NO141444B

NO141444B - PROCEDURE FOR PRODUCING A DISSOLUTION OF PRECIOUS METALS FROM A PRECIOUS METAL CONCENTRATE

Info

Publication number: NO141444B
Application number: NO76760228A
Authority: NO
Inventors: Roderick Ivan Edwards; Joe Pok Loo; David Ian Ossin
Original assignee: Nat Inst Metallurg
Priority date: 1975-01-29
Filing date: 1976-01-26
Publication date: 1979-12-03
Also published as: NO141444C; FR2299411B3; GB1481295A; JPS51125626A; JPS5823449B2; NO760228L; BE838029A; FR2299411A1; CA1068116A; DE2602827C2; DE2602827A1; ZA75593B

Description

Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte til ved hjelp av en syre og et oksydasjonsmiddel å frembringe en oppløsning av edelmetaller fra et edelmetallkonsentrat som inneholder i det minste iridium og/eller ruthenium, eventuelt sammen med minst ett av metallene platina, palladium, gull, sølv, osmium og rhodium. The present invention relates to a method for using an acid and an oxidizing agent to produce a solution of precious metals from a precious metal concentrate containing at least iridium and/or ruthenium, possibly together with at least one of the metals platinum, palladium, gold, silver, osmium and rhodium.

Alle kommersielle raffineringsmetoder for platinametallene er i grunnen hydrometallurgisk av natur. Den første og nøkkel-operasjonen i disse prosesser er således oppløsninger av de verdifulle bestanddeler fra kildematerialet. All commercial refining methods for the platinum metals are essentially hydrometallurgical in nature. The first and key operation in these processes is thus dissolution of the valuable constituents from the source material.

Men platinametallene er ytterst vanskelig å løse opp og lange utlutingstidsrom med sterkt aktive medier, såsom kongevann, anvendes vanligvis. Selv under meget sterke utlutings-betingelser oppnås det generelt ikke fullstendig oppløsning av de verdifulle stoffer, og særlig angripes de sekundære platinametaller (rhodium, ruthenium, iridium og osmium) bare i liten utstrekning. Dessuten er graden metallene løses opp ofte sterkt varierende fra sats til sats og er generelt avhengig av pro-sesstrinnene som kildematerialet har vært utsatt for før platinametallutlutingstrinnet. But the platinum metals are extremely difficult to dissolve and long leaching periods with highly active media, such as aqua regia, are usually used. Even under very strong leaching conditions, complete dissolution of the valuable substances is generally not achieved, and in particular the secondary platinum metals (rhodium, ruthenium, iridium and osmium) are only attacked to a small extent. Moreover, the degree to which the metals are dissolved is often highly variable from batch to batch and is generally dependent on the process steps to which the source material has been exposed prior to the platinum metal leaching step.

Som følge av disse effekter er det vanlig praksis å benytte en multitrinnprosess som omfatter både pyrometallurgiske og hydrometallurgiske trinn for å frembringe oppløsning av platinametallene. En vanlig benyttet serie av operasjoner er følgende: 1) utførelse av en innledende kongevannsutluting på et konsentrat av platinametaller, gull og sølv, 2) smelting av resten med blymonoksyd og et reduksjonsmiddel til dannelse av en bly-platinametallegering, 3) utluting av den således dannete blybarre med salpeter-syre, 4) utluting av resten fra trinn 3) med kongevann som løser opp det meste av platina og palladium, men lite av de sekundære platinametaller, 5) smelting av resten som er rik på sekundære platinametaller med natriumperoksyd, samt 6) utluting av den smeltede blanding med vann og nøytrali-sering med saltsyre til dannelse av en kloridoppløsning av de sekundære platinametaller. As a result of these effects, it is common practice to use a multi-step process that includes both pyrometallurgical and hydrometallurgical steps to produce dissolution of the platinum metals. A commonly used series of operations is the following: 1) performing an initial aqua regia leach on a concentrate of platinum metals, gold and silver, 2) melting the residue with lead monoxide and a reducing agent to form a lead-platinum metal alloy, 3) leaching it thus formed lead ingot with nitric acid, 4) leaching the residue from step 3) with aqua regia which dissolves most of the platinum and palladium, but little of the secondary platinum metals, 5) smelting the residue which is rich in secondary platinum metals with sodium peroxide, and 6) leaching the molten mixture with water and neutralizing with hydrochloric acid to form a chloride solution of the secondary platinum metals.

