸浸出工程時の塩化物イオン濃度は、浸出の反応速度を高める観点から５質量％以上とすることが好ましい。 First, regarding hydrochloric acid, the higher the concentration of hydrochloric acid, the higher the leaching reaction rate. However, since the solution contains hydrogen peroxide, in this embodiment, the concentration of hydrochloric acid is defined by the concentration of chloride ions. The chloride ion concentration in the acid leaching step in the present embodiment is preferably 5% by mass or more from the viewpoint of increasing the leaching reaction rate.
次に、過酸化水素の濃度について述べる。塩酸及び過酸化水素を含む水溶液を準備する際の酸浸出工程の開始時の過酸化水素濃度は０．５質量％以上とすることが好ましく、１．０質量％以上とすることがより好ましく、２．０質量％以上とすることがさらに好ましい。なお、酸浸出工程の開始時とは、塩酸及び過酸化水素の混合水溶液に対してルテニウム含有物を浸漬させ始めた時である。この浸漬中に過酸化水素を追加投入したとしても、酸浸出工程の開始時は、上記の混合水溶液に対してルテニウム含有物を浸漬させ始めた時である。この時の過酸化水素の濃度を「初期の過酸化水素の濃度」と称する。この初期の過酸化水素濃度が高いほど、浸出の反応速度を高めることができるため、前記の濃度範囲とすることが好ましい。また、この初期の過酸化水素濃度の上限については、濃度が高すぎても効果は頭打ちとなり、薬剤コストが増大するデメリットがあるため、通常は１０質量％以下とすればよい。過酸化水素濃度は酸化還元電位と相関があり、過酸化水素濃度が高くなるほど酸化還元電位も高くなる傾向があるため、液の酸化還元電位を測定することで過酸化水素濃度を見積もることができる。
また、過酸化水素は酸浸出処理の際の溶液（以降、酸浸出液と称する。）中で徐々に分解するため、本工程である酸浸出工程を進行させていくうちに、上記で挙げた初期の過酸化水素濃度を下回るようになることも考えられる。そのため、本工程中に過酸化水素を定期的に追加することが好ましい。
Next, the concentration of hydrogen peroxide will be described. The hydrogen peroxide concentration at the start of the acid leaching step when preparing an aqueous solution containing hydrochloric acid and hydrogen peroxide is preferably 0.5% by mass or more, more preferably 1.0% by mass or more, More preferably, it is 2.0 mass% or more. The start of the acid leaching step is when the ruthenium-containing material starts to be immersed in a mixed aqueous solution of hydrochloric acid and hydrogen peroxide. Even if hydrogen peroxide is additionally added during the immersion, the start of the acid leaching process is when the ruthenium-containing material starts to be immersed in the above mixed aqueous solution. The concentration of hydrogen peroxide at this time is referred to as “initial hydrogen peroxide concentration”. The higher the initial hydrogen peroxide concentration, the higher the reaction rate of leaching, and therefore the above concentration range is preferable. In addition, the upper limit of the initial hydrogen peroxide concentration is usually 10% by mass or less because the effect reaches its peak even if the concentration is too high and there is a demerit that the drug cost increases. The hydrogen peroxide concentration correlates with the redox potential, and the higher the hydrogen peroxide concentration, the higher the redox potential. Therefore, the hydrogen peroxide concentration can be estimated by measuring the redox potential of the liquid. .
Further, since hydrogen peroxide is gradually decomposed in a solution during the acid leaching process (hereinafter referred to as an acid leaching solution), as the acid leaching process, which is the present process, proceeds, It is also conceivable that the concentration of hydrogen peroxide will be lower. Therefore, it is preferable to add hydrogen peroxide periodically during this step.
