WO2004050927A1 - 白金族元素の分離方法 - Google Patents

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WO2004050927A1
WO2004050927A1 PCT/JP2003/010950 JP0310950W WO2004050927A1 WO 2004050927 A1 WO2004050927 A1 WO 2004050927A1 JP 0310950 W JP0310950 W JP 0310950W WO 2004050927 A1 WO2004050927 A1 WO 2004050927A1
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platinum group
leaching
tellurium
group element
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Satoshi Okada
Takahiro Uno
Kazusuke Satou
Shoji Ishiwata
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    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a treatment method capable of efficiently separating selenium, tellurium, and platinum group elements from selenium, platinum group element-containing substances.
  • the present invention relates to a separation method capable of efficiently separating and separating gold remaining in a platinum group element-containing solution obtained from a process of treating a selentellurium platinum group element-containing substance.
  • the separation method of the present invention is suitable as a method for separating and recovering selentell and platinum group elements from reduced slag obtained by subjecting a liquid after gold extraction to a reduction treatment in a process of recovering a noble metal from copper electrolytic slime.
  • the selenium and tellurium mixture means a mixture of selenium and tellurium, for example, a precipitate formed by neutralizing a filtrate obtained by filtering a residue containing a platinum group element from a solution after gold extraction from decoppered slime, and the like. It is.
  • the selentellurium platinum group element-containing substance means a substance containing at least one of selenium and tellurium and a platinum group element, and the selentellurium means selenium and / or tellurium.
  • platinum group elements such as Pt :, Rh, Ir, and Ru, selenium, tellurium, gold, silver, and copper. These metals are separated and recovered. Many methods have been proposed so far. For example, platinum group elements are recovered from silver anode slime from the silver refining process, slime obtained by leaching metal components other than gold by adding nitric acid to the slime, and reducing the slime. Conventionally, to dissolve these slimes, dissolution with aqua regia, dissolution with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, or dissolution by blowing hydrochloric acid and chlorine gas has been used.
  • the chloride ion concentration in the solution is set to 1.5 mol ZL or less, and the temperature is increased to 8 to 1 at a temperature of 60 to 90 ° C.
  • a 2% sulfuric acid gas was blown into the solution to reduce and precipitate the platinum group elements (Japanese Patent Laid-Open No. 2001-316735), or the gold and platinum group elements were recovered from hydrochloric acid leaching solution of copper electrolytic slime by solvent extraction.
  • a method is known in which yttrium dioxide is introduced into the extraction residue and selentell is reduced and precipitated (Japanese Patent No. 3087758, Japanese Patent Application No. 2001-207223).
  • the present invention has solved the above-mentioned conventional problems, and provides a separation method capable of easily and efficiently separating selentell and a platinum group element from a substance containing the platinum group element.
  • the present invention is directed to a method for dissolving a platinum group element-containing material in which selenium coexists, which solves the above-mentioned conventional problems, and provides a method capable of efficiently leaching selenium to separate it from the platinum group element. Provide a separation method.
  • the two-stage reduction treatment with sulfur dioxide is very difficult to control the process, and selenium or platinum group elements cannot be avoided in any of the precipitations. Insufficient separation.
  • the method of extracting the platinum group element by solvent extraction to separate it from selenium or tellurium is costly, and the recovery after extraction is troublesome.
  • all of these methods separate the platinum group element and selenium which are already present in the solution, and do not relate to the dissolution of the processing slag containing the platinum group element and selenium.
  • All of the above methods for recovering selenium and tellurium are methods for oxidizing and dissolving selenium and tellurium. In this method, the platinum group element and selenium cannot be separated in the dissolving stage.
  • rhodium which is a platinum group element
  • rhodium is easily oxidized and hardly turns into a solution because it produces insoluble rhodium oxide.
  • This rhodium is precious
  • a method of separating from the metal-containing slag a method of heating a noble metal-containing slag together with a carbonaceous reducing agent, and reacting the obtained reduced product with a sulfating agent at a high temperature to form a sulfate of rhodium (Japanese Unexamined Patent Publication No. — 1 2 5 4 6 No. 1) is known, but there are problems that the processing temperature is high and the recovery rate is low.
  • the present invention solves the above-mentioned conventional problems with respect to a method for dissolving a platinum group element-containing material containing selenium.
  • the present invention selectively dissolves selenium and efficiently separates it from the platinum group element to form a solid content.
  • a method for dissolving and recovering the remaining platinum group element is provided.
  • anode slime obtained by electrolytic refining of copper and nickel is subjected to wet treatment to separate hardly soluble silver compounds, which are leached with ammonia or the like to separate silver. Then, the tellurium-containing residue was leached with sodium carbonate (Japanese Patent Application Laid-Open No.
  • the present invention has solved the problem of the above-mentioned conventional processing method.
  • a mixture of selenium and tenorel, selenium and tellurium are alloyed with copper, and the copper is electrolyzed to recover electrolytic copper.
  • An object of the present invention is to provide a treatment method in which tellurium is converted into slime, and tellurium is eluted and separated from selenium by leaching treatment of the copper electrolytic slime, so that selenium and tellurium can be treated efficiently.
  • Len is separated and recovered, and the distillation residue is further melted to separate it into a leachate containing selenium and a residue containing a platinum group element.
  • the sulfuric acid gas is further introduced into the above post-solution to continue the reduction treatment
  • tellurium slag is precipitated, and the selenium, tellurium, and platinum group elements are separated from the leachate containing selenium tellurium and the residue containing a platinum group element by leaching the tellurium residue with an alkaline force.
  • a solvent extraction method using dibutyl carbitol has been conventionally known (Japanese Unexamined Patent Publication No. 57-79135). ).
  • a method is also known in which an aqueous solution of oxalic acid is added to the gold extract to reduce and precipitate gold (Japanese Patent Application Laid-Open No. 2001-316167).
  • DBC dibutyl carbitol
  • a method of adding oxalic acid to the chloride leaching solution of copper electrolytic slime, treating the resulting precipitate with nitric acid, and heating and melting the molten salt Japanese Patent Publication No. 64-39030.
  • a method of extracting gold into an organic phase by mixing bis (2-butoxyshethyl) ether, washing the organic phase with hydrochloric acid, and reducing it with oxalic acid Japanese Patent No. 3087758
  • the method of selectively reducing gold using oxalic acid has the problem that when the chlorine concentration of the chlorine leaching solution of copper electrolytic slime is high, the reaction rate is extremely slow, and gold cannot be substantially reduced. There is.
  • the present invention provides a step (A) of subjecting a selentellurium-group-containing material to an alkaline treatment, a step (B) of leaching selentellurium, and a step of leaching a platinum-group-element-containing leaching residue and a selentellurium leachate.
  • a method for separating a platinum group element comprising: a step (C) of separating.
  • the step (A) of subjecting the selentellurium platinum group element-containing substance to a force treatment includes adding a flux composed of a mixture of caustic soda and sodium nitrate to the selentellurium platinum group element-containing substance
  • the step (B) of leaching the selentellurium is a step of leaching the obtained melt with water, wherein the step (B) is a step of leaching the obtained melt with water.
  • the step (C) of separating the leachate from the leachate is preferably a step of solid-liquid separation by leaching with water to separate a liquid containing sodium selenite and a residue containing a platinum group element.
  • the molar ratio of the caustic soda to the sodium nitrate is 75:25 to 85:15.
  • the selentellurium platinum group element-containing material is a treated scum of an extraction residue obtained by separating gold from a hydrochloric acid leaching solution of copper-free slime by solvent extraction.
  • the selentellurium-containing metal element-containing material is used to form a slurry of copper-free copper slurries with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, which is filtered to obtain a leach residue mainly containing silver, and a gold or platinum group element. And a leachate containing selenium and tellurium.Then, after adjusting the liquidity of the leachate, gold is separated from the leachate by solvent extraction.On the other hand, selenium and tellurium are added in order to the extraction residue by adding iodine dioxide. After reduction and separation of the precipitate, the precipitate containing the platinum group element and selenium is concentrated by heating and concentrated. Is preferably a distillation residue obtained by distilling off the distillate.
  • the step (A) of alkali-treating the selentellurium platinum group element-containing substance and the step (B) of leaching selentellurium include the steps of: Is preferably performed simultaneously as an alkali leaching step of separating the platinum group element contained in the solid component and the selentellur contained in the liquid component by solid-liquid separation.
  • an oxidizing agent is added to the separated solid content obtained in the solid-liquid separation step under hydrochloric acid to dissolve the platinum group element.
  • the selenium tellurium-containing substance is leached at a high temperature with high pressure to transfer tellurium together with selenium into a liquid to separate it from the platinum group element.
  • the selentellurium platinum group element-containing substance is leached at a temperature of 60 ° C. or more and an Al concentration of 1 mol / L or more.
  • the platinum group element is rhodium.
  • Ruthenium, palladium, and platinum are preferably one or more.
  • the selentellurium platinum group element-containing substance is a treated scum of an extraction residue obtained by separating gold from a hydrochloric acid leaching solution of copper-free copper by solvent extraction.
  • the selentellurium platinum group-containing material is a slurry of decopperized slime with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, which is filtered to obtain a leach residue mainly containing silver, gold, a platinum group element and selenium, After separating into a leachate containing tellurium, and then adjusting the liquidity of the leachate, gold is separated from the leachate by solvent extraction, while sulfur dioxide is added to the extraction residue to precipitate selenium or tellurium. Is preferably a cake obtained by solid-liquid separation.
  • a mixture of caustic soda and sodium nitrate may be added to the residue obtained by subjecting the selentellurium-containing substance to a distillation treatment. And heating the mixture to a temperature higher than the melting (eutectic) temperature of the mixture to dissolve selenium, and as a step (B) of leaching the selenium, there is a step of leaching it with water.
  • An alkali melting step (a) further comprising a step (C) of separating the leaching residue containing the platinum group element from the leaching residue of selentellurium; a step (A) of the alkali treatment; and a step (B) of leaching selentellurium.
  • a step of alkali leaching the substance containing the platinum group element at high temperature and further comprising a step (C) of separating the leaching residue containing the platinum group element from the leaching solution of selentellurium (C). Mouth) and preferably having.
  • the solution containing the selentellurium platinum group element is subjected to a reduction treatment, a residue obtained by distilling a part of the reduced slag is subjected to alkali melting treatment, and the remaining reduced slag is subjected to an alkaline leaching treatment. ,.
  • sulfuric acid gas is introduced into the solution after gold extraction in the noble metal recovery treatment system of the copper-free electrolytic slime to reduce the same, and the selenium slag precipitated earlier is distilled to separate the selenium of high purity. Is preferably subjected to an alkali melting treatment, and then the generated tellurium slag is subjected to an alkaline leaching treatment.
  • sulfuric acid or hydrochloric acid be added to the leachate obtained in the alkaline leaching step to neutralize the leachate to precipitate selentellurium.
  • hydrochloric acid is added to the leaching residue generated in the leaching step and the melting step in the presence of an oxidizing agent to dissolve the platinum group element.
  • a selenium tellurium mixture is obtained from the selenium tellurium leaching solution, and the obtained selenium tellurium mixture is introduced into a copper melting step to alloy selenium and tellurium with copper, which is electrolyzed with copper to recover electrolytic copper.
  • sulfuric acid or hydrochloric acid is added to the selentellurium leaching solution obtained in the above-mentioned alkaline leaching step to neutralize and precipitate, thereby obtaining a selentellurium mixture, and introducing the obtained selentellurium mixture into a copper melting step.
  • the selentellurium leaching solution obtained in the alkali melting step is added to the selentellurium platinum group element-containing material used in the alkaline leaching step to perform alkali leaching, and sulfuric acid or hydrochloric acid is added to the obtained leaching solution.
  • the mixture is neutralized, and the resulting selenium-tellurium mixture is introduced into a copper melting process to alloy selenium and tellurium with copper, which is electrolyzed with copper to recover electrolytic copper, while selenium and tellurium are converted into copper electrolyzed slides. It is preferable to separate the tellurium from selenium remaining in the leaching residue by accumulating the copper electrolytic slime and leaching the tellurium by oxidizing and leaching the copper electrolytic slime.
  • the selentellurium platinum group element-containing material is reduced slag generated by introducing a sulfurous acid gas into the liquid after gold extraction and performing a reduction treatment.
  • the leachate is brought into contact with metallic copper to recover the produced copper telluride.
  • hydrochloric acid is added to the obtained white metal element-containing residue in the presence of an oxidizing agent, followed by solid-liquid separation.Then, by adding hydroxylamine hydrochloride to the filtered platinum group element-containing solution, gold is selectively added. It is preferable to carry out reductive precipitation.
  • the alkali treatment of the selentellurium platinum group-containing substance is performed at a high temperature.
  • hydrochloric acid is added to the obtained white metal element-containing residue in the presence of an oxidizing agent, followed by solid-liquid separation.Then, by adding hydroxylamine hydrochloride to the filtered platinum group element-containing solution, gold is selectively added. It is preferable to carry out reductive precipitation.
  • the solution after gold extraction of the noble metal recovery treatment system of the copper-free electrolytic slime is used as a substance containing a platinum group element of selentellurium, and sulfuric acid gas is introduced into the solution to return the solution.
  • the selenium slag previously precipitated is distilled, and the distillation residue from which high-purity selenium is separated is subjected to alkali melting treatment to separate the platinum group element-containing residue. It is preferable to separate the platinum group element-containing residue by subjecting the tellurium slag introduced and precipitated to a leaching treatment with an alkaline force, and using the platinum group element-containing residue.
  • FIG. 1 is a process diagram showing an outline of the dissolution / separation method of the present invention, showing a process of separating selentell and a platinum group element from a selentellurium group metal element-containing material.
  • FIG. 2 is a process diagram showing an outline from the treatment of decoppered slime to the separation method shown in FIG.
  • FIG. 3 is a process chart showing an outline of the separation method of the present invention, and shows another step of separating selentell and a platinum group element from the selentellur platinum group element-containing substance.
  • FIG. 4 is a process diagram showing an outline from the treatment of the copper removal slime to the separation method shown in FIG.
  • FIG. 5 is a process diagram showing an outline of the separation method of the present invention, and shows another process of separating selentell and a platinum group element from a substance containing the platinum group element.
  • FIG. 6 is a process chart showing an outline of the separation method of the present invention, and is a view showing a step of separating selenium and tellurium from a selenium tellurium mixture.
  • FIG. 7 is a process diagram showing an outline of the separation method of the present invention, and is a diagram showing a process of separating gold remaining in a platinum group element-containing solution.
  • FIGS. 8A, 8B, and 8C are process diagrams showing the outline of the separation method of the present invention, and are diagrams showing steps obtained by combining preferred separation methods of the present invention.
  • a flux composed of a mixture of caustic soda and sodium nitrate is added to the selenium platinum group element-containing material, and the mixture is heated to a temperature higher than the eutectic temperature of the flux and melted.
  • the melt is leached with water and separated into solid and liquid.
  • the liquid containing sodium selenite and the platinum group This is a method for dissolving a selenium platinum group element-containing substance, which is separated into a residue containing sulfur.
  • the selenium platinum group element-containing material for example, a processing residue of an extraction residue obtained by separating gold from a hydrochloric acid leachate of copper-free slime by solvent extraction is used.
  • This copper-free copper slime contains a large amount of valuable metals such as gold, silver, platinum group elements, selenium, and tellurium.
  • Fig. 2 shows an example of this processing method. As shown in the figure, the decopperized slime is slurried with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, and filtered to separate into a leach slag containing mainly silver and a leach liquor containing gold, a platinum group element and selenium and tellurium.