Forskjellig resirkulering er også involvert i den prak-tiske gjennomføring av denne fremgangsmåte. Different recycling is also involved in the practical implementation of this method.

Et stort antall operasjoner er således involvert, og en A large number of operations are thus involved, and a

stor del av platinametallene er bundet i resirkulasjonsstrømmer. Mange av resirkulasjonsstrømmene er i begynnelsen i form av opp-løsninger. For å gjenvinne de verdifulle stoffer i disse strøm-mer må de først behandles for å gjøre de edle metaller uopp-løselige. Vanligvis benyttes det reduksjon til metall under anvendelse av sink som reduksjonsmiddel, og denne operasjon er tidkrevende, dyr og ikke helt effektiv. a large part of the platinum metals is tied up in recycling streams. Many of the recycling streams are initially in the form of solutions. In order to recover the valuable substances in these streams, they must first be treated to make the precious metals insoluble. Usually, reduction to metal is used using zinc as a reducing agent, and this operation is time-consuming, expensive and not entirely efficient.

Dessuten viser det seg vanligvis at i mange kildemateri-aler som inneholder edle metaller kan en stor del av innholdet av uedle metaller ikke effektivt skilles ut før platinametall-utlutingen, ved f.eks. en mildere utluting såsom svovelsyre-utluting. Disse uedle metaller forurenser derfor utlutings-væskene som inneholder de edle metaller og gjør både raffinering og resirkulering betydelig mer vanskelig. Moreover, it usually turns out that in many source materials containing noble metals, a large part of the content of base metals cannot be effectively separated before the platinum metal leaching, by e.g. a milder leaching such as sulfuric acid leaching. These base metals therefore contaminate the leach liquids containing the precious metals and make both refining and recycling considerably more difficult.

Formålet med den foreliggende oppfinnelse er å overvinne de ovennevnte vanskeligheter ved raffinering av platinametaller. The object of the present invention is to overcome the above-mentioned difficulties in refining platinum metals.

For klarhetens skyld vil begrepet "edle metaller" bli benyttet på blandinger av noen eller alle platinametaller som i tillegg kan inneholde gull og/eller sølv. Begrepet "uedle metaller" slik det benyttes her omfatter alle andre metaller enn de "edle metaller". For the sake of clarity, the term "precious metals" will be used for mixtures of some or all platinum metals which may additionally contain gold and/or silver. The term "base metals" as used here includes all metals other than the "precious metals".

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kjennetegnes ved The method according to the invention is characterized by

a) at edelmetallkonsentratet oppvarmes sammen med en aluminiumkilde til dannelse av en edelmetall/aluminiumlegering, b) at legeringen utlutes med syre under betingelser hvor uedle metaller oppløses og det dannes en rest som inneholder a) that the noble metal concentrate is heated together with an aluminum source to form a noble metal/aluminium alloy, b) that the alloy is leached with acid under conditions where base metals dissolve and a residue is formed containing

edelmetaller, precious metals,

c) at resten skilles fra utlutingsoppløsningen, samt c) that the residue is separated from the leaching solution, as well as

d) at resten utlutes under sterkt oksyderende betingelser med syre og et oksydasjonsmiddel hvorved iridium og ruthenium samt eventuelle andre edelmetaller i resten oppløses. d) that the residue is leached under strongly oxidizing conditions with acid and an oxidizing agent whereby iridium and ruthenium as well as any other precious metals in the residue are dissolved.

Legeringen av aluminium og edelt metall har fortrinnsvis et forhold mellom aluminium og edelt metall på mellom ca. 10:1 og 1:1. The alloy of aluminum and noble metal preferably has a ratio between aluminum and noble metal of between approx. 10:1 and 1:1.

Dannelsen av aluminiumlegeringen kan utføres på en rekke måter, men utføres mest effektivt ifølge en av tre teknikker som er anvendbare for konsentrater av varierende kvalitet og sammensetning: 1) Konsentrater som har et høyt innhold av edle metaller (over ca. 50%) og som i det vesentlige er metallisk av karakter (f.eks. blybarrerest etter utluting) kan behandles på følgende måte: The formation of the aluminum alloy can be carried out in a number of ways, but is most effectively carried out according to one of three techniques which are applicable to concentrates of varying quality and composition: 1) Concentrates which have a high content of noble metals (above about 50%) and which is essentially metallic in nature (e.g. lead bar residue after leaching) can be treated in the following way:

a) Materialet kan ganske enkelt smeltes sammen med en a) The material can simply be fused with a

like stor vekt aluminium ved en temperatur på over 1000°C under equal weight of aluminum at a temperature of over 1000°C below

en beskyttende atmosfære for å minske oksydasjon av aluminium. a protective atmosphere to reduce oxidation of aluminium.