次に、酸浸出工程における温度条件は、常温でもよいが、５０℃以上が好ましく、８０℃以上がより好ましい。酸浸出の温度が高いほど、酸浸出の反応速度を高めることが可能となる。また、温度条件の上限については特に指定なく、水の沸点である１００℃以下とすればよい。 Next, the temperature condition in the acid leaching step may be room temperature, but is preferably 50 ° C. or higher, and more preferably 80 ° C. or higher. The higher the acid leaching temperature, the higher the acid leaching reaction rate. The upper limit of the temperature condition is not particularly specified and may be 100 ° C. or less, which is the boiling point of water.
次に、酸浸出工程におけるｐＨ条件は、１．０以下が好ましく、０．０以下がより好ましい。酸浸出処理のｐＨが低いほど、酸浸出の反応速度を高めることが可能となる。また、ｐＨ条件の下限について特に指定はないが、塩酸の添加により調整可能な−１．５以上とすればよい。 Next, the pH condition in the acid leaching step is preferably 1.0 or less, and more preferably 0.0 or less. The lower the pH of the acid leaching treatment, the higher the reaction rate of acid leaching. Moreover, although there is no designation | designated in particular about the minimum of pH conditions, what is necessary is just to set it as -1.5 or more which can be adjusted by addition of hydrochloric acid.
次に、酸浸出工程に要する時間としては、ルテニウム含有物中に含まれる不純物元素の濃度や塩化物イオン濃度、過酸化水素濃度、温度、ｐＨの条件にもよるが、１〜５時間とすれば、十分に不純物元素の濃度を低下させられる。 Next, the time required for the acid leaching step is 1 to 5 hours depending on the impurity element concentration, chloride ion concentration, hydrogen peroxide concentration, temperature and pH conditions contained in the ruthenium-containing material. As a result, the concentration of the impurity element can be sufficiently reduced.
なお、酸浸出工程にて用いる容器としては、塩酸と過酸化水素水に容器が侵されずまた酸浸出処理の温度条件に耐える材質であればよく、ホーロー鍋やチタン製容器、テフロン（登録商標）製容器が好適である。 The container used in the acid leaching process may be any material that is resistant to the temperature conditions of the acid leaching process and is not affected by hydrochloric acid and hydrogen peroxide, such as enamel pans, titanium containers, and Teflon (registered trademark). ) Made containers are preferred.
以上の酸浸出工程を所定時間行った後は、酸浸出液を自然放冷により冷却させる。酸浸出液中には、アルミニウムやジルコニウムを含有する酸浸出液とルテニウム殿物とが存在することになる。そして、以下の回収工程により、該ルテニウム殿物からルテニウムを回収することになる。 After performing the above acid leaching step for a predetermined time, the acid leaching solution is cooled by natural cooling. In the acid leaching solution, an acid leaching solution containing aluminum or zirconium and a ruthenium deposit are present. Then, ruthenium is recovered from the ruthenium deposit through the following recovery process.
３．回収工程
本工程では、先の酸浸出工程により生じたルテニウム殿物からルテニウムを回収する。回収手法としては公知の手法を採用しても構わず、目的に応じて適宜選択することができる。
3. Recovery process In this process, ruthenium is recovered from the ruthenium deposit produced in the previous acid leaching process. As the recovery method, a known method may be adopted and can be appropriately selected according to the purpose.
具体例を挙げると、まず、先の酸浸出工程により生じたルテニウム殿物を酸浸出液から分離する固液分離工程を行う。固液分離工程においても公知の手法（フィルタープレス、ろ過等）を使用して構わない。 As a specific example, first, a solid-liquid separation step is performed in which the ruthenium deposit produced in the previous acid leaching step is separated from the acid leaching solution. Also in the solid-liquid separation step, a known method (filter press, filtration, etc.) may be used.