  • Selenium platinum group element-containing substance such as the above distillation residue, was added a flux comprising a mixture of caustic soda (NaOH) and nitric acid soda (NaN0 3), which is melted by heating to above the eutectic temperature of the flux .
  • Selenium becomes mainly tetravalent This heating and melting, dissolving occurs selenite sodium (Na 2 Se0 3).
  • the use of a mixture of caustic soda and sodium nitrate as a flux is that if caustic soda is used alone, the supply of oxygen from the atmosphere will be insufficient and sodium selenide and lime (Na 2 Se) will be generated.
  • the composition of the flatus is preferably near the eutectic composition.
  • the ratio of caustic soda: sodium nitrate 75:25 to 85:15 (molar ratio).
  • the heating temperature is higher than the eutectic temperature of the flux (258 ° C), and the flux must have sufficient fluidity to exude selenide. 3 5 0 ° ( ⁇ 4 5 0 ° C is desirable.
  • sodium nitrate (NaN0 3) is an oxygen occurs within this temperature range, N_ ⁇ _X is unlikely to occur, but higher than this temperature range N
  • the rate at which ⁇ x is generated increases and the oxidizing power increases, so the rate of hexavalent selenium increases.
  • the melt is leached with water and solid-liquid separated. Since sodium selenite dissolves in water and the platinum group element remains in the residue, the melt is leached with water and filtered to obtain a filtrate containing the sodium selenite and a residue containing the platinum group element. Can be separated. This filtrate contains substantially no platinum group element and has good separability between selenium and platinum group element.
  • the platinum group elements contained in the residue are eluted by adding hydrochloric acid together with an oxidizing agent such as hydrogen peroxide to the residue. This is filtered to recover a filtrate containing a platinum group element.
  • a platinum group element selenide which could not be dissolved by an industrial wet process, can be almost completely dissolved, and a problem has arisen in a dry method.
  • the production of selenium (IV) is also kept low.
  • water alone is sufficient to dissolve selenium from the melt, and the processing cost can be reduced.
  • a preferred second separation method of the present invention will be described with reference to FIG.
  • a selenium platinum group element-containing substance is alkali-leached at a high temperature to transfer selenium and the like into a liquid, and this is separated into a solid and a liquid by solid-liquid separation.
  • a method for separating a platinum group element comprising separating a platinum group element contained in a liquid component from selenium and the like contained in a liquid component.
  • another second separation method of the present invention is a method for dissolving and separating a platinum group element, which comprises adding an oxidizing agent to the solid content separated by alkali leaching under acidic conditions with hydrochloric acid to dissolve the platinum group element. Including.
  • a method in which tellurium is transferred together with selenium into a liquid by alkali leaching at a high temperature to separate it from the platinum group element and a method in which the platinum group element is one or more of rhodium, ruthenium, palladium, and platinum including.
  • the selenium platinum group element-containing material refers to a substance containing selenium or the like together with a platinum group element such as rhodium.
  • Selenium and the like refer to selenium and / or tellurium.
  • the selenium platinum group element-containing material include, as described above, for example, copper-free copper It is possible to use a treated scum of an extraction residue obtained by separating gold from a lime hydrochloric acid leaching solution by solvent extraction. This copper-free copper slime contains a large amount of valuable metals such as gold, silver, platinum group elements, selenium, and tellurium.
  • Fig. 4 shows an example of this processing method.
  • the decopperized slime is slurried with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, and filtered to separate into a leach slag containing mainly silver and a leach liquor containing gold, a platinum group element and selenium and tellurium. .
  • gold is separated from the leachate by solvent extraction.
  • platinum group elements, selenium, and tellurium remain in the extraction residue. Therefore, sulfur dioxide is added to the extraction residue to precipitate these chromium group elements, selenium and tellurium, and can be recovered as a processing residue.Sulfur dioxide is added to the extraction residue to remove selenium and selenium.
  • tellurium When reducing and precipitating tellurium, tellurium has a lower reduction potential than selenium, and tellurium precipitates after selenium precipitates.Therefore, after separating the selenium precipitate by filtration, sulfur dioxide is further added to the filtrate to remove tellurium. Both can be separated and recovered by precipitation. During these reductions, the platinum group elements precipitate with selenium or tellurium. In the present invention, these selenium precipitates or tellurium precipitates can be used as the selenium platinum group element-containing material.
  • the leaching of the selenium platinum group element-containing material is suitably performed at an arsenic concentration of 1 mol ZL or more, for example, preferably in the range of 5 mol / L to 8 mol / L.
  • an arsenic concentration of 1 mol ZL or more for example, preferably in the range of 5 mol / L to 8 mol / L.
  • the concentration of aluminum By increasing the concentration of aluminum to 1 mol / L or more, the oxidation-reduction potential of selenium and tellurium is reduced under strong alkaline conditions of pH> 14. And tellurium can be eluted in an alkaline solution. It should be noted that since the elution reaction of selenium and tellurium progresses slowly at room temperature, it is appropriate to perform leaching at a temperature of 60 ° C. or more, preferably at a temperature of about 80 ° C.
  • an oxidizing agent such as hydrogen peroxide is added to the filtered solid content together with hydrochloric acid.
  • platinum, palladium, rhodium, a platinum group element elute platinum group element such as ruthenium become by connexion chloride complex body chlorine Ion while being by connexion oxidized to hydrogen peroxide, to be stabilized in the liquid Elute.
  • Hydrogen peroxide is the equivalent required to convert platinum group elements into ions with a stable oxidation number, that is, the equivalent required to oxidize platinum to tetravalent, palladium to divalent, and rhodium and ruthenium to trivalent. Is used.
  • the reaction temperature is preferably 60 ° C or higher to promote the reaction, and is preferably 80 ° C or lower to suppress the decomposition of hydrogen peroxide, and is preferably performed at a temperature of about 70 ° C. .
  • this dissolving treatment it is possible to obtain a hydrochloric acid solution in which platinum, palladium, orifice, ruthenium and the like are dissolved.
  • the selenium platinum group element-containing material is leached out at a processing temperature of about 60 ° C. to 80 ° C. without using an oxidizing agent at normal pressure.
  • Selenium and tellurium can be dissolved and separated from platinum group elements. Therefore, selenium and tellurium can be easily separated from the treated slag containing selenium and tellurium together with the platinum group element, and the platinum group element can be selectively recovered with a yield of about 95% or more.
  • the platinum group element is not oxidized during the alkali leaching, hardly soluble rhodium oxide and ruthenium oxide are not generated, and the solution can be easily formed.
  • a platinum group element-containing liquid can be obtained by oxidizing the platinum group element in the leaching residue under hydrochloric acid to form a chloride complex.
  • the eluted selenium and tellurium are dispersed in a colloidal form, and when the leachate is neutralized, it precipitates as a metal and can be easily recovered.
  • the conventional method of leaching alkali using an oxidizing agent leaches under pressure and generates sodium selenate or sodium selenite, so that the subsequent selenium recovery process is troublesome.
  • the treatment method of the present invention dissolves selenium and tellurium at normal pressure without using an oxidizing agent and separates the selenium and tellurium from the platinum group element, so that the process management and the recovery treatment are easy.
  • the third separation method is a treatment method for separating selentell and a platinum group element from the selentellurium group element-containing substance.
  • a mixture of caustic soda and sodium nitrate is added to the residue obtained by distilling the selenium-platinum group element-containing substance, and the mixture is heated to a temperature higher than the melting (eutectic) temperature of the mixture.
  • the method has an alkali melting step (mouth) for dissolving selentellurium and leaching it with water to separate into a leachate containing selentellurium and a leach residue containing a platinum group element.
  • the selentellurium platinum group element-containing material for example, reduction slag of an extraction residual liquid obtained by separating gold by solvent extraction from hydrochloric acid leaching of a copper-free electrolytic slurry can be used.
  • This decoppered electrolytic slime contains a large amount of platinum group elements such as rhodium, norenium, palladium, iridium, and platinum, and valuable metals such as gold, silver, selenium, and tellurium.
  • the selentellurium platinum group element-containing material can be obtained, for example, by treating copper-free refined slime as follows.
  • the copper-free refined slime is slurried with hydrochloric acid and hydrogen peroxide, and then filtered to separate into a leach slag containing mainly silver and a leaching solution containing gold, a platinum group element element and selenium and tellurium.
  • the liquid property of the leachate is adjusted, and gold is separated from the leachate by solvent extraction using DBC or the like.
  • the platinum residue, selenium, and tellurium are dissolved in the extraction residue from which gold has been separated in this manner. Therefore, dioxidation, specifically, for example, sulfur dioxide gas is introduced into the extraction residue in an amount that keeps the selenium concentration in the solution at 3 g / L or more, and selenium is reduced and precipitated. Separate from Sulfur dioxide is further introduced into the filtrate from which selenium has been separated, and tellurium is reduced and precipitated together with the remaining selenium, followed by filtration.
  • the above-mentioned liquid after gold extraction can be used as a liquid containing a platinum group element of selentellurium.
  • a reduced slag of the above-mentioned liquid after gold extraction or a distilled slag further subjected to a distillation treatment can be used.
  • the liquid containing a platinum group element of selentell for example, a solution containing selentell and a platinum group, such as a wastewater from a Metsuki factory and a wastewater from the factory can be used.
  • the thus obtained selentellurium-containing element is treated in the following alkali leaching step and alkali melting step.
  • high-purity selenium is recovered by distilling the selenium slag previously precipitated by the reduction of the above-mentioned extraction residue, and the residue (distillation residue) is subjected to a melting treatment with an argon atom. It is preferable to subject the slag to leaching with a strong force.
  • This distillation residue forms a compound such as palladium selenide, and is stable, so that selenium does not elute even if it is leached with an alkaline solution.
  • the selenium can be treated efficiently by subjecting the distillation slag to melting treatment.
  • the tellurium residue is preferably subjected to alkali leaching.
  • the selenium tellurium-containing element for example, the selenium slag or selenium distillation residue is subjected to alkali melting treatment.
  • the alkali fusion after adding a flux comprising a mixture of caustic source one da selenium grounds or selenium distillation residue was (NaOH) and sodium nitrate (NaN0 3), which was heated above flux melt temperature (eutectic temperature) Melt.
  • the composition of the flatus is preferably near the eutectic composition. Specifically, it is preferable that the ratio of caustic soda: sodium nitrate is 75:25 to 85:15 (molar ratio).
  • the heating temperature is higher than the eutectic temperature of the flux (258 ° C), and the flux must have sufficient fluidity to exude selenide.
  • NOX is hard to occur because oxygen evolution within sodium nitrate (NaN0 3) this temperature range, higher than this temperature range NOX is issued This is not preferable because the rate of production becomes high and the oxidizing power increases, so that the rate of hexavalent selenium increases.
  • the melt is leached with water and solid-liquid separated. Since sodium selenite dissolves in water and the platinum group element remains in the residue, the melt is leached with water and filtered to obtain a filtrate containing the sodium selenite and a residue containing the platinum group element. Can be separated. Platinum group element is not substantially contained in the filtrate, hydrochloric acid with selenium and a contrast separation is good platinum group elements, platinum group elements contained in the residue of the oxidizing agent hydrogen peroxide or the like to the residue Is eluted by adding. This is filtered to recover a filtrate containing a platinum group element.
  • the selenium telluride containing platinum group element is leached. It is preferable that the leaching is performed at an arsenic concentration of 1 mol / L or more, for example, in the range of 5 mol ZL to 8 mol ZL.
  • an arsenic concentration of 1 mol / L or more for example, in the range of 5 mol ZL to 8 mol ZL.
  • the filtrate containing selentellurium is neutralized with sulfuric acid or hydrochloric acid to form a black precipitate of metallic selenium or metallic tellurium, and the color of the solution gradually decreases from deep purple to near pH 7.
  • the liquid becomes transparent.
  • the grade of the selenium precipitate or tellurium precipitate is about 99% or more, and high-grade metal selenium or tellurium can be recovered. If nitric acid is used instead of sulfuric acid or hydrochloric acid, selenium or tellurium is oxidized and dissolved by the oxidizing power of nitric acid, so that precipitation cannot be performed.
  • the liquid temperature is
  • an oxidizing agent such as hydrogen peroxide is added to the platinum-group-element-containing solids together with hydrochloric acid to elute platinum-group elements such as platinum, palladium, rhodium and ruthenium.
  • the platinum group element is oxidized by hydrogen peroxide and forms a chloride complex by chlorine ion, stabilized and eluted in the liquid.
  • Hydrogen peroxide uses the equivalent required to convert the platinum group elements into ions with a stable oxidation number, that is, the equivalent required to oxidize platinum to tetravalent, palladium to divalent, and mouth di and ruthenium to trivalent. .
  • Hydrochloric acid respectively it P t C l, P d C 1, ', R h C 1 6 ", R u C 1 6 3 - equivalent to the amounts, and to use more than 2 moles ZL preferred as the free hydrochloric acid.
  • the reaction temperature is preferably 60 ° C or higher to promote the reaction, and is preferably 80 ° C or lower to suppress the decomposition of hydrogen peroxide, and is preferably performed at a temperature of about 70 ° C.
  • selenium and tellurium can be dissolved at normal pressure without using an oxidizing agent by alkaline leaching of the selenium platinum group element-containing material at a processing temperature of about 60 ° C to 80 ° C.
  • a processing temperature of about 60 ° C to 80 ° C.
  • selenium and tellurium can be easily separated from the treated slag containing selenium and tellurium together with the platinum group element, and the platinum group element can be selectively recovered with a yield of about 95% or more.
  • the platinum group element is not oxidized during the alkali leaching, hardly soluble rhodium oxide and ruthenium oxide are not generated, and the solution can be easily formed.
  • a platinum group element-containing liquid can be obtained by oxidizing the platinum group element in the leaching residue under hydrochloric acid to form a chloride complex.
  • the eluted selenium and tellurium are dispersed in a colloidal form, and when the leachate is neutralized with sulfuric acid or hydrochloric acid, it precipitates as a metal and can be easily recovered.
  • the conventional alkaline leaching method using an oxidizing agent leaches under pressure to produce sodium selenate or sodium selenite, etc., and contains selenium hexavalent, so that selenium contained in wastewater is removed. Difficult to remove.
  • selenium and tellurium are dissolved and separated from the platinum group element under normal pressure without using an oxidizing agent, so that the process control and recovery treatment are easy without containing hexavalent selenium. is there.
  • selenium or tellurium is dissolved in the water leachate in the form of sodium selenite and sodium tellurite in the melting process, and separated from the leach residue containing the platinum group element, but separated.
  • the leaching residue containing the platinum group element obtained in the above alkali melting step is similar to the residue in the alkali leaching step, in that an oxidizing agent such as hydrogen peroxide is added together with hydrochloric acid to form platinum, haradium, rhodium, ruthenium.
  • an oxidizing agent such as hydrogen peroxide is added together with hydrochloric acid to form platinum, haradium, rhodium, ruthenium.
  • an oxidizing agent such as hydrogen peroxide is added together with hydrochloric acid to form platinum, haradium, rhodium, ruthenium.
  • platinum group elements are oxidized by hydrogen peroxide and form chloride complexes by chloride ions, stabilized and eluted into the liquid.
  • a hydrochloric acid solution in which platinum, palladium, rhodium, ruthenium and the like are dissolved can be obtained.
  • This chlorination treatment may be performed together with the leach residue obtained in the leaching process
  • the fourth separation method described here is to introduce a selenium-tellurium mixture into a copper melting process to alloy selenium and tellurium with copper, and electrolyze this into copper to recover electrolytic copper.