b) Materialet kan blandes med en liten mengde (5-2 5 vekts-prosent) av et egnet oksyd eller sulfid av et uedelt metall, fortrinnsvis jern(III)oksyd eller jern(II)sulfid og tilstrekkelig aluminiumpulver, fortrinnsvis en vektmengde som er ekvivalent med konsentratet. Denne blanding glødes deretter ifølge en egnet teknikk hvoretter oksydet av det uedle metall og aluminium reagerer, og den aluminotermiske reaksjon som derved startes frembringer tilstrekkelig varme til å bevirke legeringsdannelsen. 2) Konsentrater med et middels innhold av edle metaller (mellom ca. 30 og 50%) med et høyt innhold av uedle metaller, men hvor silisiumdioksyd foreligger i lave konsentrasjoner (mindre enn 5%) eller fortrinnsvis ikke er til stede. Disse kan behandles på tilsvarende måte som ovenfor med unntagelse av at tilstrekkelige sulfider eller oksyder av de uedle metaller allerede er til stede i materialet slik at tilsetning av ytterligere jern(III)oksyd eller jern(II)sulfid er unødvendig. Tilsetning av noe flussmiddel såsom kalsiumoksyd (CaO) kan være nyttig til å gjøre aluminiumoksydet som er dannet ved reaksjonen oppløselig ved utlutingen av de uedle metaller. Visse matteutlutingsrester og rester fra innledende utluting hører til denne klasse av konsentrat. 3) Materiale med middels eller lavt innhold av edle metaller (innhold av edle metaller på mindre enn 30%) med høyt innhold av uedle metaller og høyt silisiumdioksydinnhold. Den foretrukne teknikk her er å danne en mellomlegering av edle metaller og jern som deretter legeres ytterligere med aluminium til dannelse av en typisk legering som inneholder ca. 30% Fe, 30% Al, 30% edle metaller og 10% andre uedle metaller såsom Ni, Pb, Cu etc. Denne operasjon foretas typisk, men ikke nødvendig-vis i en lysbueovn på følgende måte:' a) Konsentratet blandes med karbon og ulesket kalk, pelle-tiseres og røstes ved ca. 800°C for å redusere eventuelle oksyder b) The material can be mixed with a small amount (5-25% by weight) of a suitable oxide or sulphide of a base metal, preferably iron (III) oxide or iron (II) sulphide and sufficient aluminum powder, preferably an amount by weight which is equivalent to the concentrate. This mixture is then annealed according to a suitable technique, after which the oxide of the base metal and aluminum react, and the aluminothermic reaction which is thereby started produces sufficient heat to effect the formation of the alloy. 2) Concentrates with a medium content of noble metals (between approx. 30 and 50%) with a high content of base metals, but where silicon dioxide is present in low concentrations (less than 5%) or is preferably not present. These can be treated in a similar way as above, with the exception that sufficient sulphides or oxides of the base metals are already present in the material so that the addition of further iron (III) oxide or iron (II) sulphide is unnecessary. The addition of some flux such as calcium oxide (CaO) can be useful in making the aluminum oxide formed by the reaction soluble in the leaching of the base metals. Certain mat leach residues and residues from initial leaching belong to this class of concentrate. 3) Material with a medium or low content of precious metals (content of precious metals of less than 30%) with a high content of base metals and a high silicon dioxide content. The preferred technique here is to form an intermediate alloy of noble metals and iron which is then further alloyed with aluminum to form a typical alloy containing approx. 30% Fe, 30% Al, 30% noble metals and 10% other base metals such as Ni, Pb, Cu etc. This operation is typically, but not necessarily, carried out in an arc furnace in the following way: a) The concentrate is mixed with carbon and quicklime, pelletized and roasted at approx. 800°C to reduce any oxides

av edle metaller til metall. of precious metals to metal.

b) Det røstete materiale smeltes sammen med skrapjern i en lysbueovn til dannelse av en legering med et innhold av edle b) The roasted material is fused with scrap iron in an arc furnace to form an alloy with a noble content

metaller på grovt 50% og en kalsium-jern-silisiumdioksydslagg som har lavt innhold av edle metaller. metals of roughly 50% and a calcium-iron-silicon dioxide slag that has a low content of precious metals.

c) Slaggen helles bort og aluminiumskrap tilsettes til jernlegeringen i tilstrekkelig mengde til å danne en legering c) The slag is poured off and aluminum scrap is added to the iron alloy in sufficient quantity to form an alloy

med et aluminiuminnhold på ca. 3 0%. with an aluminum content of approx. 30%.