その後、固液分離工程にて分離したルテニウム殿物からルテニウムを回収する。回収手法の一例として、特開２００９−５７６１１号公報等に記載のアルカリ溶融の方法（後述の実施例においても記載する。）を採用してルテニウムを回収する方法が挙げられる。この方法ならば、ルテニウムを高収率で回収することが可能となるため、該公報に記載のアルカリ溶融工程を行うのが好ましい。そして、アルカリ溶融工程後に水浸出工程、再度の固液分離工程を行い、ろ液であるところのルテニウム溶液を得、該ルテニウム溶液から公知の手法にて金属ルテニウムを得る。 Thereafter, ruthenium is recovered from the ruthenium deposit separated in the solid-liquid separation step. As an example of the recovery method, there is a method of recovering ruthenium by adopting an alkali melting method described in JP-A-2009-57611 (also described in Examples described later). With this method, ruthenium can be recovered with a high yield, and therefore it is preferable to perform the alkali melting step described in the publication. Then, after the alkali melting step, a water leaching step and another solid-liquid separation step are performed to obtain a ruthenium solution as a filtrate, and metal ruthenium is obtained from the ruthenium solution by a known method.
ここで、本実施形態においては、先の酸浸出工程のおかげで既にアルミニウムの濃度を著しく低減することができている。そのため、特許文献１において課題として挙げられているような、アルカリ溶融工程におけるアルカリ溶解液の発泡現象を起こさずに済むという効果も奏する。 Here, in the present embodiment, the concentration of aluminum can be significantly reduced by the previous acid leaching process. Therefore, there is also an effect that it is not necessary to cause the foaming phenomenon of the alkali solution in the alkali melting step, which is cited as a problem in Patent Document 1.
以上の各工程を経て、ルテニウム殿物からルテニウムを回収する。そして、本実施形態ならば、ルテニウム含有物中の不純物元素の濃度を比較的簡素な工程によって迅速に低減させられ、ひいてはルテニウムを迅速に回収できる。 Through the above steps, ruthenium is recovered from the ruthenium deposit. According to this embodiment, the concentration of the impurity element in the ruthenium-containing material can be quickly reduced by a relatively simple process, and as a result, ruthenium can be quickly recovered.
４．その他の工程
以上の通り、ルテニウム含有物中の不純物元素濃度を低減させた上で、ルテニウム殿物からルテニウムを回収する方法について説明した。その一方で、ルテニウム含有物には、ルテニウム以外の不純物元素として、貴金属である白金またはパラジウムを含んでいても構わない。その場合、上記の酸浸出工程のおかげで、白金またはパラジウムの大部分は酸浸出され、酸浸出液側へ移行する。そして、固液分離工程によってルテニウム殿物から分離されたろ液から、塩析やイオン交換樹脂への吸着などの公知の方法により、貴金属であるところの白金またはパラジウムを回収することが可能となる。つまり、上記の酸浸出工程（すなわちルテニウム含有物に対する処理方法）には、不純物元素であるところのアルミニウムやジルコニウムを分離するだけではなく、貴金属であるところの白金やパラジウムを酸浸出という簡素な手法によって回収可能とし、しかも白金やパラジウムを酸浸出液へと濃縮しひいては酸浸出液から得られる白金やパラジウムの品質を向上させられるという効果もある。
4). Other Steps As described above, the method for recovering ruthenium from ruthenium deposits after reducing the impurity element concentration in the ruthenium-containing material has been described. On the other hand, the ruthenium-containing material may contain platinum or palladium which is a noble metal as an impurity element other than ruthenium. In that case, thanks to the acid leaching process described above, most of platinum or palladium is acid leached and moves to the acid leaching solution side. Then, platinum or palladium as a noble metal can be recovered from the filtrate separated from the ruthenium deposit by the solid-liquid separation step by a known method such as salting out or adsorption to an ion exchange resin. In other words, in the above acid leaching process (ie, a method for treating ruthenium-containing materials), not only is the impurity element aluminum or zirconium separated, but also a simple technique of noble metal platinum or palladium acid leaching. In addition, there is an effect that the quality of platinum and palladium obtained from the acid leaching solution can be improved by concentrating platinum and palladium into the acid leaching solution.