  • This is a method for treating selenium tellurium, which is characterized by accumulating in copper electrolytic slime and oxidizing and leaching the copper electrolytic slime to oxidize tellurium to separate tellurium from selenium remaining in the leach residue.
  • the above-mentioned platinum-group element containing selentell is used as a selentell mixture, and as described above, alkali leach is performed at a high temperature, and a leachate containing selentell is obtained. Separates into leach residue containing platinum group elements After the alkaline leaching step, the leachate is neutralized by adding sulfuric acid or hydrochloric acid to precipitate a selenium / tellurium mixture, and the mixture is introduced into a copper melting step to alloy selenium and tellurium with copper, which is then converted to copper.
  • a selentellurium mixture that has been treated with a selentellurium platinum group element-containing substance in a copper production step can be used.
  • the selentellurium platinum group-containing material used in the first to third separation methods can be used.
  • the selentellurium-group-element-containing material is treated in the following immersion leaching step and immersion melting step.
  • selenium slag previously precipitated by reduction of the extraction residue is distilled to recover low-purity selenium, and the residue (distillation residue) is subjected to alkali melting treatment. Thereafter, it is preferable to subject the precipitated tellurium slag to leaching with a strong force.
  • This distillation residue forms a compound such as palladium selenide and is stable, so that selenium does not elute even with alkaline leaching.
  • Selenium can be efficiently treated by subjecting the distillation slag to melting treatment.
  • tellurium slag is preferably subjected to alkaline leaching.
  • the selentellurium platinum group element-containing material is subjected to leaching treatment with an alkaline solution. That is, the alkali leaching is preferably performed under an alkali concentration of 1 mol ZL or more, for example, a range of 5 mol ZL to 8 mol ZL is preferable.
  • the alkali concentration By increasing the alkali concentration to 1 mol / L or more, a strong alkaline property of pH 14 or more is obtained, and the oxidation-reduction potential of selenium / tellurium is reduced.At normal pressure, selenium and tellurium can be used without using an oxidizing agent. Can be eluted in an alkaline solution. At room temperature, the elution reaction of selenium and tellurium progresses slowly, so the temperature should be 60 ° C or more, preferably 80 ° C or more. It is appropriate to perform the leaching at a moderate temperature.
  • the above-mentioned leaching may be performed by adding a leachate obtained by alkali-melting the residue obtained by subjecting the selentellurium-containing substance to a distillation treatment.
  • the tellurium platinum group element-containing substance and the obtained selenium slag or the reduced selenium slag obtained by reduction treatment and distillation remains, caustic soda (N a OH) and sodium nitrate: from a mixture of (N a ⁇ ⁇ ) A certain amount of flux is added, and this is heated above the melting temperature (eutectic temperature) of Flattus to melt it.
  • Selenium becomes mainly tetravalent This heating and melting, dissolving occurs selenite sodium (N a 2 S e.
  • the filtrate containing selentellurium is neutralized by adding sulfuric acid or hydrochloric acid to form a black precipitate of metallic selenium or metallic tellurium, and the color of the solution gradually decreases from dark purple to near pH 7.
  • the liquid becomes transparent.
  • the mixture of metallic tellurium and metallic selenium can be recovered by solid-liquid separation.
  • the grade of selenium and tellurium in this mixture is about 99% or more, and high-grade metallic selenium or tellurium can be recovered.
  • nitric acid is used instead of sulfuric acid or hydrochloric acid, selenium-tellurium is oxidized and dissolved by the oxidizing power of nitric acid, so that precipitation cannot be performed.
  • the liquid temperature is preferably 60 to 80 ° C. If the solution is neutralized at this temperature, a selentelluric mixture having good filtration properties can be obtained.
  • the selenium-tellurium mixture is introduced into a copper melting step to alloy selenium and tellurium with copper, and the alloyed copper (blister copper) is introduced into an electrolysis step to recover electrolytic copper.
  • the alloyed copper blister copper
  • selenium and tellurium, along with other insoluble components Accumulate in solution slime.
  • This copper electrolysis can be performed under ordinary copper electrolysis conditions. While high-purity electrolytic copper is obtained by copper electrolysis, selenium and tellurium, together with other insoluble components contained in blister copper, become copper electrolytic slime.
  • this copper electrolytic slime is air-oxidized with sulfuric acid and subjected to leaching treatment (decopper leaching), most of the copper and tellurium contained in the slime are eluted.
  • sulfuric acid a sulfuric acid electrolytic solution can be used.
  • the decoppered leachate containing the eluted tellurium is brought into contact with metallic copper, copper telluride is formed, so that tellurium can be recovered as copper telluride.
  • it is advisable to recover the copper telluride by passing the decoppered leachate containing the eluted tellurium through a copper chip tower.
  • this de-copper leaching can separate selenium and tellurium.
  • the leaching solution containing copper and selenium is returned to the copper electrolysis step to recover copper as electrolytic copper. Since selenium accumulates in copper electrolytic slime as described above, selenium is concentrated to copper-free slime by repeating this sulfuric acid oxidizing leaching (copper leaching) of copper electrolytic slime.
  • this decoppered slime contains a lot of precious metals such as gold, silver, platinum group elements, and lead, so chlorine gas, hydrochloric acid, etc. are introduced into this decoppered slime together with an oxidizing agent such as hydrogen peroxide. By performing chlorination leaching, these noble metals can be dissolved and recovered through processing steps corresponding to each noble metal element.
  • One example of the precious metal recovery process is to convert the silver and lead in the slime into chlorides and insolubilize them by the above chlorination leaching, while dissolving gold, platinum group elements, selenium and tellurium in the leaching solution, and using this leaching solution as gold.
  • Silver and lead are separated from the silver lead-containing slag by the processing steps described above. Is separated and recovered.
  • gold is separated from the leachate filtrate containing tellurium and the platinum group element by solvent extraction and reduced to recover gold.
  • the extraction residue is distilled to reduce selenium and tellurium, and the reduced slag is removed.
  • the selenium and tellurium mixture is introduced into the copper melting step to alloy selenium and tellurium with copper, and the copper alloy is electrolyzed.
  • high-purity electrolytic copper is recovered, while selenium and tellurium are accumulated in copper electrolytic slime, which is leached by sulfuric acid oxidation (decopper leaching) to separate tellurium into the liquid and separate it from selenium.
  • the eluted tellurium can be brought into contact with metallic copper and separated and recovered as copper telluride.
  • selenium remaining in the desorption residue can be separated and recovered in a process of recovering precious metals such as gold contained in the residue, for example, in a reduction process of gold extraction.
  • a selentellurium-containing element containing selenium is separated by alkali treatment into a leachate containing selentellur and a residue containing a platinum-group element.
  • the mixture was subjected to solid-liquid separation, and then filtered from the platinum-group-element-containing solution.Hydroxylamine hydrochloride was added to form a platinum-group-element-containing solution, which is characterized by selective reduction and precipitation of gold. This is a processing method for separation.
  • the selentellurium platinum group element-containing material obtained in the copper production step can be used.
  • the selentellurium-containing substance is separated into a leachate containing selentellur and a residue containing the platinum-group element.
  • the alkali treatment one or both of the alkali leaching treatment and the alkali melting treatment described above can be performed.
  • the selenium slag previously precipitated by the reduction of the extraction residue is distilled to recover high-purity selenium, and the residue (distillation residue) Is preferably subjected to an alkali melting treatment, and then the precipitated tellurium residue is subjected to an alkali leaching treatment.
  • This distillation residue forms a compound such as palladium selenide and is stable, so that selenium does not elute even when leached with alkali.
  • Selenium can be treated efficiently by subjecting the distillation slag to melting treatment.
  • rhodium and ruthenium in tellurium slag are relatively higher in quality than those contained in selenium slag, so that they become easily insoluble oxides when alkali-molten, and subsequent hydrochloric acid leaching becomes difficult. . Therefore, the tellurium residue is preferably subjected to alkali leaching.
  • the melting process is performed by reducing the content of the elemental platinum group element.
  • a flux comprising a mixture of caustic soda (NaOH) and nitric acid soda (NaN0 3), which Furattasu the melting temperature (eutectic temperature )
  • the above is performed by heating and melting.
  • Selenium becomes mainly tetravalent This heating and melting, dissolving occurs selenite sodium (Na 2 Se0 3).
  • Selentell is dissolved by the alkali melting, and is leached with water to be separated into a leachate containing selentellur and a leach residue containing a platinum group element.
  • this leaching solution can be added to the step of leaching the selentellurium platinum group element-containing substance to perform the above-mentioned leaching.
  • the recovery rate of selentell in the entire treatment step can be increased.
  • the leaching treatment of the selentellurium platinum group element-containing material be carried out at a concentration of 1 mol / L or more, for example, in the range of 5 mol / L to 8 mol / L.
  • a concentration of 1 mol / L or more for example, in the range of 5 mol / L to 8 mol / L.
  • hydroxyamine hydrochloride is added to the platinum group element solution obtained by the above-mentioned alkali treatment to selectively deposit gold by reduction.
  • hydroxylamine hydrochloride is used as the reducing agent, gold can be selectively reduced and precipitated even when the platinum group element solution is acidic with hydrochloric acid.
  • the appropriate amount of hydroxylamine hydrochloride to be added is 1.3 to 1.6 times the amount of gold. If this addition is less than 1.3 equivalents, the reduction of gold is insufficient, and if it exceeds 1.7 equivalents, the platinum group elements, especially palladium, are reduced together with the gold. Can not do it.
  • the reduction temperature is preferably at least 60 ° C. If the temperature is lower than 60 ° C, the reduction reaction slows down and is suitable as an industrial process. Not.
  • the treatment method of the present invention is a method of removing gold when separating and recovering selenium and platinum group elements from reduced slag obtained by reducing the solution after gold extraction. It is suitable as a method.
  • 8A, 8B, and 8C are process diagrams schematically showing the separation method of the present invention, and are diagrams showing steps in which preferred first to fifth separation methods of the present invention are combined. As shown in FIG. 8, by combining the preferred separation methods described above, selenium, tellurium, platinum group elements, It can be seen that gold and gold can be easily separated.
  • the first separation method substantially corresponds to the steps from NaOH melting to water leaching and filtration in FIG. 8B, and the second separation method from NaOH leaching to filtration. This is almost equivalent to the process. Further, the steps from NaOH leaching to filtration and the steps from NaOH melting to water leaching and filtration substantially correspond to the third separation method.
  • the fourth separation method corresponds to the steps from the copper melting step to the tellurium removal step shown in FIG. 8C.
  • % is weight unless otherwise indicated. / 0 (wt%).
  • Example 2 In the same manner as in Example 1 except that 20.3 g of caustic soda and 14.4 g of sodium nitrate were used, 20 g of a platinum group element-containing material containing palladium selenide as a main component was heated and melted. The melt was leached with water and filtered. The leaching rate of selenium in this filtrate was 98.2 wt%. No platinum or palladium was detected in the filtrate. The proportion of hexavalent selenium in the filtrate was 1 O wt% or less.
  • Example 2 In the same manner as in Example 1 except that 27 g of caustic soda was used alone instead of the mixture of caustic soda and sodium nitrate, a platinum group element-containing material mainly composed of baradium selenide was heated and melted. The melt was leached with water and filtered. The leaching rate of selenium in this filtrate was 33.6 wt%, which was significantly lower than that in Example 1. Platinum and palladium were not detected in the filtrate. Hexavalent selenium in the filtrate was 1 Owt% or less.
  • Example 5 In the same manner as in Example 1 except that sodium nitrate alone was used for 57.6 g instead of the mixture of caustic soda and sodium nitrate, a platinum group element-containing material containing palladium selenide as a main component was heated and melted. The melt was leached with water and filtered. The leaching rate of selenium in this filtrate was 98.5 wt%. Platinum and palladium were not detected in the filtrate. On the other hand, the content of hexavalent selenium in the filtrate was 25 wt%, which was much higher than in Example 1. Was. When the residue was repulped with 3N hydrochloric acid and oxidized and dissolved with hydrogen peroxide, the leaching rate of palladium in the solution was 95 wt% and the leaching rate of platinum was 99 wt% or more.
  • Example 5 Example 5
  • the alkali leaching was performed in the same manner as in Example 5 except that the concentration of the caustic soda solution was 1 mol / and the heating and holding time was 5 hours. As a result, 75 g of a residue was recovered. The main components of the residue were P'd, Pt, Rh, and Ru. The grades were Pd: 67%, Pt: 7%, Rh: 3%, Ru: 5%. On the other hand, 63 g / L of Se and 28 g / liter of Te were dissolved in the filtrate, but no platinum group element was detected.
  • Example 9 When alkaline leaching was performed in the same manner as in Example 5 except that the reaction temperature was changed to room temperature, selenium and tellurium were not eluted, and the platinum group element could not be separated from selenium and tellurium ( Comparative Example 4).
  • Example 9 When alkaline leaching was performed in the same manner as in Example 5 except that the reaction temperature was changed to room temperature, selenium and tellurium were not eluted, and the platinum group element could not be separated from selenium and tellurium ( Comparative Example 4).
  • Example 9 When the leachate (filtrate) obtained in Example 9 leaching was maintained at 80 ° C and neutralized by adding sulfuric acid, a black precipitate began to form and the solution became transparent around pH 7. . The precipitate was collected by filtration, and the components were analyzed. The results were 68% for selenium metal and 31% for tellurium metal.
  • Example 1 2 When the leachate (filtrate) obtained in Example 9 leaching was maintained at 80 ° C and neutralized by adding sulfuric acid, a black precipitate began to form and the solution became transparent around pH 7. . The precipitate was collected by filtration, and the components were analyzed. The results were 68% for selenium metal and 31% for tellurium metal.
  • Example 1 2 When the leachate (filtrate) obtained in Example 9 leaching was maintained at 80 ° C and neutralized by adding sulfuric acid, a black precipitate began to form and the solution became transparent around pH 7. . The precipitate was collected by filtration, and the components were analyzed. The results were 68% for
  • Example 9 similarly to the selenium distillation residue, 1 kg of tellurium slag, 1085 g of sodium hydroxide and 575 g of sodium nitrate were mixed and reacted at 400 ° C. for 2 hours. After cooling, 25 L of water was put into the crucible, stirred for 1 hour, and filtered, whereby 97.4% of Se and 98.1% of Te were leached into the filtrate. Pt and Pd were not detected in this filtrate. These filter cakes were mixed, revalved with 3N hydrochloric acid, and oxidized by introducing hydrogen peroxide at a liquid temperature of 70 ° C.
  • the composition of this precipitate was: Se: 68.5%, Te: 31.5%.
  • the concentrations of Se and Te in the filtrate were 53 Oppm and 21 Oppm, respectively.
  • the precipitate was introduced into a copper melting step for electrolytic purification, and the resulting anodic slime was leached by blowing air with a sulfuric acid electrolyte. Most of the Te in the anode slime melts out, so the Te grade in the slime after leaching is 0.5. /. It was.
  • Se did not elute Se was not detected in the leachate, and the Se grade in the leached slime was 8.3%.
  • This leachate was passed through a copper chip tower, and Te in the liquid was recovered as copper telluride.
  • Example 15 In Example 14, 10 liters of 5 mol / L caustic soda was added to 1 kg of tellurium slag obtained by further introducing sulfurous acid gas into the liquid from which selenium slag was separated, and the mixture was maintained at 80 ° C. to perform leaching with aluminum. When it was performed, most of the solution was dissolved in the solution, and the solution turned deep purple. After cooling, the mixture was filtered to obtain 65 g of a residue. Analysis of this residue confirmed that the platinum group elements Pd, Pt, Rh, and Ru were the main components. 2 L of hydrochloric acid and 50 Oml of water were added to the residue to repulp, and 36 Oml of aqueous hydrogen peroxide was gradually added while maintaining the liquid temperature at 70 ° C.