Denne teknikk gjelder særlig konsentrater med høyt silisiumdioksydinnhold og lavt innhold av edle metaller, såsom visse matteutlutingsrester, men den vil selvfølgelig også kunne anvendes i andre tilfeller. This technique particularly applies to concentrates with a high silicon dioxide content and a low content of precious metals, such as certain mat leaching residues, but it can of course also be used in other cases.

I alle de ovennevnte tilfeller behandles den dannete legering fortrinnsvis på følgende måte: 1) Legeringens aluminium- og jerninnhold utlutes sammen under sterkt reduserende betingelser under anvendelse av svak syre til å utføre utlutingen. Eventuelle resirkuleringsstrømmer som er sure og inneholder edle metaller kan anvendes på dette trinn. Man har erfart meget effektiv sementering av de edle metaller, og avløpslutingsvæsken vil inneholde svært lite edle metaller. In all of the above cases, the formed alloy is preferably treated in the following manner: 1) The alloy's aluminum and iron contents are leached together under strongly reducing conditions using weak acid to carry out the leaching. Any recycle streams that are acidic and contain noble metals can be used at this stage. Very effective cementation of the precious metals has been experienced, and the sewage leaching liquid will contain very little precious metals.

2) Resten fra den første utluting utsettes deretter for 2) The remainder from the first leaching is then postponed

en mer intens utluting ved et potensial som er tilstrekkelig til å løse opp kobber. Det er tilgjengelig mange kjente frem-gangsmåter for å utføre dette, og særlig vil Falconbridge sitt utlutingssystem med kontrollert potensial (L.R. Hougan, H. Zacharissen, Journal of Metals, side 6-9, mai 1975 "The recovery of nickel copper and a precious metal concentrate from high grade precious metal matters") hvor det anvendes klorgass som oksydasjonsmiddel være anvendbar her. a more intense leaching at a potential sufficient to dissolve copper. Many known methods are available for accomplishing this, and in particular Falconbridge's leaching system with controlled potential (L.R. Hougan, H. Zacharissen, Journal of Metals, pages 6-9, May 1975 "The recovery of nickel copper and a precious metal concentrate from high grade precious metal matters") where chlorine gas is used as oxidizing agent can be used here.

3) Resten fra den andre utluting utlutes deretter i saltsyre med kommersiell styrke (ca. 10 molar) under anvendelse av klorgass som oksydasjonsmiddel. Utlutingen har vist seg å være hurtig og fullstendig, og utlutingsresten, dersom den finnes, består av uløselige stoffer såsom silisiumdioksyd og aluminium-oksyd med lavt innhold av edle metaller, typisk mindre enn 5000 ppm edle metaller totalt. 3) The residue from the second leaching is then leached in hydrochloric acid of commercial strength (approx. 10 molar) using chlorine gas as oxidizing agent. The leaching has been shown to be rapid and complete, and the leach residue, if present, consists of insoluble substances such as silicon dioxide and aluminum oxide with a low content of noble metals, typically less than 5000 ppm noble metals in total.

Forskjellige forsøk som hittil er blitt utført vil bli beskrevet nedenfor for å illustrere oppfinnelsen. Various experiments which have been carried out so far will be described below to illustrate the invention.

Eksempel I Example I

Konsentratet som ble behandlet ifølge dette eksempel var et moderat rikt platinametallkonsentrat fra et kobber-nikkel-matteutlutingsverk som ved analyse viste seg å inneholde omtrent 3 0% edle metaller (platinametaller + Au + Ag) og ca. 3 0% uedle metaller mens resten var oksygen, svovel og silisiumdioksyd. The concentrate treated according to this example was a moderately rich platinum metal concentrate from a copper-nickel matte leaching plant which, by analysis, was found to contain approximately 30% noble metals (platinum metals + Au + Ag) and approx. 30% base metals while the rest was oxygen, sulfur and silicon dioxide.