まとめると、上記で列挙した不純物元素のうち、例えば白金やパラジウムについては、アルミニウムやジルコニウムと同様、酸浸出液へと移行させることにより分離可能となる。 In summary, among the above-listed impurity elements, for example, platinum and palladium can be separated by shifting to an acid leaching solution, like aluminum and zirconium.
以下、本発明によるルテニウム含有物に対する処理方法の実施例について詳細に説明する。なお、以下の例においては、ルテニウムを実際に回収するところまでは実施していないが、ルテニウムを実際に回収する直前の段階におけるルテニウム溶液におけるルテニウムの含有率を測定することにより、実際にルテニウムの回収する場合を想定した上での効果の検証を行っている。
詳細な説明の前に、各測定に用いた装置や条件等について簡単に説明する。
Hereinafter, the Example of the processing method with respect to the ruthenium containing material by this invention is described in detail. In the following examples, ruthenium was not actually recovered until it was actually recovered, but by measuring the ruthenium content in the ruthenium solution immediately before the ruthenium was actually recovered, We are verifying the effects based on the assumption that they will be collected.
Prior to the detailed description, the apparatus and conditions used for each measurement will be briefly described.
本明細書に記載するルテニウムおよび白金の含有率は、誘導結合プラズマ発光分光分析装置（ＳＩＩ社製、製品名ＳＰＳ５１００）を用いて測定し、その他の元素の含有率は、蛍光Ｘ線分析装置（ＳＨＩＭＡＤＺＵ社製、製品名ＸＲＦ−１７００）を用いて測定したものである。 The contents of ruthenium and platinum described in this specification are measured using an inductively coupled plasma emission spectrometer (product name: SPS5100, manufactured by SII), and the contents of other elements are measured using a fluorescent X-ray analyzer ( It is measured using SHIMADZU product name XRF-1700).
また、本明細書に記載のｐＨの値は、ＪＩＳ Ｚ８８０２に基づき、ガラス電極を用いて測定したものであり、測定するｐＨ領域に応じた適切な緩衝液を用いて校正したｐＨ計により測定した値をいう。また、本明細書に記載のｐＨは、温度補償電極により補償されたｐＨ計の示す測定値を、酸浸出の温度条件下で直接読み取った値である。 Further, the pH value described in the present specification was measured using a glass electrode based on JIS Z8802, and was measured with a pH meter calibrated using an appropriate buffer solution corresponding to the pH range to be measured. Value. Further, the pH described in the present specification is a value obtained by directly reading the measured value indicated by the pH meter compensated by the temperature compensation electrode under the temperature condition of acid leaching.
また、本明細書に記載の酸化還元電位の値は、白金電極で測定される標準酸化還元電位である。 Moreover, the value of the oxidation-reduction potential described in this specification is a standard oxidation-reduction potential measured with a platinum electrode.
［実施例１］
１．準備工程
ルテニウム及び白金が付着した基材の表面をアルミナ（酸化アルミニウム）粉によりブラスト処理して、ブラスト処理物を得た。このブラスト処理物に対して湿式磁選処理を行うことで磁着物（出発物）を得た。出発物中の各元素の含有率は、上記装置にて測定した結果、ルテニウム（Ｒｕ）１５．０質量％、白金（Ｐｔ）６．０質量％、アルミニウム（Ａｌ）４．０質量％、ジルコニウム（Ｚｒ）０．１５０質量％であった。また、Ａｌ／Ｒｕ比は０．２６７、Ｚｒ／Ｒｕ比は０．０１０００であった。
[Example 1]
1. Preparatory process The surface of the base material to which ruthenium and platinum adhered was blasted with alumina (aluminum oxide) powder to obtain a blasted product. A magnetic deposit (starting material) was obtained by subjecting this blasted product to wet magnetic separation. As a result of measuring the content of each element in the starting material with the above apparatus, ruthenium (Ru) 15.0% by mass, platinum (Pt) 6.0% by mass, aluminum (Al) 4.0% by mass, zirconium (Zr) It was 0.150 mass%. The Al / Ru ratio was 0.267 and the Zr / Ru ratio was 0.01000.