  • the separation method of the present invention may be, for example, a platinum group element such as Pt, Rh, Ir, or Ru in a by-product as a residue insoluble in an electrolytic solution in a copper electrolysis step of production, selenium, tellurium, gold, and silver.
  • a platinum group element such as Pt, Rh, Ir, or Ru in a by-product as a residue insoluble in an electrolytic solution in a copper electrolysis step of production, selenium, tellurium, gold, and silver.
  • Metals such as copper and copper can be easily and efficiently separated and recovered at low cost.

Abstract

本発明の目的の1つは、セレンテルル白金族元素含有物について、効率よくセレン、テルル、白金族元素を分離することができる分離方法を提供することにある。この目的を達成するために、セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理する工程(A)と、セレンテルルを浸出させる工程(B)と、白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程(C)とを具備する白金族元素の分離方法を提供する。

Description

明細書
白金族元素の分離方法 技術分野
本発明は、 セレンテルル白金族元素含有物について、 効率よくセレン、 テルル 、 白金族元素を分離することができる処理方法に関する。 また、 本発明は、 セレ ンテルル白金族元素含有物の処理工程から得た白金族元素含有溶液に残留する金 を効率よく析出分離することができる分離方法に関する。 本発明の分離方法は、 銅電解スライムから貴金属を回収するプロセスにおいて、 金抽出後液を還元処理 して得た還元滓からセレンテルルと白金族元素とを分離回収する方法として好適 である。
なお、 本発明において、 セレンテルル混合物とはセレンとテルルの混合物を意 味し、 例えば脱銅スライムからの金抽出後液から白金族元素含有残渣を濾別して 得られる濾液を中和して生じる沈殿などである。 また、 セレンテルル白金族元素 含有物とは少なくともセレンとテルルの何れかと白金族元素を含有するものを云 レ、、 セレンテルルとはセレンおよび/またはテルルを云う。 背景技術
銅製鍊の銅電解工程では、 電解液に不溶な不純物が残渣として副生する。 この 副生物中には P t:、 R h、 I r、 R uなどの'白金族元素、 セレン、 テルル、 金、 銀、 銅がかなりの量含まれており、 これらの金属を分離回収する方法がこれまで 多数提案されている。 例えば、 白金族元素は、 銀精鍊工程からでる銀アノードス ライムやこのスライムに硝酸を加えて金以外の金属成分を浸出した後に還元して 得たスライムなどから回収されている。 従来、 これらのスライムを溶解するには 、 王水による溶解、 塩酸と過酸化水素による溶解または塩酸と塩素ガス吹き込み による溶解が利用されている。
ところが白金族元素と共にセレンやテルルが共存しているセレンテルル白金族 元素含有物の場合、 これを還元して沈殿させると白金族元素がセレンテルルと化 合物を形成してしまい、 王水や塩酸および過酸化水素では溶解し難くなって分離 回収ができなくなる欠点がある。 とくに過酸化水素はセレン化物等の化合物表面 で分解するため酸化剤としての効果を殆ど発揮することができない。 また、 この ような化合物を焙焼して酸化セレンや酸化テルルの形で気化分離する方法がある 力 その毒性による環境汚染の問題がある。
銅電解澱物の金抽出後液に含まれる白金族元素とセレンテルルとを分離する方 法として、 液中の塩素イオン濃度を 1.5モル ZL以下とし、 60〜90°Cの温度 下で 8〜1 2%濃度の亜硫酸ガスを液中に吹き込み、 白金族元素を還元して沈殿 させる方法 (特開 2001— 316735号) や、 銅電解スライムの塩酸浸出液 から溶媒抽出によって金および白金族元素を回収した抽出残液に二酸化ィォゥを 導入し、 セレンテルルを還元して沈殿させる方法 (特許第 3087758号、 特 開 2001— 207223号) などが知られている。
しかし、 これらの方法では、 塩酸濃度、 温度、 亜硫酸ガス濃度、 亜硫酸ガス量 などのセレン還元時に制御するパラメータが多いため制御が難しく、 白金族元素 とセレンテルルの回収率が低下するなどの問題がある。 さらに、 二酸化イオウに よる二段階還元処理は工程の管理が非常に難しく、 しかも何れの沈殿においても セレンテルルまたは白金族元素の混入が避けられず、 二酸化イオウによる還元だ けでは分離が不十分である。 また、 溶媒抽出によって白金族元素とセレンテルル とを分離する方法はコスト高であり、 抽出後の回収処理も煩雑で手間がかかる欠 点がある。 ' さらに、 銅電解スライムに対して塩酸および二酸化イオウ処理する代わりに硫 酸酸性溶液で酸素富化ガス加圧条件下浸出処理する方法 (特開平 5— 31 1 25 8号) 、 銅電解スライムに硫酸酸性溶液で酸素富化ガス加圧条件下浸出処理した 後、 塩素イオン、 チォ硫酸ナトリウム溶液処理して脱銀した後、 銅を添加する方 法 (特開平 5— 31 1264号) も提案されている。 しかし、 このような酸素富 化ガス加圧条件下に銅を使用する方法は工程管理が難しく、 非常なコスト高にな り、 実用性は乏しいという欠点がある。
この他に、 酸化剤を用いて金属セレンを酸化し、 これをアルカリ金属の炭酸塩 または水酸化物で中和してアルカリ金属セレン酸塩を製造する方法 (特開昭 60 一 1 76908号) 、 セレン含有物をアルカリ金属炭酸塩と反応させて水溶性ス ラリ一にし、 これを酸化雰囲気下でばい焼してペレツトにした後に水浸出する方 法 (特開昭 5 6— 5 3 0 6号) 、 含テルル鲖スライムを酸化剤の存在下に鉱酸に 溶解し、 これにアル力リを加えて鲖を沈殿分離した後に中和してテルルを沈殿下 する方法 (特開昭 5 6— 8 4 4 2 8号) 、 銅電解スライム等の原料に塩酸などの 強酸処理し、 化合物を含むものについては塩素などの酸化剤を併用し、 テルルの 抽出溶媒としてブチルカルビトールを使用する方法 (特開 2 0 0 0 - 2 3 9 7 5 3号) などが知られている。 し力、し、 これらの方法は工程数が多く、 しかもセレ ンテルルのの回収効率が低い。
本発明は、 従来の上記問題を解決したものであり、 セレンテルル白金族元素含 有物について、 容易にかつ効率よくセレンテルルと白金族元素とを分離すること ができるようにした分離方法を提供する。
また、 先に説明したように、 焙焼により気化させる分離方法をセレンに使用し た場合、 セレンが 6価になる割合が高く、 その後の排水処理工程での負荷が大き レ、。
したがって、 本発明はセレンが共存する白金族元素含有物を溶解する方法につ いて、 従来の上記問題を解決したものであり、 セレンを効率良く浸出して白金族 元素と分離することができる溶解分離方法を提供する。
また、 先に説明したように、 二酸化硫黄による二段階の還元処理は工程の管理 が非常に難しく、 しかも何れの沈澱においてもセレンまたは白金族元素の混入が 避けられず、 二酸化硫黄による還元だけでは分離が不十分である。 また、 白金族 元素を溶媒抽出してセレンやテルルと分離する方法はコスト高であり、 抽出後の 回収処理も面倒である。 さらに、 これらの方法は何れもすでに溶液中に共存する 白金族元素とセレンを分離するものであり、 白金族元素とセレン等を含む処理滓 の溶解に関するものではない。
上記セレンやテルルの回収方法は何れもセレンやテルルを酸化して溶解する方 法であり、 この方法では白金族元素とセレンとを溶解段階で分離することができ ない。
また、 白金族元素であるロジウムの回収については、 ロジウムは酸化されやす く、 難溶性の酸化ロジウムを生じるために溶液化が難しい。 このロジウムを貴金 属含有滓から分離する方法として、 貴金属含有滓を炭素質還元剤と共に加熱し、 得られた還元物を高温下で硫酸塩化剤と反応させてロジウムの硫酸塩を形成させ る方法 (特開平 5— 1 2 5 4 6 1号) が知られているが、 処理温度が高いうえに 回収率が低レ、とレ、う問題がある。
本発明は、 セレンを含む白金族元素含有物の溶解処理方法について、 従来の上 記問題を解決したものであり、 セレンを選択的に溶解して効率よく白金族元素と 分離し、 固形分に残る白金族元素を溶解して回収する処理方法を提供する。 さらに、 上述したほかに、 テルルを回収する方法として、 銅やニッケルの電解 精製で得たアノードスライムを湿式処理して難溶性銀化合物を分離し、 これをァ ンモニァ等で浸出して銀を分離し、 テルルを含有する残渣を炭酸ソーダで浸出す る方法 (特開 2 0 0 1— 1 1 5 4 7号) 、 金を溶媒抽出した際のテルル含有濾液 を還元してセレンを析出させた後に硫酸加圧浸出に戻して脱銅浸出液に浸出させ る方法 (銅澱物湿式処理技術の確立、 資源と素材、 Vol. 116, p. 484, 2000年)な どがある。 しカゝし、 難溶性銀化合物からテルルを回収する方法においてはテルル の移行率が低いという問題がある。 また、 テルルを含む濾液を加圧浸出に戻す方 法はテルルがメタル状であると浸出が不十分になり、 プロセス内の滞留量が増え てしまうという問題がある。
本発明は、 従来の上記処理方法の問題を解決したものであり、 セレンとテノレル の混合物について、 セレンおよびテルルを銅と合金化し、 さらにこれを銅電解し て電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルルをスライム化し、 この銅電解スラ ィムの浸出処理によってテルルを溶出してセレンと分離し、 効率よくセレンとテ ルルを処理できるようにした処理方法を提供するものである。
先に説明したように、 銅精鍊における銅電解工程では電解液に不溶な不純物が 残渣として副生する。 この副生物中には金、 銀、 銅、 P t、 R h、 R uなどの白 金族元素、 S e、 T eがかなりの量含まれており、 これらの貴金属を分離回収す る方法がこれまで多数提案されている。 例えば、 脱銅スライムを塩化浸出し、 浸 出滓から銀、 鉛を回収し、 浸出液から溶媒抽出によって金を回収する。 この金抽 出後液には白金族元素と共に S e、 T eが含まれている。 そこで、 金抽出後液に 亜硫酸ガスを導入して還元処理し、 先に沈澱したセレン滓を蒸留して高純度のセ レンを分離回収し、 さらに蒸留残物をアル力リ溶融処理してセレン含有浸出液と 白金族元素含有残渣とに分離し、 一方、 上記後液に更に亜硫酸ガスを導入して還 元処理を続けることによってテルル滓を沈澱させ、 このテルル滓をアル力リ浸出 処理してセレンテルル含有浸出液と白金族元素含有残渣とに分離し、 これらの浸 出液または浸出残渣からセレン、 テルル、 白金族元素を回収している。
このような貴金属の回収処理系において、 金の回収方法としては、 従来、 ジブ チルカルビトール (D B C ) を用いた溶媒抽出法が知られている (特開昭 5 7— 7 9 1 3 5号) 。 この金抽出液にシユウ酸水溶液を加えて金を還元析出させる方 法も知られている (特開 2 0 0 1— 3 1 6 7 3 5号) 。 し力 し、 D B Cを用いた 溶媒抽出法は抽出後液中に 0 . 3 %程度溶媒が残留する。 この残留溶媒は蒸留分 離されるが、 溶媒に含まれる微量の金が残るので、 後工程においてこの金を効率 よく回収することが求められる。
また、 銅電解スライムの塩化浸出液にシユウ酸を添加し、 生成した沈殿物を硝 酸処理して加熱溶融する方法 (特公昭 6 4— 3 9 3 0号) 、 銅電解スライムの塩 化浸出液にビス (2—ブトキシェチル) エーテルを混合して金を有機相に抽出し 、 この有機相を塩酸洗浄した後にシユウ酸を用いて還元する方法 (特許 3 0 8 7 7 5 8号) などが知られている。 しカゝし、 シユウ酸を用いて金を選択還元する方 法は銅電解スライムの塩素浸出液の塩素濃度が高い場合には著しく反応速度が遅 くなり、 実質的に金を還元ができないという問題がある。
一方、 金含有物から金を抽出する還元剤として塩酸ヒ ドロキシルァミン、 亜硝 酸、 または亜硫酸を用いる方法が知られている (特開平 2 _ 9 7 6 2 6号) 。 ま た、 パラジウム、 金等を含む金属物質を電気メツキするに際し、 錯化剤としてァ ルキルヒ ドロキシルァミンを使用する方法も開示されている (特開平 2— 2 2 1 1 3 9 2号) 。 しカゝし、 脱銅スライムの金抽出後液に含まれる金は微量であり、 しかもテルルやセレン、 白金族元素などが金よりも多量に含まれているので、 こ の金抽出後液に塩酸ヒ ドロキシルァミンやアルキルヒ ドロキシルァミンを直接に 添加しても効率よく金を回収するのは難しい。
本発明は、 脱銅電解スライムの塩化浸出液の処理工程から得たセレンテルル白 金族元素含有物等について、 従来の金回収方法の上記問題を克服したものであり 、 上記セレンテルル白金族元素含有物に含まれる金を効率よく分離回収する方法 を提供するものである。 発明の開示
本発明は上記目的を達成するために、 セレンテルル白金族元素含有物をアル力 リ処理する工程 (A) と、 セレンテルルを浸出させる工程 (B ) と、 白金族元素 含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程 (C ) とを具備する白金族 元素の分離方法を提供する。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物をアル力リ処理す る工程 (A) は、 セレンテルル白金族元素含有物に苛性ソーダと硝酸ソーダとの 混合物からなるフラックスを添加し、 該フラックスの共晶温度以上に加熱して溶 融するアルカリ溶融工程であって、 前記セレンテルルを浸出させる工程 (B ) は 得られた溶融物を水浸出する工程であって、 白金族元素含有浸出残渣とセレンテ ルル浸出液とを分離する工程 (C ) は、 水浸出することにより固液分離して亜セ レン酸ソーダを含む液分と白金族元素含有残渣とに分離する工程であることが好 ましい。
上記分離方法において、 前記苛性ソーダと硝酸ソーダとのモル比が 7 5 : 2 5 〜8 5 : 1 5であることが好ましい。
上記分離方法において、 前記白金族元素含有残渣に、 過酸化水素と共に塩酸を 添加して白金族元素を溶解することが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物が脱銅製鍊スライ ムの塩酸浸出液から溶媒抽出によって金を分離した抽出残液の処理滓であること が好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金属元素含有物が、 脱銅製鍊スラ ィムを塩酸および過酸化水素によってスラリーにし、 これを濾過して主に銀を含 む浸出滓と、 金、 白金族元素およびセレン、 テルルを含む浸出液とに分離し、 次 に、 この浸出液の液性を調整した後に溶媒抽出によって浸出液から金を分離する 一方、 抽出残液に二酸化ィォゥを添加してセレンとテルルを順に還元して沈澱分 離した後に、 白金族元素とセレンを含む沈殿物を加熱して濃縮すると共にセレン を蒸留分離した蒸留残渣であることが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理す る工程 (A) とセレンテルルを浸出させる工程 ( B ) とは、 セレンテルル白金族 元素含有物を高温下でアル力リ浸出してセレンテルルを液中に移行させ、 これを 固液分離して固形分に含まれる白金族元素と液分に含まれるセレンテルルとを分 離するアルカリ浸出工程として同時に行われることが好ましい。