En prøve av dette materiale ble først utlutet i 12M saltsyre under anvendelse av klor som oksydasjonsmiddel, og følgende prosentvise oppløsninger ble oppnådd: A sample of this material was first leached in 12M hydrochloric acid using chlorine as an oxidizing agent, and the following percentage solutions were obtained:

Disse resultater ble bedret betraktelig ved å utføre en reduksjonsrøsting før utlutingen på en annen prøve av materialet, men fullstendig oppløsning kunne fremdeles ikke oppnås idet den prosentvise oppløsning var følgende: These results were improved considerably by performing a reduction roast prior to leaching on another sample of the material, but complete dissolution could still not be achieved as the percentage dissolution was as follows:

En tredje prøve av materialet ble deretter aluminotermisk redusert med en like stor mengde aluminiumpulver ved å blande de to bestanddeler og gløde blandingen ved oppvarming til ca. 1000°C. Det reagerte materiale ble først utlutet.med 12M saltsyre for å fjerne aluminium og uedle metaller, og deretter med 12M saltsyre med CI2 som oksydasjonsmiddel for å løse opp platinametallene. Resultatene som ble oppnådd ved utluting av den reagerte masse var følgende: A third sample of the material was then aluminothermically reduced with an equal amount of aluminum powder by mixing the two components and annealing the mixture by heating to approx. 1000°C. The reacted material was first leached with 12M hydrochloric acid to remove aluminum and base metals, and then with 12M hydrochloric acid with Cl2 as an oxidizing agent to dissolve the platinum metals. The results obtained by leaching the reacted mass were the following:

Resten etter utlutingen hadde således et betydelig lavere platinametallinnhold og ville i praksis kunne resirkuleres til mattesmeltingsovnen. The residue after leaching thus had a significantly lower platinum metal content and could in practice be recycled to the mat melting furnace.

Eksempel II Example II

Konsentratet som ble anvendt i dette eksempel var liknende det som beskrevet ovenfor, men hadde et lavere innhold av edle metaller (ca. 20%) og var meget mer tungtsmeltelig. Resultater oppnådd med råmaterialet ved utluting med 12M saltsyre med CI2 var følgende: The concentrate used in this example was similar to that described above, but had a lower content of noble metals (approx. 20%) and was much more difficult to melt. Results obtained with the raw material by leaching with 12M hydrochloric acid with CI2 were the following:

I dette tilfellet ga ikke behandling av materialet ved reduksjonsrøsting før utlutingen så markert forbedring som i eksempel I, idet resultatene var følgende prosentvise oppløs-ninger: In this case, treatment of the material by reduction roasting before the leaching did not give such a marked improvement as in example I, as the results were the following percentage solutions:

Men etter at aluminotermisk reduksjon var blitt utført på samme måte som beskrevet i eksempel I ble det oppnådd meget gode etterfølgende oppløsninger: But after aluminothermic reduction had been carried out in the same way as described in Example I, very good subsequent solutions were obtained:

Også dette eksempel viser at uedle metaller kan fjernes nesten fullstendig før utlutingen med HCl/Cl2 ved utluting i svovelsyre under oksyderende betingelser. Følgende prosentvise oppløsninger viste seg å være typisk: This example also shows that base metals can be almost completely removed before leaching with HCl/Cl2 by leaching in sulfuric acid under oxidizing conditions. The following percentage resolutions were found to be typical:

Mengden platinametaller som ble løst opp sammen med de uedle metaller var forsvinnende liten. The amount of platinum metals dissolved together with the base metals was vanishingly small.

Eksempel III Example III

Konsentratet som ble behandlet ifølge dette eksempel var et konsentrat av sekundære platinametaller frembrakt ved utluting og kongevannsbehandling av blybarrer fremstilt som beskrevet ovenfor, og dette inneholdt ca. 60% platinametaller, 20% bly og 20% andre uedle metaller. The concentrate treated according to this example was a concentrate of secondary platinum metals produced by leaching and aqua regia treatment of lead ingots prepared as described above, and this contained approx. 60% platinum metals, 20% lead and 20% other base metals.

Både direkte utluting med HCI/CI2 og utluting på samme måte etter hydrogenreduksjon av dette materiale viste seg å Both direct leaching with HCI/CI2 and leaching in the same way after hydrogen reduction of this material proved to

være nesten fullstendig ineffektive, noe som fremgår nedenfor: be almost completely ineffective, as shown below:

En prøve av dette konsentrat ble deretter behandlet ved A sample of this concentrate was then treated with