２．酸浸出工程（ルテニウム含有物に対する処理方法）
水３０Ｌ、濃度３５質量％の塩酸３０Ｌ、および濃度３５質量％の過酸化水素水５Ｌを容量１２０Ｌのチタン製容器に入れて混合した。この混合液の過酸化水素濃度は２．８質量％であり、酸化還元電位は５００ｍＶだった。この混合液に対して上記出発物を８．５ｋｇ投入して混合スラリーとした後に、この混合スラリーの液温を９０℃に調整した。その後、濃度３５質量％の過酸化水素水を６０ｃｍ３／分の速度で６時間添加した。過酸化水素水添加開始時の混合スラリーのｐＨは−０．７であり、過酸化水素水の添加中は、ｐＨ０以下を維持していた。また、混合スラリーの酸化還元電位は、過酸化水素水の添加を継続することで上昇し、過酸化水素水の添加開始から２時間後に８００ｍＶとなり、その後過酸化水素水の添加終了までは、８００〜８５０ｍＶの値で推移していた。なお、チタン製容器への水等の仕込から過酸化水素水の添加終了まで、攪拌機による液の撹拌を行った。
2. Acid leaching process (treatment method for ruthenium-containing materials)
30 L of water, 30 L of hydrochloric acid having a concentration of 35% by mass, and 5 L of hydrogen peroxide water having a concentration of 35% by mass were placed in a 120 L titanium container and mixed. The mixed solution had a hydrogen peroxide concentration of 2.8% by mass and an oxidation-reduction potential of 500 mV. After 8.5 kg of the starting material was added to the mixed solution to form a mixed slurry, the liquid temperature of the mixed slurry was adjusted to 90 ° C. Thereafter, hydrogen peroxide water having a concentration of 35% by mass was added at a rate of 60 cm 3 / min for 6 hours. The pH of the mixed slurry at the start of the addition of the hydrogen peroxide solution was −0.7, and the pH was maintained at 0 or less during the addition of the hydrogen peroxide solution. Further, the oxidation-reduction potential of the mixed slurry rises by continuing the addition of the hydrogen peroxide solution, reaches 800 mV 2 hours after the start of the addition of the hydrogen peroxide solution, and thereafter reaches 800 mV until the end of the addition of the hydrogen peroxide solution. It was changing at a value of ˜850 mV. The liquid was stirred with a stirrer from the addition of water or the like to the titanium container until the end of the addition of the hydrogen peroxide solution.
３．回収工程
（固液分離工程）
過酸化水素水の添加を終了後に、フィルタープレスにて固液分離を行い、固形分であるルテニウム殿物と、酸浸出液とを得た。得られたルテニウム殿物を８時間乾燥して、ルテニウム殿物における殿物乾燥品（以降、単に殿物乾燥品と称する。）５．０ｋｇを得た。
3. Recovery process (solid-liquid separation process)
After the addition of the hydrogen peroxide solution was completed, solid-liquid separation was performed with a filter press to obtain ruthenium deposits and acid leachate as solids. The obtained ruthenium porcelain was dried for 8 hours to obtain 5.0 kg of a dried porcelain product (hereinafter simply referred to as a dried porcelain product).