上記分離方法において、 前記固液分離工程で得られた分離固形分に塩酸酸性下 で酸化剤を加えて白金族元素を溶解することが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物を高温下でアル力 リ浸出することによってセレンと共にテルルを液中に移行させて白金族元素と分 離することが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物を、 6 0 °C以上の 温度下および 1モル/ L以上のアル力リ濃度下で浸出することが好ましい。
上記分離方法において、 前記アルカリ浸出後に固液分離した固形分に、 塩酸と 共に過酸化水素または塩素ガスを添加して白金族元素を溶解することが好ましい 上記分離方法において、 前記白金族元素がロジウム、 ルテニウム、 パラジウム 、 白金の一種または二種以上であることが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物が脱銅製鍊スライ ムの塩酸浸出液から溶媒抽出によつて金を分離した抽出残液の処理滓であること が好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族含有物が、 脱銅製鍊スライム を塩酸および過酸化水素によってスラリーにし、 これを濾過して主に銀を含む浸 出滓と、 金、 白金族元素およびセレン、 テルルを含む浸出液とに分離し、 次に、 この浸出液の液性を調整した後に溶媒抽出によって浸出液から金を分離する一方 、 抽出残液に二酸化イオウを添加してセレンないしテルルを沈澱させ、 これを固 液分離して得た濾滓であることが好ましい。
上記分離方法において、 前記アルカリ処理する工程 (A) として、 セレンテル ル白金族元素含有物を蒸留処理した残物に苛性ソーダと硝酸ソーダとの混合物か らなるフラックスを加えて該混合物の溶融 (共晶) 温度以上に加熱してセレンテ ルルを溶解する工程を有し、 前記セレンテルルを浸出させる工程 (B ) として、 これを水浸出する工程を有し、 さらに前記白金族元素含有浸出残渣とセレンテル ル浸出液とを分離する工程 (C ) を具備してなるアルカリ溶融工程 (ィ) と、 前記アルカリ処理する工程 (A) およびセレンテルルを浸出させる工程 (B ) として、 セレンテルル白金族元素含有物を高温下でアルカリ'浸出する工程を有し 、 さらに前記白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程 ( C ) を具備してなるアルカリ浸出工程 (口) とを有することが好ましレ、。
上記分離方法において、 セレンテルル白金族元素含有溶液を還元処理し、 その 還元滓の一部を蒸留処理した残物をアルカリ溶融処理し、 残部の還元滓をアル力 リ浸出処理することが好ましレ、。
上記分離方法において、 脱銅電解スライムの貴金属回収処理系の金抽出後液に 亜硫酸ガスを導入して還元処理し、 先に沈澱したセレン滓を蒸留して髙純度のセ レンを分離した残物をアルカリ溶融処理し、 次に生じたテルル滓をアル力リ浸出 処理することが好ましい。
上記分離方法において、 アル力リ溶融工程の水浸出で得た浸出液をアル力リ浸 出工程に循環し、 セレンテルル白金族元素含有物と共にアル力リ浸出を行うこと が好ましい。
上記分離方法において、 アル力リ浸出工程で得た浸出液に硫酸または塩酸を加 えて中和し、 セレンテルルを沈殿させることが好ましい。
上記分離方法において、 アル力リ浸出工程およびアル力リ溶融工程において生 じた浸出残渣に酸化剤の存在下で塩酸を加えて白金族元素を溶解させることが好 ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル浸出液からセレンテルル混合物を得 て、 得られたセレンテルル混合物を銅熔鍊工程に導入してセレンぉよびテルルと 銅を合金化し、 これを銅電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルルを 銅電解スライムに蓄積させ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶 出させることによって、 テルルを浸出残渣に残るセレンと分離することが好まし い。 上記分離方法において、 前記アル力リ浸出工程で得られたセレンテルル浸出液 に硫酸または塩酸を加えて中和して沈殿させることによりセレンテルル混合物を 得て、 得られたセレンテルル混合物を銅熔鍊工程に導入してセレンおよびテルル と銅を合金化し、 これを銅電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルル を銅電解スライムに蓄積させ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを 溶出させることによって、 テルルを浸出残渣に残るセレンと分離することが好ま しい。
上記分離方法において、 前記アルカリ溶融工程で得られたセレンテルル浸出液 を、 前記アル力リ浸出工程で使用するセレンテルル白金族元素含有物に加えてァ ルカリ浸出を行い、 得られた浸出液に硫酸または塩酸を加えて中和し、 生じたセ レンテルル混合物を、 銅熔鍊工程に導入してセレンおよびテルルと銅を合金化し 、 これを銅電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルルを銅電解スライ ムに蓄積させ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させること によって、 テルルを浸出残渣に残るセレンと分離することが好ましい。
上記分離方法において、 前記セレンテルル白金族元素含有物が金抽出後液に亜 硫酸ガスを導入し、 還元処理して生じた還元滓であることが好ましい。
上記分離方法において、 銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させ た後に、 この浸出液を金属銅に接触させて生成したテルル化銅を回収することが 好ましい。
上記分離方法において、 得られた白金属元素含有残渣に酸化剤の存在下で塩酸 を加えた後に固液分離し、 濾別した白金族元素含有溶液に塩酸ヒ ドロキシルアミ ンを加えて金を選択的に還元析出することが好ましい。
上記分離方法において、 セレンテルル白金族含有物のアルカリ処理を、 高温下 で行うことが好ましい。
上記分離方法において、 得られた白金属元素含有残渣に酸化剤の存在下で塩酸 を加えた後に固液分離し、 濾別した白金族元素含有溶液に塩酸ヒ ドロキシルアミ ンを加えて金を選択的に還元析出することが好ましい。
上記分離方法において、 脱銅電解スライムの貴金属回収処理系の金抽出後液を セレンテルル白金族元素含有物として用い、 この後液に亜硫酸ガスを導入して還 元処理し、 先に沈澱したセレン滓を蒸留して高純度のセレンを分離した蒸留残物 をアルカリ溶融処理して白金族元素含有残渣を分離し、 一方、 上記後液に更に亜 硫酸ガスを導入して沈澱したテルル滓をアル力リ浸出処理して白金族元素含有残 渣を分離し、 これらの白金族元素含有残渣を使用することが好ましい。 図面の簡単な説明
図 1は、 本発明の溶解分離方法の概略を示す工程図であって、 セレンテルル白 金族元素含有物からセレンテルルと白金族元素とを分離する工程を示す。
図 2は、 脱銅スライムの処理から図 1に記載の分離方法に至る概略を示す工程 図である。
図 3は、 本発明の分離方法の概略を示す工程図であって、 セレンテルル白金族 元素含有物^^らセレンテルルと白金族元素とを分離する他の工程を示す。
図 4は、 脱銅スラィムの処理から図 3に記載の分離方法に至る概略を示す工程 図である。
図 5は、 本発明の分離方法の概略を示す工程図であって、 セレンテルル白金族 元素含有物からセレンテルルと白金族元素とを分離する他の工程を示す。
図 6は、 本発明の分離方法の概略を示す工程図であって、 セレンテルル混合物 からセレンとテルルとを分離する工程を示す図である。
図 7は、 本発明の分離方法の概略を示す工程図であって、 白金族元素含有溶液 に残留する金を分離する工程を示す図である。
図 8 A、 8 B、 および 8 Cは、 本発明の分離方法の概略を示す工程図であって 、 本発明の好ましい分離方法を併合した工程を示す図である。 発明を実施するための最良の形態
以下、 本発明の分離方法を具体的に説明する。
次に、 図 1を用いて本発明の第 1分離方法を説明する。 図示するように本発明 の第 1分離方法は、 セレン白金族元素含有物に苛性ソーダと硝酸ソーダとの混合 物からなるフラックスを添加し、 該フラックスの共晶温度以上に加熱して溶融し 、 この溶融物を水浸出して固液分離し、 亜セレン酸ソーダを含む液分と白金族元 素を含む残渣とに分離することを特徴とするセレン白金族元素含有物の溶解処理 方法である。
セレン白金族元素含有物として、 例えば、 脱銅製鍊スライムの塩酸浸出液から 溶媒抽出によって金を分離した抽出残液の処理滓が用いられる。 この脱銅製鍊ス ライムには金、 銀、 白金族元素、 セレン、 テルル等の有価金属が多量に含まれて いる。 この処理方法の一例を図 2に示す。 図示するように、 上記脱銅スライムを 塩酸および過酸化水素によってスラリーにし、 これを濾過して主に銀を含む浸出 滓と、 金、 白金族元素およびセレン、 テルルを含む浸出液とに分離する。 次に、 この浸出液の液性を調整した後に溶媒抽出によって浸出液から金を分離する。 一 方、 抽出残液には白金族元素、 セレン、 テルルが残留している。 そこで、 この抽 出残液に二酸化イオウを添加してセレンとテルルを順に還元して沈澱分離する。 因みに、 テルルはセレンより還元電位が低く、 セレンが沈澱した後にテルルが沈 澱するので、 両者を分離することができる。 この還元により白金族元素はセレン と共に沈澱するので、 白金族元素とセレンを含む沈殿物を加熱して濃縮すると共 にセレンを蒸留分離する。 セレンを蒸留分離した後の残渣には白金族元素と未蒸 留のセレンとが含まれている。
上記蒸留残渣などのセレン白金族元素含有物を、 苛性ソーダ (NaOH)と硝酸ソー ダ(NaN03)との混合物からなるフラックスを添加し、 これをフラックスの共晶温 度以上に加熱して溶融する。 この加熱溶融によってセレンは主に 4価になり、 亜 セレン酸ソーダ(Na2Se03)を生じて溶解する。 苛性ソーダと硝酸ソーダの混合物 をフラックスとして使用するのは、 苛性ソーダを単独に用いると雰囲気からの酸 素の供給が不十分となってセレン化ナ 1、リゥム(Na2Se)が生成し、 これは水浸出 時にセレンがメタルに転化して析出するために白金族とセレンを物理的に分離す ることができなくなる。 また、 硝酸ソーダを単独に用いると酸化力が強くなり過 ぎ、 6価のセレンになる割合が高くなるので好ましくない。
溶融温度を下げるため、 フラッタスの組成は共晶組成近傍が好ましい。 具体的 には、 苛性ソーダ:硝酸ソーダ = 7 5 : 2 5〜8 5 : 1 5 (モル比) であるもの が良い。 また、 加熱温度はフラックスの共晶温度 (258°C) 以上であり、 フラッ クスが十分な流動性を有してセレン化物を浸出する必要があるため、 加熱温度は 3 5 0 ° (〜 4 5 0 °Cが望ましい。 なお、 硝酸ソーダ(NaN03)はこの温度範囲内で は酸素を発生し、 N〇xは発生し難いが、 この温度範囲より高いと N〇xが発生す る割合が高くなり、 かつ酸化力が強くなるため 6価のセレンになる割合が大きく なる。
セレン白金族元素含有物に上記フラックスを添加して加熱溶融した後に、 この 溶融物を水浸出して固液分離する。 亜セレン酸ソーダは水に溶解し、 白金族元素 は渣物に残るので、 上記溶融物を水浸出して濾過することにより、 亜セレン酸ソ ーダを含む濾液と白金族元素を含む残渣とに分離することができる。 この濾液に は白金族元素が実質的に含まれておらず、 セレンと白金族元素の分離性が良い。 一方、 残渣に含まれる白金族元素はこの残渣に過酸化水素等の酸化剤と共に塩酸 を加えることによって溶出する。 これを濾過して白金族元素を含む濾液を回収す ることができる。
したがって、 本発明の第 1の分離方法によれば、 従来、 工業的湿式プロセスで は溶解不可能であった白金族元素セレン化物をほぼ完全に溶解でき、 かつ乾式法 で問題となっていた 6価セレンの生成も低く抑えられる。 また、 溶融物からセレ ンを溶解するには水だけで十分であり、 処理コストを低減することができる。 以下、 図 3を用いて本発明の好ましい第 2の分離方法を説明する。 図 3に示さ れるように、 本発明の第 2の分離方法は、 セレン白金族元素含有物を、 高温下で アルカリ浸出してセレン等を液中に移行させ、 これを固液分離して固形分に含ま れる白金族元素と液分に含まれるセレン等とを分離することを特徴とする白金族 元素の分離方法である。
さらに本発明の他の第 2分離方法は、 上記アルカリ浸出して分離した固形分に 塩酸酸性下で酸化剤を加えて白金族元素を溶解することを特徴とする白金族元素 の溶解分離方法を含む。 また、 高温下のアルカリ浸出によってセレンと共にテル ルを液中に移行させて白金族元素と分離する方法、 白金族元素がロジウム、 ルテ 二ゥム、 パラジウム、 白金の一種または二種以上である方法を含む。 なお、 本発 明においてセレン白金族元素含有物とはロジゥム等の白金族元素と共にセレン等 を含有するものを云う。 またセレン等とはセレンおよび/またはテルルを云う。 セレン白金族元素含有物としては、 先に説明したように、 例えば、 脱銅製鍊ス ライムの塩酸浸出液から溶媒抽出によって金を分離した抽出残液の処理滓を用い ることができる。 この脱銅製鍊スライムには金、 銀、 白金族元素、 セレン、 テル ルなどの有価金属が多量に含まれている。 この処理方法の一例を図 4に示す。 図 示するように、 上記脱銅スライムを塩酸および過酸化水素によってスラリーにし 、 これを濾過して主に銀を含む浸出滓と、 金、 白金族元素およびセレン、 テルル を含む浸出液とに分離する。 次に、 この浸出液の液性を調整した後に溶媒抽出に よって浸出液から金を分離する。 一方、 抽出残液には白金族元素、 セレン、 テル ルが残留している。 そこで、 この抽出残液に二酸化イオウを添加してこれらの白 金族元素、 セレンおよびテルルを沈澱化し、 処理滓として回収することができる なお、 上記抽出残液に二酸化イオウを添加してセレンとテルルを還元し、 沈澱 化させる際、 テルルはセレンより還元電位が低く、 セレンが沈澱した後にテルル が沈澱するので、 セレン沈澱を濾別した後に、 この濾液にさらに二酸化イオウを 添加してテルルを沈澱化することによって両者を分離回収することができる。 こ れらの還元の際に白金族元素はセレンないしテルルと共に沈澱する。 本発明はセ レン白金族元素含有物としてこれらのセレン沈澱滓あるいはテルル沈澱滓を用い ることができる。
セレン白金族元素含有物のアル力リ浸出は、 1モル Z L以上のアル力リ濃度下 で行うのが適当であり、 例えば 5モル/ L〜 8モル/ Lの範囲が好ましい。 アル 力リ濃度を 1モル/ L以上にすることにより、 p H〉 1 4の強アル力リ性下でセ レンやテルルの酸化還元電位が下がり、 常圧下において酸化剤を用いずに、 セレ ンおよびテルルをアルカリ溶液中に溶出させることができる。 なお、 常温ではこ のセレンやテルルの溶出反応の進行が遅いので、 6 0 °C以上の温度下、 好ましく は 8 0 °C程度の温度下で浸出を行うのが適当である。
上記アル力リ浸出によって、 セレンおよびテルルはアル力リ溶液中に溶出して コロイ ド状に分散する。 一方、 ロジウムやパラジウムなどの白金族元素は溶出せ ずに残留する。 これを濾別して、 セレンないしテルルの分散液と、 白金族元素を 含む固形分とに分離する。