å blande den med en like stor mengde aluminiumpulver og 20 vekts-prosent FeS. Denne blanding ble glødet ved oppvarming ved 1000°C, og den reagerte masse ble først utlutet i 200 g/l svovelsyre for å fjerne de uedle metaller og aluminium og deretter i 12M HCl/C^- De prosentvise oppløsninger som ble oppnådd etter utluting i to timer var følgende: to mix it with an equal amount of aluminum powder and 20 weight percent FeS. This mixture was annealed by heating at 1000°C, and the reacted mass was first leached in 200 g/l sulfuric acid to remove the base metals and aluminum and then in 12M HCl/C^- The percentage solutions obtained after leaching in two hours were as follows:

Dette forsøk ble gjentatt i større målestokk, og det viste seg at nesten alt det tilsatte uedle metall og det som opprinne-lig var til stede ble utlutet ved svovelsyreutlutingen. Etter-følgende utluting med HCI/CI2 i to timer ga tilsvarende opp-løsninger : This experiment was repeated on a larger scale, and it turned out that almost all the added base metal and what was originally present was leached out by the sulfuric acid leaching. Subsequent leaching with HCI/CI2 for two hours gave corresponding solutions:

Et tredje forsøk med dette konsentrat ble utført hvor A third trial with this concentrate was carried out where

5 kg konsentrat ble behandlet på tilsvarende måte som ovenfor. Legeringen ble underkastet en innledende utluting i 10M HC1 under tilsetning av 5 00 g Fe20.j inntil de edle metaller akkurat begynte å løse seg opp. Filtrering ble utført umiddelbart og viste ved analyse 4 5 ppm edle metaller, 7 g/l Fe, 3 g/l Pb samt 5 kg of concentrate was treated in a similar way as above. The alloy was subjected to an initial leaching in 10M HC1 with the addition of 500 g of Fe 2 O.j until the noble metals just began to dissolve. Filtration was carried out immediately and analysis showed 4 5 ppm noble metals, 7 g/l Fe, 3 g/l Pb as well as

120 ppm Cu. Utluting i 10M HC1/C12 ble deretter utført og ble fortsatt i åtte timer i motsetning til utlutingstidene på to timer ovenfor. Økingen av utlutingstiden økte den oppløste prosentandel stort sett til følgende: 120 ppm Cu. Leaching in 10M HC1/Cl2 was then carried out and continued for eight hours as opposed to the two hour leaching times above. The increase in leaching time increased the percentage dissolved largely to the following:

Denne utlutingsvæske inneholdt 54 g/l edle metaller, 150 ppm Cu og 1,6 g/l av andre.uedle metaller og viser således at størstedelen av de uedle metaller var blitt fjernet. This leach liquid contained 54 g/l of noble metals, 150 ppm Cu and 1.6 g/l of other base metals and thus shows that the majority of the base metals had been removed.

Utlutinqen ovenfor ble utført i to trinn i motsetning til den ovenfor angitte, foretrukne tretrinnsprosess. Resultatene fra tretrinnsprosessen er på det nåværende tidspunkt ikke til-gjengelige, men følgende er årsakene til å foretrekke en sepa-rat kobberutluting. Ved utlutingen av jern, aluminium og liknende uedle metaller foreligger det sterkt reduserende betingelser når legeringen utlutes med HCl- eller f^SO^-løsning. På dette trinn er det således faktisk ingen mulighet for oppløsning av de edle metaller. På det andre trinn hvor kobber ville bli utlutet foreligger det mer oksyderende betingelser slik at sjansen for at edle metaller skal oppløses økes. Det er også nødvendig med en vesentlig mindre beholder for å utføre den etterfølgende kobberutluting, noe som resulterer i at mindre volumer utlutingsvæske må behandles vedrørende oppløste edle metaller. Betingelsene på hvert trinn i en totrinns innledende utluting kan optimaliseres, og et anlegg kan mer lettvint ut-formes effektivt. The above extraction was carried out in two steps as opposed to the above preferred three step process. The results of the three-stage process are not available at the present time, but the following are the reasons for preferring a separate copper leaching. In the leaching of iron, aluminum and similar base metals, strongly reducing conditions exist when the alloy is leached with HCl or f^SO^ solution. At this stage, there is thus actually no possibility of dissolution of the noble metals. In the second stage where copper would be leached, there are more oxidizing conditions so that the chance of precious metals being dissolved is increased. A significantly smaller vessel is also required to carry out the subsequent copper leaching, resulting in smaller volumes of leaching liquid having to be treated for dissolved precious metals. The conditions at each stage in a two-stage initial leaching can be optimized, and a plant can more easily be designed efficiently.