（アルカリ溶融工程）
殿物乾燥品５．０ｋｇに対して、アルカリとして質量比で該殿物乾燥品の５倍の水酸化カリウムと、酸化剤として質量比で該殿物乾燥品の０．６倍の硝酸カリウムを加えてるつぼに封入し、固定炉で昇温した。るつぼは銀製のものを用いた。固定炉の温度は５００℃とし、１３時間保持した。昇温ならびに保持中に、アルカリ溶融液の発泡現象は無かった。その後、炉内で自然放冷した。
(Alkali melting process)
For 5.0 kg of dried product, add potassium hydroxide 5 times that of dried product as alkali, and 0.6 times more potassium nitrate than dried product in mass ratio as oxidizing agent. Sealed in a crucible and heated in a fixed furnace. A crucible made of silver was used. The temperature of the fixed furnace was 500 ° C. and held for 13 hours. There was no foaming phenomenon of the alkali melt during temperature rising and holding. Then, it naturally left to cool in the furnace.
るつぼを常温まで冷却してアルカリ溶融塊とし、これに水を添加してるつぼ内に残留する固体に対する浸出を行った後に固液分離を行うことで、ろ液であるルテニウム溶液と、固形分である残渣とを得た。 The crucible is cooled to room temperature to form an alkali molten lump, and water is added to the crucible and leaching is performed on the solid remaining in the crucible, followed by solid-liquid separation. A residue was obtained.
＜分配率の算出＞
本実施例において、出発物である磁着物、殿物乾燥品、酸浸出液、アルカリ溶融工程後の残渣、アルカリ溶融工程後のルテニウム溶液について、各元素の分配率を算出した。その結果をまとめたのが以下の表である。
In this example, the distribution ratio of each element was calculated for the magnetic deposit, the dried product, the acid leaching solution, the residue after the alkali melting step, and the ruthenium solution after the alkali melting step. The following table summarizes the results.
ここで、各元素の分配率の算出方法について説明する。分配率は、出発物の全質量を１００％とし、得られた殿物乾燥品に含まれる各元素の質量を算出して、出発物の全質量に対する相対値として算出される。この分配率の指標を用いることで、出発物中の各元素がそれぞれの工程でどのように分配されたかを同じ基準で比較することが可能となる。 Here, a method for calculating the distribution ratio of each element will be described. The distribution ratio is calculated as a relative value with respect to the total mass of the starting material by calculating the mass of each element contained in the obtained dried dried product with the total mass of the starting material being 100%. By using this distribution ratio index, it is possible to compare how each element in the starting material is distributed in each step based on the same standard.
以下、各元素の分配率の算出過程を、元素としてはルテニウムを例にとり、出発物、およびルテニウム殿物における殿物乾燥品について説明する。
まず、投入した出発物の質量は８．５ｋｇ、出発物中のルテニウム含有率が１５質量％であった。そして、得られた殿物乾燥品の質量が５．０ｋｇ、殿物乾燥品中のルテニウム含有率が２１．４質量％であった。そのため、殿物乾燥品中のルテニウム分配率は、
１５％＊（５．０＊０．２１４）／（８．５＊０．１５）＝１２．６％
と算出される。
Hereinafter, the process of calculating the distribution ratio of each element will be described with reference to ruthenium as an example of the starting material and the dried product of ruthenium.
First, the mass of the charged starting material was 8.5 kg, and the ruthenium content in the starting material was 15% by mass. And the mass of the dried porcelain product obtained was 5.0 kg, and the ruthenium content in the dried porcelain product was 21.4% by mass. Therefore, the ruthenium distribution rate in the dried porridge is
15% * (5.0 * 0.214) / (8.5 * 0.15) = 12.6%
Is calculated.
以上の手法によって、殿物乾燥品中の各元素について同様に分配率を算出した。その結果、ルテニウム１２．６％、白金０．３％、アルミニウム０．４％、ジルコニウム０．０６０％、Ａｌ／Ｒｕ比は０．０３２、Ｚｒ／Ｒｕ比は０．００４７６と算出された。
また、出発物と殿物乾燥品との分配率の差分から、酸浸出液中の分配率を算出したところ、ルテニウム２．４％、白金５．７％、アルミニウム３．６％、ジルコニウム０．０９０％、Ａｌ／Ｒｕ比は１．５００、Ｚｒ／Ｒｕ比は０．０３７５０と算出された。
By the above method, the distribution ratio was similarly calculated for each element in the dried porridge. As a result, it was calculated that ruthenium 12.6%, platinum 0.3%, aluminum 0.4%, zirconium 0.060%, Al / Ru ratio was 0.032, and Zr / Ru ratio was 0.00476.