上記固液分離後、 濾別した固形分に過酸化水素などの酸化剤を塩酸と共に添加 し、 白金、 パラジウム、 ロジウム、 ルテニウムなどの白金族元素を溶出させる a 白金族元素は過酸化水素によつて酸化されると共に塩素ィオンによつて塩化物錯 体となり、 安定化されて液中に溶出する。 過酸化水素は白金族元素を安定な酸化 数のイオンにするために必要な当量、 すなわち白金を 4価、 バラジウムを 2価、 ロジウムおよびルテ二ゥムを 3価に酸化するのに必要な当量を用いる。 塩酸はそ れぞれ P t C l 6— , P d C 1 4', R h C l 6 3— , R u C 1 6 に相当する量、 および遊 離塩酸として 2モル/し以上を用いる。 反応温度は反応を促進するため 6 0 °C以上が 良く、 また過酸化水素の分解を抑制するため 8 0 °C以下が適当であり、 7 0 °C程 度の温度下で行うのが好ましい。 この溶解処理によって、 白金、 パラジウム、 口 ジゥム、 ルテニウムなどが溶解した塩酸性溶液を得ることができる。
本発明の第 2分離方法によれば、 セレン白金族元素含有物を 6 0 °C〜8 0 °C程 度の処理温度においてアル力リ浸出することによって、 常圧下で酸化剤を用いず に、 セレンやテルルを溶解して白金族元素から分離することができる。 従って、 白金族元素と共にセレンやテルルを含有する処理滓から容易にセレンおよびテル ルを分離して白金族元素を概ね 9 5 %以上の収率で選択的に回収することができ る。 しかも、 このアルカリ浸出の際に白金族元素は酸化されないため、 難溶性の 酸化ロジウムや酸化ルテニウムを生じることがなく、 溶液化が容易である。 この 浸出残渣中の白金族元素を塩酸酸性下で酸化して塩化物錯体を形成させることに よって白金族元素含有液を得ることができる。 一方、 溶出したセレンやテルルは コロイ ド状に分散しており、 浸出液を中和するとメタルになって沈澱するので、 これらも容易に回収することができる。 因みに、 従来の酸化剤を用いてアルカリ 浸出する方法は加圧下で浸出を行い、 セレン酸ソーダないし亜セレン酸ソ一ダな どが生じるので、 その後のセレン回収工程が面倒である。 一方、 本発明の処理方 法は、 常圧下で酸化剤を用いずにセレンおよびテルルを溶解して白金族元素と分 離するので、 工程の管理および回収処理が容易である。
次に、 図 5を用いて本発明の好ましい第 3の分離方法を説明する。 図示するよ うに、 第 3分離方法は、 セレンテルル白金族元素含有物からセレンテルルと白金 族元素とを分離する処理方法において、 セレンテルル白金族元素含有物を高温下 でアル力リ処理し、 セレンテルルを含む浸出液と白金族元素を含む浸出残渣とに 分離するアル力リ浸出工程(ィ)と、 セレン白金族元素含有物を蒸留処理した残物 に苛性ソーダと硝酸ソ一ダの混合物を加え、 該混合物の溶融(共晶)温度以上に加 熱してセレンテルルを溶解し、 これを水浸出してセレンテルルを含む浸出液と白 金族元素を含む浸出残渣とに分離するアルカリ溶融工程(口)とを有する。
〔セレンテルル白金族元素含有物〕
上記セレンテルル白金族元素含有物としては、 先に説明したように、 例えば脱 銅電解精鍊スラィムの塩酸浸出 から溶媒抽出によって金を分離した抽出残液の 還元処理滓などを用いることができる。 この脱銅電解スライムにはロジウム、 ノレ テニゥム、 パラジウム、 イリジウム、 白金などの白金族元素、 金、 銀、 セレン、 テルルなどの有価金属が多量に含まれている。 具体的には、 セレンテルル白金族 元素含有物は、 例えば脱銅精鍊スライムを次のように処理して得られる。 まず、 脱銅精鍊スライムを塩酸および過酸化水素によってスラリーにし、 これを濾過し て主に銀を含む浸出滓と、 金、 白金族元素およびセレン、 テルルを含む浸出液と に分離する。 次に、 この浸出液の液性を調整し、 D B C等を用いた溶媒抽出によ つて浸出液から金を分離する。 このようにして金を分離した抽出残液には白金族 元素およびセレン、 テルルが液中に溶存している。 そこで、 この抽出残液に二酸 化ィォゥ、 具体的には例えば亜硫酸ガスを液中のセレン濃度を 3 g / L以上に保 つ量で導入し、 セレンを還元して沈殿させ、 抽出残液から分離する。 セレンを分 離した濾液にさらに二酸化イオウを導入し、 残りのセレンと共にテルルを還元し て沈澱させ、 濾別する。
本発明の第 3分離方法はセレンテルル白金族元素含有液として上記金抽出後液 を用いることができる。 また、 セレンテルル白金族元素含有物として上記金抽出 後液の還元処理滓やさらに蒸留処理した蒸留滓を用いることができる。 この他に 、 セレンテルル白金族元素含有液として、 例えばメツキ工場の排水ゃ製鍊排水な どのセレンテルルおよび白金族を含有する溶液を用いることができる。
なお、 上記金抽出後液の還元処理において、 セレンとテルルとを還元して沈澱 させる際、 テルルはセレンより還元電位が低く、 セレンが沈澱した後にテルルが 沈澱するので、 セレン沈澱を濾別した後に、 この濾液にさらに二酸化イオウを添 加してテルルを沈澱化することによってセレンとテルルを分離回収することがで きる。 この還元により白金族元素はセレン、 テルルと共に沈殿する。
このようにして得たセレンテルル白金族元素含有物を次のアルカリ浸出工程お よびアルカリ溶融工程において処理する。 この場合、 上記抽出残液の還元によつ て先に沈澱したセレン滓を蒸留して高純度のセレンを回収し、 残物 (蒸留残) を アル力リ溶融処理し、 その後に沈澱したテルル滓をアル力リ浸出処理するのが好 ましい。 この蒸留残はセレン化パラジウム等の化合物を形成しており、 安定であ るためアル力リ浸出してもセレンの溶出が進まない。 蒸留滓をアル力リ溶融処理 することによってセレンを効率よく処理することができる。 一方、 テルル滓中の ロジウムおよびルテニウムはセレン滓中に含まれる場合よりも相対的に品位が高 く、 このためアルカリ溶融すると難溶性の酸化物になりやすく、 後の塩酸浸出が 難しくなる。 従って、 テルル滓はアルカリ浸出処理するのが好ましい。
〔アル力リ溶融工程〕
上記セレンテルル白金族元素含有物、 例えば、 上記セレン滓またはセレン蒸留 残物をアルカリ溶融処理する。 このアルカリ溶融はセレン滓またはセレン蒸留残 物に苛性ソ一ダ(NaOH)と硝酸ソーダ(NaN03)の混合物からなるフラックスを添加 し、 これをフラックスの溶融温度(共晶温度)以上に加熱して溶融する。 この加熱 溶融によってセレンは主に 4価になり、 亜セレン酸ソーダ(Na2Se03)を生じて溶 解する。 苛性ソーダと硝酸ソーダとの混合物をフラックスとして使用するのは、 苛性ソ一ダを単独に用いると雰囲気からの酸素の供給が不十分となってセレン化 ナトリゥム(Na2Se)が生成し、 これは水浸出時にセレンがメタルに転化して析出 するために白金族元素とセレンとを物理的に分離することができなくなる。 また 、 硝酸ソーダを単独に用いると酸化力が強くなり過ぎ、 6価のセレンになる割合 が高くなるので好ましくない。
溶融温度を下げるため、 フラッタスの組成は共晶組成近傍が好ましい。 具体的 には、 苛性ソーダ:硝酸ソーダ = 7 5 : 2 5〜 8 5 : 1 5 (モル比)であるものが 良い。 また、 加熱温度はフラックスの共晶温度 (258°C) 以上であり、 フラック スが十分な流動性を有してセレン化物を浸出する必要があるため、 加熱温度は 3
5 0 °C〜4 5 0 °Cが望ましレ、。 なお、 硝酸ソーダ(NaN03)はこの温度範囲内では 酸素を発生するので N O Xは発生し難いが、 この温度範囲より高いと N O Xが発 生する割合が高くなり、 かつ酸化力が強くなるため 6価のセレンになる割合が大 きくなるので好ましくない。
セレン白金族元素含有物に上記フラックスを添加して加熱溶融した後に、 この 溶融物を水浸出して固液分離する。 亜セレン酸ソーダは水に溶解し、 白金族元素 は渣物に残るので、 上記溶融物を水浸出して濾過することにより、 亜セレン酸ソ ーダを含む濾液と白金族元素を含む残渣とに分離することができる。 この濾液に は白金族元素が実質的に含まれておらず、 セレンと白金族元素の分離性が良い a 一方、 残渣に含まれる白金族元素はこの残渣に過酸化水素等の酸化剤と共に塩酸 を加えることによって溶出する。 これを濾過して白金族元素を含む濾液を回収す ることができる。
〔アルカリ浸出工程〕
セレンテルル白金族元素含有物をアル力リ浸出処理する。 アル力リ浸出は 1モル /L以上のアル力リ濃度下で行うのが良く、 例えば 5モル Z L〜8モル Z Lの範囲 が好ましい。 アル力リ濃度を 1モル Z L以上にすることによって p H I 4以上の 強アルカリ性となり、 セレンやテルルの酸化還元電位が下がり、 常圧下において 酸化剤を用いずに、 セレンおよびテルルをアル力リ溶液中に溶出させることがで きる。 なお、 常温ではこのセレンやテルルの溶出反応の進行が遅いので、 6 0 °C 以上の温度下、 好ましくは 8 0 °C程度の温度下で浸出を行うのが適当である。 上記アルカリ浸出によって、 セレンおよびテルルはアル力リ溶液中に溶出して コロイ ド状に分散する。 一方、 ロジウムやパラジウムなどの白金族元素は溶出せ ずに残留する。 これを濾別して、 セレンないしテルルの浸出液と、 白金族元素を 含む固形分とに分離する。
上記固液分離後、 セレンテルルを含む濾液に、 硫酸または塩酸を加えて中和す ると金属セレンないし金属テルルの黒色沈澱を生じ、 溶液の色が濃紫色から次第 に薄くなり、 p H 7付近で液は透明になる。 このセレン沈澱ないしテルル沈澱の 品位は概ね 9 9 %以上であり、 高品位の金属セレンないし金属テルルを回収する ことができる。 なお、 硫酸や塩酸に代えて硝酸を用いると、 硝酸の酸化力によつ てセレンやテルルは酸化溶解するので沈殿化することができない。 また、 液温は
6 0〜8 0 °Cが好ましい。 この液温で中和すれば濾過性の良い金属状セレンを得 ることができる。
一方、 白金族元素含有固形分には過酸化水素などの酸化剤を塩酸と共に添加し 、 白金、 パラジウム、 ロジウム、 ルテニウムなどの白金族元素を溶出させる。 白 金族元素は過酸化水素によって酸化されると共に塩素ィオンによつて塩化物錯体 となり、 安定化されて液中に溶出する。 過酸化水素は白金族元素を安定な酸化数 のイオンにするために必要な当量、 すなわち白金を 4価、 バラジウムを 2価、 口 ジゥムおよびルテニウムを 3価に酸化するのに必要な当量を用いる。 塩酸はそれ ぞれ P t C l , P d C 1 ,', R h C 1 6 ", R u C 1 6 3-に相当する量、 および遊離 塩酸として 2モル ZL以上を用いるのが好ましい。 反応温度は反応を促進するた め 6 0 °C以上が良く、 また過酸化水素の分解を抑制するため 8 0 °C以下が適当で あり、 好ましくは 7 0 °C程度の温度下で行うのが良い。 この溶解処理によって、 白金、 パラジウム、 ロジウム、 ルテニウムなどが溶解した塩酸性溶液を得ること ができる。
以上のように、 セレン白金族元素含有物を 6 0 °C〜8 0 °C程度の処理温度にお いてアルカリ浸出することによって、 常圧下で酸化剤を用いずに、 セレンやテル ルを溶解して白金族元素から分離することができる。 従って、 白金族元素と共に セレンやテルルを含有する処理滓から容易にセレンおよびテルルを分離して白金 族元素を概ね 9 5 %以上の収率で選択的に回収することができる。 しかも、 この アルカリ浸出の際に白金族元素は酸化されないため、 難溶性の酸化ロジウムや酸 化ルテニウムを生じることがなく、 溶液化が容易である。 この浸出残渣中の白金 族元素を塩酸酸性下で酸化して塩化物錯体を形成させることによつて白金族元素 含有液を得ることができる。 一方、 溶出したセレンやテルルはコロイ ド状に分散 しており、 浸出液を硫酸または塩酸によって中和するとメタルになって沈澱する ので、 これらも容易に回収することができる。 因みに、 従来の酸化剤を用いてァ ルカリ浸出する方法は加圧下で浸出を行い、 セレン酸ソーダないし亜セレン酸ソ 一ダなどが生じ、 6価のセレンを含むため排水中に含まれるセレンを除去するの が難しい。 一方、 本発明の上記処理方法では、 常圧下で酸化剤を用いずにセレン およびテルルを溶解して白金族元素と分離するので、 6価のセレンを含まず工程 の管理および回収処理が容易である。 上述したように、 アル力リ溶融工程でセレンないしテルルは亜セレン酸ソーダ 、 亜テルル酸ソ一ダの形態で水浸出液に溶解し、 白金族元素を含む浸出残渣と分 離されるが、 分離した水浸出液にはセレン、 テルルの他に多少の白金族元素が残 留していることがあるので、 これを上記アルカリ浸出工程に循環させて、 セレン テルル白金族元素含有物と共にアルカリ浸出を行うようにすると良い。 この循環 処理によって、 セレンテルルが濃縮される。
—方、 上記アルカリ溶融工程で得た白金族元素を含む浸出残渣は、 アルカリ浸 出工程の残渣と同様に、 過酸化水素などの酸化剤を塩酸と共に添加し、 白金、 ハ ラジウム、 ロジウム、 ルテニウムなどの白金族元素を溶出させる。 白金族元素は 過酸化水素によって酸化されると共に塩素イオンによって塩化物錯体となり、 安 定化されて液中に溶出する。 この溶解処理によって、 白金、 パラジウム、 ロジゥ ム、 ルテニウムなどが溶解した塩酸性溶液を得ることができる。 なお、 この塩素 化処理はアル力リ浸出工程で得た浸出残渣と一緒に行えば良い。
したがって、 本発明の第 3分離方法によれば、 セレンテルル白金族元素含有物 を、 高温下でアルカリ浸出するアルカリ浸出工程と、 苛性ソーダと硝酸ソーダと の混合物を加えて溶融 (共晶) 温度以上に加熱してセレンテルルを溶解処理する アルカリ溶融工程を併用するのでセレンテルルを含む白金族元素をほぼ完全に濃 縮回収し精製容易な塩酸性溶液を精製工程に供することができ、 セレンテルル白 金族元素含有物から白金族元素とセレンテルルを低コストで、 簡便且つ効率的に 分離することができる。
以下、 図 6を使用して本発明の好ましい第 4の分離方法を説明する。
ここで説明する第 4の分離方法とは、 セレンテルル混合物を銅熔鍊工程に導入 してセレンおよびテルルと銅を合金化し、 これを銅電解して電気銅を回収する一 方、 セレンおよびテルルを銅電解スライムに蓄積させ、 この銅電解スライムを硫 酸酸化浸出してテルルを溶出させることによって、 テルルを浸出残渣に残るセレ ンと分離することを特徴とするセレンテルルの処理方法である。
より具体的には、 図 6に示される処理方法では、 セレンテルル混合物として上 記セレンテルル白金族元素含有物を用い、 これを先に説明したように高温下でァ ルカリ浸出し、 セレンテルルを含む浸出液と白金族元素を含む浸出残渣とに分離 するアルカリ浸出工程の後に、 この浸出液に硫酸または塩酸を加えて中和し、 セ レンテルル混合物を沈殿させ、 この混合物を銅熔鍊工程に導入してセレンおよび テルルと銅を合金化し、 これを銅電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよび テルルを銅電解スライムに蓄積させ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテ ルルを溶出させることによって、 テルルを浸出残渣に残るセレンから分離する。
〔セレンテルル混合物〕
本発明の第 4の分離方法では、 セレンテルル混合物として銅製鍊工程で有られ るセレンテルル白金族元素含有物を処理したものを用いることができる。 具体的 には、 上記第 1〜3分離方法において使用したセレンテルル白金族含有物を使用 することができる。
次いでセレンテルル白金族元素含有物を次のアル力リ浸出工程およびアル力リ 溶融工程において処理する。 第 4の分離方法においても上記分離方法と同様に、 抽出残液の還元によって先に沈澱したセレン滓を蒸留して髙純度のセレンを回収 し、 残物 (蒸留残) をアルカリ溶融処理し、 その後に沈澱したテルル滓をアル力 リ浸出処理するのが好ましい。 この蒸留残はセレン化パラジウム等の化合物を形 成しており、 安定であるためアルカリ浸出してもセレンの溶出が進まない。 蒸留 滓をアル力リ溶融処理することによってセレンを効率よく処理することができる 。 一方、 テルル滓中のロジウムおよびルテニウムはセレン滓中に含まれる場合よ りも相対的に品位が高く、 このためアルカリ溶融すると難溶性の酸化物になりや すく、 後の塩酸浸出が難しくなる。 従って、 テルル滓はアルカリ浸出処理するの が好ましレ、。 .