Eksempel IV Example IV

Dette eksempel illustrerer alternativ mulighet for utførelse av oppfinnelsen. Et konsentrat som tilsvarte det som ble anvendt i eksempel III ble blandet med en like stor mengde aluminiumpulver, og blandingen ble smeltet i en muffelovn ved 1000°C This example illustrates an alternative possibility for carrying out the invention. A concentrate corresponding to that used in Example III was mixed with an equal amount of aluminum powder, and the mixture was melted in a muffle furnace at 1000°C

i to timer. Den smeltede masse fikk kjølne og ble deretter utlutet med 200 g/l f^SO^ for fjerning av aluminium og de uedle metaller, og resten ble oppløst i 12M HCl/C^- De prosentvise oppløsninger som ble oppnådd i dette tilfelle var følgende: in two hours. The molten mass was allowed to cool and was then leached with 200 g/l f^SO^ to remove aluminum and the base metals, and the residue was dissolved in 12M HCl/C^- The percentage solutions obtained in this case were as follows:

Eksempel V Example V

Et konsentrat som inneholdt ca 20% edle metaller, 16% silisiumdioksyd og 14% jernoksyder ble oppvarmet ved 800°C med karbon i en time. Mengden tilsatt karbon er avhengig av jernet og platinametallet som foreligger som oksyder. Røstetidsrommet er avhengig av kinetikken ved reduksjonen, og denne vil vari- A concentrate containing about 20% noble metals, 16% silicon dioxide and 14% iron oxides was heated at 800°C with carbon for one hour. The amount of added carbon depends on the iron and platinum metal present as oxides. The voting time depends on the kinetics of the reduction, and this will vary

ere med temperatur, sammensetning, partikkelstørrelse og mat- ers with temperature, composition, particle size and food

erialets mineralogi. the mineralogy of the area.

Det reduserte materiale ble delt i to satser som hver ble behandlet på følgende måte: The reduced material was divided into two batches, each of which was treated as follows:

Det reduserte materiale sammen med ulesket kalk (CaO) i The reduced material together with quicklime (CaO) i

en mengde på ca 1 del ble smeltet ved 1600°C. Jernskrap ble tilsatt og smeiten avkjølt. Metallet ble skilt fra slaggen og legert med aluminium i et forhold mellom Al og edle metaller på 0,4:1 ved 1600°C ved først å smelte metallet og tilsette fast aluminium til dette. Etter avkjøling ble aluminiumlegeringen utlutet i konsentrert (10M) saltsyre og resten utlutet i kon- an amount of about 1 part was melted at 1600°C. Scrap iron was added and the smelt cooled. The metal was separated from the slag and alloyed with aluminum in a ratio of Al to noble metals of 0.4:1 at 1600°C by first melting the metal and adding solid aluminum to it. After cooling, the aluminum alloy was leached in concentrated (10M) hydrochloric acid and the remainder leached in conc.

sentrert (10M) HC1 og Cl2. Etter denne utluting var det ingen rest tilbake. Utvinningen av de ulike platinametaller i de endelige utlutingsvæsker er angitt i tabellen nedenfor: centered (10M) HC1 and Cl2. After this leaching there was no residue left. The recovery of the various platinum metals in the final leaching liquids is indicated in the table below:

Uoverensstemmelsene i utvinningen av edle metaller som er ganske tydelige skyldes forsøksfeil. Tallene som er gitt i paren-tes gjelder for den andre halvdel av det opprinnelige reduserte materiale. The discrepancies in the extraction of precious metals which are quite clear are due to experimental errors. The figures given in parentheses apply to the other half of the original reduced material.

Eksempel VI Example VI

Til slutt ble bruken av en kunstig fremstilt resirkulerings-strøm som inneholdt et edelt metall undersøkt for å iaktta cemen-teringseffektene med aluminiumlegeringen. Finally, the use of an artificially produced recycle stream containing a noble metal was investigated to observe the cementation effects with the aluminum alloy.

4 0 1 av en kunstig fremstilt resirkuleringsstrøm på ca 2M HC1 som inneholdt 4 0 1 of an artificially produced recycle stream of about 2M HC1 which contained

ble brakt i berøring med 1 kg av en oppmalt legering av aluminium og edelt metall. Legeringen hadde en partikkelstørrelse på 100% mindre enn 12,7 mm mesh, og berøringen ble utført ved 60°C i seks timer. was brought into contact with 1 kg of a ground alloy of aluminum and precious metal. The alloy had a particle size of 100% smaller than 12.7 mm mesh and the touch was carried out at 60°C for six hours.