Further, when the distribution ratio in the acid leachate was calculated from the difference in distribution ratio between the starting material and the dried product, the ruthenium was 2.4%, platinum was 5.7%, aluminum was 3.6%, zirconium was 0.090. %, The Al / Ru ratio was calculated as 1.500, and the Zr / Ru ratio was calculated as 0.03750.
そして、アルカリ溶融工程後の残渣、およびアルカリ溶融工程後のルテニウム溶液についても、各元素の分配率を算出した。その結果、残渣中の分配率は、ルテニウム１．０％、白金０．３％、ジルコニウム０．０５５％、Ｚｒ／Ｒｕ比は０．０５５００と算出された。
アルカリ溶融工程後のルテニウム溶液中の分配率を、殿物乾燥品と残渣の差分から算出した。その結果、ルテニウム１１．６％、白金０．０％、ジルコニウム０．００５％、Ｚｒ／Ｒｕ比は０．０００４３と算出された。
なお、アルミニウムの濃度については、既にアルカリ溶融工程にて発泡が起こらない程度の低濃度となっていたことが確認できるため、測定を行わなかった。
And the distribution rate of each element was computed also about the residue after an alkali melting process, and the ruthenium solution after an alkali melting process. As a result, the distribution ratio in the residue was calculated as ruthenium 1.0%, platinum 0.3%, zirconium 0.055%, and Zr / Ru ratio 0.0505.
The distribution ratio in the ruthenium solution after the alkali melting step was calculated from the difference between the dried product and the residue. As a result, ruthenium 11.6%, platinum 0.0%, zirconium 0.005%, and the Zr / Ru ratio were calculated as 0.00043.
In addition, about the density | concentration of aluminum, since it had confirmed that it was already a low density | concentration which does not generate | occur | produce in an alkali melting process, it did not measure.
ここで、ルテニウム溶液１中のジルコニウム／ルテニウム比は０．０００４３という非常に低い結果であり、ルテニウム回収物中のジルコニウムの濃度を低減できることが分かった。 Here, the zirconium / ruthenium ratio in the ruthenium solution 1 was a very low result of 0.00043, and it was found that the concentration of zirconium in the ruthenium recovered product could be reduced.
４．その他の工程（白金回収工程）
なお、本実施例においては、実際に白金回収工程を行った。酸浸出工程で得られた酸浸出液には有価金属である白金が白金塩素錯体｛ＰｔＣｌ６｝２−の形態で溶解しているため、この酸浸出液にカリウムイオンを添加して塩化白金酸カリウムＫ２ＰｔＣｌ６を沈殿させる塩析反応を利用して、白金を回収した。
4). Other processes (platinum recovery process)
In this example, a platinum recovery process was actually performed. Since the valuable metal platinum is dissolved in the form of platinum-chlorine complex {PtCl 6 } 2− in the acid leaching solution obtained in the acid leaching step, potassium ions are added to the acid leaching solution to add potassium chloroplatinate K Platinum was recovered using a salting out reaction to precipitate 2 PtCl 6 .
酸浸出液に、酸浸出液中の白金量に対してモル比で２．５倍の塩化カリウム粉末を添加して、３０分間撹拌した。撹拌後に得られたスラリーを固液分離し、その後固形分を乾燥することで、白金回収物を得た。白金回収物中の白金の含有率は３６．３質量％であった。 To the acid leachate, potassium chloride powder having a molar ratio of 2.5 times the amount of platinum in the acid leachate was added and stirred for 30 minutes. The slurry obtained after stirring was subjected to solid-liquid separation, and then the solid content was dried to obtain a platinum recovery product. The platinum content in the platinum recovered product was 36.3% by mass.