〔アルカリ浸出工程〕
セレンテルル白金族元素含有物を上記分離方法で説明したように、 アル力リ浸 出処理する。 つまり、 アルカリ浸出は 1モル Z L以上のアルカリ濃度下で行うの が良く、 例えば 5モル Z L〜 8モル Z Lの範囲が好ましい。 アルカリ濃度を 1モ ル/ L以上にすることによって p H 1 4以上の強アル力リ性となり、 セレンゃテ ルルの酸化還元電位が下がり、 常圧下において酸化剤を用いずに、 セレンおよび テルルをアルカリ溶液中に溶出させることができる。 なお、 常温ではこのセレン やテルルの溶出反応の進行が遅いので、 6 0 °C以上の温度下、 好ましくは 8 0 °C 程度の温度下で浸出を行うのが適当である。
上記アル力リ浸出によって、 セレンおよびテルルはアル力リ溶液中に溶出して コロイ ド状に分散する。 一方、 ロジウムやパラジウムなどの白金族元素は溶出せ ずに残留する。 これを濾別して、 セレンないしテルルの浸出液と、 白金族元素を 含む固形分とに分離する。
上記アル力リ浸出は、 セレンテルル白金族元素含有物を蒸留処理した残物をァ ルカリ溶融して得た浸出液を加えて行っても良い。 セレンテルル白金族元素含有 物を還元処理して得たセレン滓またはこの還元セレン滓を蒸留処理して得た残物 に、 苛性ソーダ(N a O H)と硝酸ソーダ(N a Ν Ο : )の混合物からなるフラック スを添加し、 これをフラッタスの溶融温度(共晶温度)以上に加熱して溶融する。 この加熱溶融によってセレンは主に 4価になり、 亜セレン酸ソーダ(N a 2 S e を生じて溶解する。 このアルカリ溶融によってセレンテルルが溶解し、 こ れを水浸出してセレンテルルを含む浸出液と白金族元素を含む浸出残渣とに分離 する。 この浸出液をセレンテルル白金族元素含有物のアル力リ浸出工程に加えて 前述のアルカリ浸出を行うことができる。 このアルカリ溶融工程から得た浸出液 を用いることによって、 処理工程全体のセレンテルルの回収率を高めることがで きる。
上記アルカリ浸出の固液分離後、 セレンテルルを含む濾液に、 硫酸または塩酸 を加えて中和すると金属セレンないし金属テルルの黒色沈澱を生じ、 溶液の色が 濃紫色から次第に薄くなり、 p H 7付近で液は透明になる。 これを固液分離する ことによって金属テルルおよび金属セレンの混合物を回収することができる。 こ の混合物のセレンとテルルの品位は概ね 9 9 %以上であり、 高品位の金属セレン ないし金属テルルを回収することができる。 なお、 硫酸や塩酸に代えて硝酸を用 いると、 硝酸の酸化力によってセレンゃテルルは酸化溶解するので沈殿化するこ とができない。 また、 液温は 6 0〜8 0 °Cが好ましい。 この液温で中和すれば濾 過性の良いセレンテルル混合物を得ることができる。
本発明の第 4の分離方法では、 上記セレンテルル混合物を銅熔鍊工程に導入し てセレンおよびテルルを銅と合金化し、 この合金化した銅 (粗銅) を電解工程に 導入して電気銅を回収し、 一方、 セレンおよびテルルを他の不溶成分と共に銅電 解スライムに蓄積させる。 この銅電解は通常の銅電解条件下で実施することがで きる。 銅電解によって高純度の電気銅を得る一方、 セレンおよびテルルは粗銅に 含まれる他の不溶成分と共に銅電解スライムになる。 この銅電解スライムを硫酸 で空気酸化して浸出処理 (脱銅浸出) すると、 スライムに含まれる銅とテルルの 大部分が溶出する。 この硫酸としては硫酸性電解液を用いることができる。 溶出 したテルルを含む脱銅浸出液を金属銅に接触させるとテルル化銅を形成するので 、 テルルをテルル化銅として回収することができる。 工業的には溶出したテルル を含む脱銅浸出液を銅チップ塔に通液してテルル化銅を回収するとよい。 一方、 セレンは浸出残渣 (脱鲖スライム) 中に残るので、 この脱銅浸出によってセレン とテルルを分離することができる。
上記脱銅浸出の後に、 銅とセレンを含む浸出液は銅電解工程に戻して銅を電気 銅として回収する。 セレンは先に述べたように銅電解スライムに蓄積するので、 この銅電解スライムの硫酸酸化浸出 (脱銅浸出) を繰り返すことによって、 セレ ンは脱銅スライムに濃縮される。 また、 この脱銅スライムには金、 銀、 白金族元 素、 鉛などの貴金属が多く含まれているので、 この脱銅スライムに過酸化水素な どの酸化剤と共に塩素ガス、 塩酸などを導入して塩化浸出を行うことによって、 これらの貴金属を溶解し、 各貴金属元素に対応した処理工程を経て回収すること ができる。
上記貴金属の回収工程の一例としては、 上記塩化浸出によってスライム中の銀 および鉛を塩化物に転じて不溶化する一方、 金、 白金族元素、 セレン、 テルルは 浸出液中を溶解させ、 この浸出液を金および白金族元素などを含有する浸出濾液 と銀、 鉛を含有する浸出濾滓 (銀鉛含有滓) とに固液分離し、 先に述べた処理工 程などによって銀鉛含有滓から銀と鉛を分離回収する。 また、 テルルおよび白金 族元素を含む浸出濾液から溶媒抽出によって金を分離し、 還元して金を回収し、 一方、 その抽出残液を蒸留処理してセレン、 テルルを還元し、 この還元滓を用い て本発明の処理を繰り返すことによって、 セレンおよびテルルを濃縮して効率よ く回収することができる。
したがって、 上記第 4の分離方法によれば、 セレンテルル混合物を銅熔鍊工程 に導入してセレンおよびテルルを銅と合金化し、 この銅合金を電解することによ つて髙純度の電気銅を回収し、 一方、 セレンおよびテルルは銅電解スライムに蓄 積されるので、 これを硫酸酸化浸出 (脱銅浸出) して、 テルルを液中に浸出させ てセレンと分離し、 溶出したテルルを金属銅に接触させてテルル化銅として分離 回収することができる。 また、 脱鲖浸出残渣に残るセレンは、 この残渣に含まれ る金等の貴金属回収工程、 例えば、 金抽出五の還元処理工程において、 分離回収 することができる。
以下、 図 7を使用して本発明の好ましい第 5の分離方法を説明する。 図 7に示 するように、 第 5の分離方法は、 セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理 してセレンテルル含有浸出液と白金族元素含有残渣とに分離し、 この白金族元素 含有残渣に酸化剤の存在下で塩酸を加えた後に固液分離し、 濾別した白金族元素 含有溶液に塩酸ヒ ドロキシルァミンを加えて金を選択的に還元析出することを特 徴とする白金族元素含有溶液から金を分離する処理方法である。
本発明の第 5の分離方法でも上記第 1の分離方法と同様に、 銅製鍊工程で得ら れるセレンテルル白金族元素含有物を用いることができる。
〔アル力リ処理〕
セレンテルル白金族元素含有物をアル力リ処理してセレンテルル含有浸出液と 白金族元素含有残渣とに分離する。 アルカリ処理は、 先に説明した、 アルカリ浸 出処理またはアルカリ溶融処理の何れかまたは両方を行うことができる。 アル力 リ浸出処理とアルカリ溶融処理の両方を行う場合には、 上記抽出残液の還元によ つて先に沈澱したセレン滓を蒸留して高純度のセレンを回収し、 残物 (蒸留残) をアル力リ溶融処理し、 その後に沈澱したテルル滓をアルカリ浸出処理するのが 好ましい。 この蒸留残はセレン化パラジウム等の化合物を形成しており、 安定で あるためアルカリ浸出してもセレンの溶出が進まない。 蒸留滓をアル力リ溶融処 理することによってセレンを効率よく処理することができる。 一方、 テルル滓中 のロジウムおよびルテ二ゥムはセレン滓中に含まれる場合よりも相対的に品位が 高く、 このためアルカリ溶融すると難溶性の酸化物になりやすく、 後の塩酸浸出 が難しくなる。 従って、 テルル滓はアルカリ浸出処理するのが好ましい。
〔アルカリ溶融〕
アル力リ溶融処理は、 セレンテルル白金族元素含有物を還元処理して得たセレ ン滓またはこの還元セレン滓を蒸留処理して得た残物に、 苛性ソーダ(NaOH)と硝 酸ソーダ(NaN03)の混合物からなるフラックスを添加し、 これをフラッタスの溶 融温度(共晶温度)以上に加熱溶融して行う。 この加熱溶融によってセレンは主に 4価になり、 亜セレン酸ソーダ(Na2Se03)を生じて溶解する。 このアルカリ溶融 によってセレンテルルが溶解し、 これを水浸出してセレンテルルを含む浸出液と 白金族元素を含む浸出残渣とに分離する。 なお、 この浸出液をセレンテルル白金 族元素含有物のアル力リ浸出工程に加えて前述のアル力リ浸出を行うことができ る。 このアルカリ溶融工程から得た浸出液を用いることによって、 処理工程全体 のセレンテルルの回収率を高めることができる。
〔アルカリ浸出〕
セレンテルル白金族元素含有物のアル力リ浸出処理は 1モル/ L以上のアル力リ濃 度下で行うのが良く、 例えば 5モル/し〜 8モル/ Lの範囲が好ましい。 アルカリ濃度を 1モル/ L以上にすることによって p H l 4以上の強アル力リ性となり、 セレンゃテ ルルの酸化還元電位が下がり、 常圧下において酸化剤を用いずに、 セレンおよび テルルをアルカリ溶液中に溶出させることができる。 なお、 常温ではこのセレン やテルルの溶出反応の進行が遅いので、 6 0 °C以上の温度下、 好ましくは 8 0 °C 程度の温度下で浸出を行うのが適当である。
上記アル力リ浸出によって、 セレンおよびテルルはアル力リ溶液中に溶出して コロイ ド状に分散する。 一方、 ロジウムやパラジウムなどの白金族元素は溶出せ ずに残留する。 これを濾別して、 セレンないしテルルの浸出液と、 白金族元素を 含む固形分とに分離する。
本発明の方法では、 以上のアルカリ処理によって得た白金族元素溶液に塩酸ヒ ドロキシルアミンを添加して金を選択的に還元析出させる。 還元剤として塩酸ヒ ドロキシルァミンを用いれば白金族元素溶液が塩酸酸性であっても金を選択的に 還元析出させることができる。 塩酸ヒ ドロキシルァミンの添加量は金に対して 1 . 3〜 1 . 6倍当量が適当である。 この添加量が 1 . 3倍当量より少ないと金の還 元が不十分であり、 1 . 7倍当量を上回ると白金族元素、 とくにパラジウムが金 と共に還元されるので、 金を選択的に回収することができない。 還元温度は 6 0 °C以上が好ましい。 6 0 °C未満では還元反応が遅くなり工業的プロセスとして適 さない。
したがって、 本発明の分離方法によれば、 セレンテルル白金族元素含有物の処 理工程から得た白金族元素含有溶液について、 該溶液に残留する金を効率よく析 出分離することができる。 従って、 本発明の処理方法は銅電解スライムから貴金 属を回収するプロセスにおいて、 金抽出後液を還元処理して得た還元滓からセレ ンテルルと白金族元素とを分離回収する際の脱金方法として好適である。
なお、 図 8 A、 8 B、 および 8 Cは、 本発明の分離方法の概略を示す工程図で あって、 本発明の好ましい第 1〜第 5の分離方法を併合した工程を示す図である 図 8に示されるように、 先に説明した好ましい分離方法を組み合わせることに より、 脱銅スライムから、 特に脱銅スライムから分離させたセレンテルル白金族 元素含有物から、 セレン、 テルル、 白金族元素、 および金等を容易に分離できる ことが分かる。
より具体的には、 第 1分離方法は、 図 8 Bにおいて、 N a O H溶融から水浸出 して濾過するまでの工程にほぼ相当し、 第 2分離方法は N a O H浸出から濾過ま での工程にほぼ相当する。 また、 N a O H浸出から濾過までの工程および N a O H溶融から水浸出して濾過するまでの工程がほぼ第 3分離方法に相当する。 第 4 分離方法は、 図 8 Cに示される銅溶鍊工程から脱テルル工程までに相当する。 そ して、 第 5分離方法は、 図 8 B中、 N a O H浸出から濾過までの工程および N a O H溶融から水浸出して濾過するまでの工程で得られたセレンテルル含有浸出液 と白金族元素含有残渣とをクロリネーシヨンして濾過し、 次いで脱金して濾過す る工程にほぼ相当する。 以下、 本発明の実施例および比較例を示す。 なお、 %は特に示さない限り、 重 量。 /0 (wt%) である。 実施例 1
セレン化パラジウムを主成分とする白金族元素含有物 2 0 gを原料とし、 これ に苛性ソーダ 2 1 . 7 gと硝酸ソーダ 1 1 . 5 gを混合し、 4 0 0 °Cで 2時間加熱 して溶融物とした。 この溶融物を冷却した後、 水 5 0 0 mlを入れて 1時間攪拌し た後に濾過した。 この濾液には上記原料中のセレンの 9 7 . 4 wt %が浸出された 。 また、 この濾液には白金およびパラジウムは検出されなかった。 さらに、 濾液 中の 6価セレンは 1 O wt %以下であった。 一方、 濾渣を 3規定濃度の塩酸でリバ ルプし、 過酸化水素で酸化して溶解した。 この結果、 溶解液中にパラジウム 9 5 wt %および白金 9 9 %以上が浸出された。 実施例 2
苛性ソーダ 2 0 . 3 gと硝酸ソ一ダ 1 4 . 4 gを用いた他は実施例 1と同様にし て、 セレン化パラジウムを主成分とする白金族元素含有物 20gを加熱溶融し、 こ の溶融物を水浸出して濾過した。 この濾液中のセレンの浸出率は 9 8 . 2 wt %で あった。 濾液には白金およびパラジウムは検出されなかった。 また、 濾液中の 6 価セレンの割合は 1 O wt%以下であった。 一方、 濾滓を 3規定濃度の塩酸でリバ ルプし、 過酸化水素で酸化して溶解したところ、 溶解液中のパラジウムの浸出率 は 9 5 wt%、 白金の浸出率は 9 9 wt%以上であった。 実施例 3