Oppløsningen ble avfiltrert og viste seg å inneholde: The solution was filtered off and found to contain:

Cementeringen foregikk således tilsynelatende med en høy grad av effektivitet. The cementation thus apparently took place with a high degree of efficiency.

Forsøkene ovenfor ble utført for å vise at fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen vil virke effektivt. Det fremgår at når saltsyre ble anvendt var styrken enten 10 eller 12M. For fagfolk på området vil det være klart at enhver styrke på syren vil kunne anvendes, idet de mer fortynnete syrer bare vil ta lenger tid for å frembringe den ønskete virkning. Svovelsyre av vilkårlig styrke vil også kunne anvendes opp til en maksimum styrke på ca. 500 g/l. The above experiments were carried out to show that the method according to the invention will work effectively. It appears that when hydrochloric acid was used the strength was either 10 or 12M. For those skilled in the art, it will be clear that any strength of the acid will be able to be used, as the more diluted acids will just take longer to produce the desired effect. Sulfuric acid of any strength can also be used up to a maximum strength of approx. 500 g/l.

Ifølge oppfinnelsen er det således frembrakt en fremgangsmåte med følgende egenskaper: 1) Den gjør det mulig å fjerne innholdet av uedle metaller før utlutingen av platinametallene ved utluting med fortynnet svovelsyre eller saltsyre, og 2) den øker utlutbarheten av platinametallene i en oksyderende saltsyreutluting i meget høy grad slik at faktisk total opp-løsning kan oppnås. According to the invention, a method with the following properties has thus been developed: 1) It makes it possible to remove the content of base metals before the leaching of the platinum metals by leaching with dilute sulfuric acid or hydrochloric acid, and 2) it increases the leachability of the platinum metals in an oxidizing hydrochloric acid leach to a very high high degree so that actual total resolution can be achieved.

Fremgangsmåten kan benyttes for ethvert platinametallrikt materiale som fremkommer på et vilkårlig trinn i den konvensjon-elle raffineringsprosess, og spesielt kan den lettvint benyttes for følgende materialer: 1) tilført materiale til raffineriet slik at behovet for etterfølgende behandling av resten elimineres. Som følge av at platinametallene er så verdifulle ville i praksis denne rest, dersom den overhodet forekom, bli resirkulert til et punkt tid-ligere i prosessen, såsom til mattesmelteren, selv om den hadde lavt innhold av platinametaller, The method can be used for any platinum metal-rich material that appears at any step in the conventional refining process, and in particular it can easily be used for the following materials: 1) added material to the refinery so that the need for subsequent treatment of the residue is eliminated. As a result of the platinum metals being so valuable, in practice this residue, if it occurred at all, would be recycled at a later point in the process, such as to the mat smelter, even if it had a low content of platinum metals,

2) resten fra den primære utluting, samt 2) the residue from the primary leaching, as well

3) resten fra utlutingen og kongevannutlutingen av bly-barren hvor benyttelsen av fremgangsmåten er en erstatning av den potensielt farlige natriumperoksydsmelting. 3) the residue from the leaching and regia leaching of the lead ingot, where the use of the method is a substitute for the potentially dangerous sodium peroxide smelting.

Claims

1. Method for using an acid and an oxidizing agent to produce a solution of precious metals from a precious metal concentrate containing at least iridium and/or ruthenium, possibly together with at least one of the metals platinum, palladium, gold, silver, osmium and rhodium , characterized by) that the noble metal concentrate is heated together with an aluminum source to form a noble metal/aluminium alloy, b) that the alloy is leached with acid under conditions where base metals are dissolved and a residue containing noble metals is formed, c) that the residue is separated from the leaching solution, and d) that the residue is leached under strongly oxidizing conditions with acid and an oxidizing agent whereby iridium and ruthenium as well as any other precious metals in the residue are dissolved.

2. Method in accordance with claim 1, characterized in that the precious metal/aluminium alloy is first leached with acid under strongly reducing conditions to remove the majority of the base metals, whereby a first residue which is leached with acid for selective dissolution of copper, whereby a second residue is formed which is leached under highly oxidizing conditions to dissolve the precious metals.

3. Method in accordance with claim 1 or 2, characterized in that the acid used for the leaching in step b) is contained in a recycling stream together with small amounts of precious metals which are cemented out during the leaching.

4. Method in accordance with claim 1, characterized in that the leaching of the precious metals in step d) is carried out with hydrochloric acid and chlorine gas as oxidizing agent.