［比較例１］
本比較例においては、不純物元素としてのアルミニウムの分離を低温アルカリ溶融にて行った。
[Comparative Example 1]
In this comparative example, aluminum as an impurity element was separated by low-temperature alkali melting.
実施例と同様の出発物と、出発物中のアルミニウム量に対してモル比で２．５倍の水酸化ナトリウムと、出発物中のアルミニウム量に対してモル比で２．５倍の水酸化カリウムとを、ステンレス製容器に封入し、定温加熱器に入れた。定温加熱器の設定温度を２５０℃に固定して２時間保持することで、低温アルカリ溶融を行い、アルカリ溶融液とアルカリ溶融残渣との混合体を得た。その後、この混合体を加熱器内で自然放冷した。 The same starting materials as in the examples, 2.5 times the molar amount of sodium hydroxide relative to the amount of aluminum in the starting material, and 2.5 times the molar amount of hydroxide based on the amount of aluminum in the starting material Potassium was sealed in a stainless steel container and placed in a constant temperature heater. The set temperature of the constant temperature heater was fixed at 250 ° C. and held for 2 hours to perform low-temperature alkali melting to obtain a mixture of an alkali melt and an alkali melt residue. Thereafter, this mixture was naturally cooled in a heater.
上記混合体の容器を常温まで冷却して凝固させ、これに水を添加して容器内に残留する固体を浸出した。得られた水浸出後のスラリーをガラスフィルターで吸引ろ過することで、固形分としてアルカリ溶融残渣を、ろ液として水浸出液を得た。 The container of the mixture was cooled to normal temperature and solidified, and water was added thereto to leach out the solid remaining in the container. The obtained slurry after water leaching was suction filtered with a glass filter to obtain an alkali molten residue as a solid content and a water leaching solution as a filtrate.
この固液分離後、アルカリ溶融残渣を乾燥することで、アルミニウム濃度が低減された乾燥品を得た。比較例１での各元素の分配率の結果を以下の表に示す。
また、水浸出液中の分配率を算出したところ、ルテニウム０％、白金０％、アルミニウム３．９％、ジルコニウム０％と算出された。
After the solid-liquid separation, the alkali melt residue was dried to obtain a dried product having a reduced aluminum concentration. The results of the distribution ratio of each element in Comparative Example 1 are shown in the following table.
Further, when the distribution ratio in the water leachate was calculated, it was calculated as 0% ruthenium, 0% platinum, 3.9% aluminum, and 0% zirconium.
比較例１においては、低温アルカリ溶融の方法を用いることにより、出発物であるところのルテニウム含有物中のアルミニウムの濃度を低減することはできた。ただ、別の不純物元素であるジルコニウムの濃度を低減することはできなかった。そもそも、本例の出発物にはジルコニウムや貴金属である白金も含有されていたが、この白金についても分離することはできなかった。 In Comparative Example 1, the concentration of aluminum in the ruthenium-containing material as a starting material could be reduced by using the low-temperature alkali melting method. However, the concentration of zirconium, which is another impurity element, could not be reduced. In the first place, the starting material of this example contained zirconium and platinum which is a noble metal, but this platinum could not be separated.
［まとめ］
以上の結果、本実施例によれば、ルテニウム含有物中の不純物元素の濃度を比較的簡素な工程によって迅速に低減させられ、ひいてはルテニウムを迅速に回収できることがわかった。
[Summary]
As a result, according to this example, it has been found that the concentration of the impurity element in the ruthenium-containing material can be quickly reduced by a relatively simple process, and as a result, ruthenium can be recovered quickly.
Claims (6)
A method for recovering ruthenium, comprising a recovery step of recovering ruthenium from ruthenium deposits after performing the method for treating a ruthenium-containing material according to any one of claims 1 to 5.
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