苛性ソーダ 2 3 . 0 gと硝酸ソ一ダ 8 . 6 gを用いた他は実施例 1と同様にして セレン化バラジウムを主成分とする白金族元素含有物 2 0 gを加熱溶融し、 この 溶融物を水浸出して濾過した。 この濾液中のセレンの浸出率は 9 7 . 2 wt%であ つた。 濾液には白金およびパラジウムは検出されなかった。 また濾液中の 6価セ レンの割合は 1 0 %以下であった。 一方、 濾滓を 3規定濃度の塩酸でリパルプ し、 過酸化水素で酸化して溶解したところ、 溶解液中のパラジウムの浸出率は 9 5 wt%であり、 白金の浸出率は 9 9 wt%以上であった。 実施例 4
脱銅電解スライム 5 kgを塩酸 5 Lおよび水 2 Lでリパルプした後、 過酸化水素 を徐々に添加し、 液温を 7 0 °Cに維持して酸化浸出した。 冷却後、 塩化物浸出滓 を濾別し、 濾液の酸濃度を調整して、 ジブチルカルビトール 1 . 5 Lと接触させ て金をジブチルカルビトールに抽出した。 抽出後液中の成分濃度は金 3 Omg/し、 セレン 5 8. 9 g /し、 白金 1 5m/L、 パラジウム 1 7 2mg/Lであった。 この液に亜 硫酸ガスを吹き込み、 液温 8 0。Cでセレンを還元し、 冷却後、 濾別した。 このセ レン滓 9 0 1 gを大気中、 7 5 0°Cでセレンを蒸留除去し、 蒸留残 6. 9 gを回 収したところ、 その品位はパラジウム 4 5. 2vrt%、 白金 4. 2wt%、 金 1 5. 3w t%、 セレン 3 4. 2wt%であった。 この蒸留残に苛性ソーダ 5. 7 gと硝酸ソー ダ 3. 0 gを加え、 その他は実施例 1と同様にして加熱溶融し、 この溶融物を水 浸出して濾過した。 この濾液中のセレンの浸出率は 9 8. 4wt%であった。 濾液 には白金およびパラジウムは検出されなかつた。 また濾液中の 6価セレンの割合 は 1 0 %以下であった。 一方、 濾滓を 3規定濃度の塩酸でリパルプし、 過酸化水 素で酸化して溶解したところ、 溶解液中のパラジウムの浸出率は 9 5wt%、 白金 の浸出率は 9 9 wt%以上であった。 比較例 1
苛性ソーダと硝酸ソ一ダの混合物に代えて、 苛性ソーダを単独に 2 7 g用いた 他は実施例 1と同様にして、 セレン化バラジウムを主成分とする白金族元素含有 物を加熱溶融し、 この溶融物を水浸出して濾過した。 この濾液中のセレンの浸出 率は 3 3. 6wt%であり、 実施例 1に比べて大幅に低かった。 濾液には白金およ びパラジウムは検出されなかった。 また、 濾液中の 6価セレンは 1 Owt%以下で あった。 一方、 濾渣を 3規定濃度の塩酸でリパルプし、 過酸化水素で酸化して溶 解したところ、 溶解液中のパラジウムの浸出率は 9 5wt%、 白金の浸出率は 9 9 wt%以上であった。 比較例 2
苛性ソーダと硝酸ソーダの混合物に代えて、 硝酸ソーダを単独に 5 7. 6 g用 いた他は実施例 1と同様にして、 セレン化パラジウムを主成分とする白金族元素 含有物を加熱溶融し、 この溶融物を水浸出して濾過した。 この濾液中のセレンの 浸出率は 9 8. 5wt%であった。 濾液には白金およびパラジウムは検出されなか つた。 一方、 濾液中の 6価セレンは 2 5wt%であり、 実施例 1より大幅に多かつ た。 また、 濾渣を 3規定濃度の塩酸でリパルプし、 過酸化水素で酸化して溶解し たところ、 溶解液中のパラジウムの浸出率は 95wt%、 白金の浸出率は 99wt% 以上であった。 実施例 5
セレン白金族元素含有物 (Se:65%, Te:30%, Pd:5%, Pt:0.5%, Rh:0.2%, Ru:0.4%) 1kgを、 5モル/ Lの苛性ソーダ溶液 1 OLと混合して 80°Cに加熱して 1時間保持したところ、 大部分は溶解して液は濃い紫色になった。 これを冷却後 に濾過し、 残渣 65 gを回収した。 この残渣を分析したところ、 P d、 P t、 R h、 Ruの白金族元素が主成分として確認され、 その品位は P d : 80%、 P t : 8 %、 R h: 3 %、 R u: 6 %であった。 なお、 濾液には S e: 65 g/Lおよび T e : 3 Og/Lが溶解していたが、 白金族元素は検出されなかった。 実施例 6
セレン白金族元素含有物 (Se:65%, Te:30%, Pd:5%, Pt:0.5%, Rh:0.2%, Ru:0.4%) 1kgを、 5モル/ Lの苛性ソーダ溶液 1 OLと混合して 80°Cに加熱して 1時間保持したところ、 大部分は溶解して液は濃い紫色になった。 これを冷却後 に濾過し、 残渣 6 5 gを回収した。 なお、 濾液には S e: 6 5 g/Lおよび T e: 3 Og/Lが溶解していたが、 白金族元素は検出されなかった。 この残渣を分析した ところ、 P d、 P t、 Rh、 Ruの白金族元素が主成分として確認され、 その品 位は P d: 80 %、 P t: 8 %、 R h: 3 %、 R u: 6 %であった。 この残渣を塩酸 40 Omlと水 10 Omlでリパルプし、 液温を 70 DCに保ちながら過酸化水素 1 2 0 mlを徐々に添加した。 過酸化水素の添加終了後、 冷却して濾過した濾液を分析 したところ、 P d: 74g/L、 P t: 7 g/L, R h: 2. 8 g/レ Ru: 5. 5 g/Lであつ た。 実施例 Ί
苛性ソーダ溶液の濃度を 1モル/しとし、 加熱保持時間を 5時間とした以外は実施 例 5と同様にしてアルカリ浸出を行った。 この結果、 75 gの残渣を回収した。 残渣の主成分は P'd、 P t、 Rh、 Ruであり、 その品位は P d : 6 7%、 P t: 7%、 Rh: 3%、 Ru: 5%であった。 一方、 濾液には S e: 63g/Lおよび T e : 28 g /しが溶解していたが、 白金族元素は検出されなかった。 実施例 8
苛性ソーダ溶液の濃度を 8モル/しとし、 加熱温度を 60°Cとした以外は実施例 5 と同様にしてアルカリ浸出を行った。 この結果、 65 gの残渣を回収した。 残渣 の主成分は P d、 P t、 Rh、 Ruであり、 その品位は P d: 77 %、 P t: 8 % 、 Rh : 3%、 Ru: 6%であった。 一方、 濾液には S e: 64g/Lおよび T e: 2 9 g/Lが溶解していたが、 白金族元素は検出されなかった。 比較例 3、 4
苛性ソーダ溶液の濃度を 0. 5モル/しとした以外は実施例 5と同様にしてアル力 リ浸出を行ったところ、 セレンおよびテルルは溶出せず、 白金族元素をセレンお よびテルルから分離することができなかった (比較例 3) 。
また、 反応温度を室温とした以外は実施例 5と同様にしてアルカリ浸出を行つ たところ、 セレンおよびテルルは溶出せず、 白金族元素をセレンおよびテルルか ら分離することができなかった (比較例 4) 。 実施例 9
銅電解スライムの金抽出後液を還元処理して得た還元澱物の蒸留残物 (セレン 滓蒸留残物:主成分セレン化パラジウム) 600 gに苛性ソーダ 6 5 1 g、 硝酸 ソーダ 345 gを混合して 400°Cで 2時間反応させた。 冷却後、 ルツボに水 1 5 Lを入れて 1時間攪拌して濾別し、 濾液 1 5Lおよび濾滓 348 gを得た。 こ の濾液中 S e濃度は 10.4 g/Lであり、 蒸留残物中のセレン 97.4%が浸出さ れた。 また、 浸出液には P tおよび P dは検出されなかった。 なお液中の 6価 S eの割合は 10%以下であった。 一方、 濾滓の成分を分析したところ白金族元素 を主成分とし、 その濃度は P d 44%、 P t 5%、 Rh 0. 3%、 R u 1. 0 %で めつ 7こ。 次に、 上記還元澱物のテルル滓(Se65%、Te30%、Pd5%、PtO.5%、RhO.2%、RuO.4 %) 1 k gに苛性ソーダ溶液(濃度 5モル/し)を 1 0 L加えて 80°Cに保持したところ 溶液は濃い紫色になった。 これを冷却後に濾過して濾液 1 2. 7 gと濾滓 6 5 g を得た。 この濾滓の成分を分析したところ白金族元素を主成分とし、 その濃度は P d 80 %、 P t 8 %、 R h 3 %、 R u 6 %であった。 また、 濾液中の S e濃度 は 6 5g /し、 T e濃度は 3 Og/Lであり、 白金族元素は検出されなかった
次に、 これらの濾滓を混合して 3規定濃度の塩酸を加えてリパルプし、 液温 7 0 °Cで過酸化水素を導入して酸化した。 これを濾過して得た塩酸性溶液(濾液)中 の白金族元素の濃度は P d 95g/L(95%)、 P t 8. 5g/L(99%)、 R h 3. 2 g/L ( 95%)、 Ru 0. 5 g/L (95%以上)であった (括弧内は浸出率) 。 実施例 1 0
苛性ソーダ 609 gと硝酸ソーダ 432 gとを用いた他は、 実施例 9と同様に して、 セレン滓蒸留残物 600 gを加熱下でアル力リ溶融し、 この溶融物を水浸 出して濾過した。 この濾液中のセレン浸出率は 98. 2%であった。 濾液には白 金およびパラジウムは検出されなかった。 また濾液中の 6価セレンの割合は 1 0 %以下であった。 また、 濾滓の成分を分析したところ白金族元素を主成分とし、 その濃度は P d 45%、 P t 5%、 Rh l%、 Ru 2%であった。
次に、 上記還元澱物のテルル滓 1 k gに苛性ソーダ溶液(濃度 5モル/ L)を 1 0 L 加えて 80°Cに保持したところ溶液は濃い紫色になった。 これを冷却後に濾過し て濾液 1 2. 7 gと濾滓 65 gを回収した。. この濾液中の S e濃度は 65 g /し、 T e濃度は 3 Og/Lであり、 白金族元素は検出されなかった。 一方、 濾滓の成分を 分析したところ白金族元素を主成分とし、 その濃度は P d 80%、 P t 8%、 R h 3 %、 R u 6 %であった。
次に、 これらの濾滓を混合して塩酸 2 L、 水 50 Omlを加えてリパルプし、 液 温を 70°Cに保ちながら過酸化水素 360 mlを徐々に添加して酸化した。 過酸化 水素の添加後に冷却し、 濾過した濾液中の白金族元素の濃度は P d 8 1 g/L, P t 7 g/L, Rh 2. 1g/L、 R u 2.4 g/Lであった。 実施例 1 1
実施例 9のアル力リ浸出で得た浸出液(濾液)を 80°Cに保ち、 硫酸を加えて中 和していくと、 黒色沈殿が生じ始め、 p H 7付近で液が透明になった。 この沈殿 を濾別して回収し、 成分を分析したところ金属セレン 68%、 金属テルル 3 1 % であった。 実施例 1 2
実施例 1 1において、 硫酸の代わりに塩酸を用いる他は同様にして実施例 1 1 と同等品位の金属セレンおよび金属テルルを得た。 比較例 5
実施例 9においてセレン蒸留残と同様にテルル滓 1 k gに苛性ソーダ 1 085 g、 硝酸ソーダ 5 75 gを混合して 400°Cで 2時間反応させた。 冷却後ルツボ に水 25 Lを入れ 1時間攪拌して濾別すると、 濾液中に S eが 9 7.4 %、 T e が 98. 1 %浸出された。 この濾液には P tおよび P dは検出されなかった。 こ れらの濾滓を混合して 3規定濃度の塩酸でリバルブし、 液温 70 °Cで過酸化水素 を導入して酸化した。 これを濾過して得た塩酸性溶液 (濾液) 中の白金族元素の 濃度と浸出率は P d 95g/L(95%)、 P t 8. 5g/L(95%)、 R h 1. 3g/L(39%) 、 Ru 1. 5g/L(14%)であり (括弧内は浸出率) 、 実施例 9に比較して Rhおよ び R uの浸出率が大幅に低下した。 比較例 6
実施例 9のセレン滓蒸留残物をアル力リ溶融するのに代えて、 該セレン滓残留 物 lkgに 5モル/ Lの苛性ソーダ溶液 10 Lを加えて 80°Cに保持したが、 セレンは 殆ど溶出しなかった。 実施例 1 3
セレンテルル還元澱物であるセレン白金族元素含有物 (Se65%、Te30%、Pd5%、 PtO.5%、RhO.2%、RuO.4%) 1kgに、 5モル/しの苛性ソーダ溶液 1 0 Lを混合し、 8 0°Cに保持してアル力リ浸出したところ、 セレンおよびテルルの大部分は液中に 溶解して液は濃い紫色になった。 冷却後、 濾過して残渣 65 gを回収した。 この 濾液の組成は S e: 6 5g/L、T e: 3 Og/Lであり、 白金族元素は検出されなかつ た。 この濾液を 80°Cに保持して硫酸(50%濃度)を加え pH 1まで中和したとこ ろ、 黒色粉末が沈殿した。 この沈殿物の組成は S e: 68. 5 %、 T e: 3 1. 5 % であった。 また、 濾液中の S eおよび T eの濃度はそれぞれ 53 Oppmおよび 2 1 Oppmであった。 この沈殿物を銅熔鍊工程に導入して電解精製し、 生じたァノ ―ドスライムを硫酸性電解液で空気を吹き込んで浸出した。 ァノードスライム中 の T eの大部分が溶け出すので浸出後のスライム中の T e品位は 0. 5。/。であつ た。 また、 S eは溶け出さないため浸出液中に S eは検出されず、 浸出後のスラ ィム中の S e品位は 8. 3%であった。 この浸出液を銅チップ塔に通液して、 液 中の T eをテルル化銅として回収した。 またスライムに残留した S eや金を塩酸 酸化浸出によって溶出させ、 金を溶媒抽出した後に、 この抽出後液に亜硫酸ガス を導入してセレンを還元し回収した。 一方、 先のアルカリ浸出残渣を分析したと ころ、 P d、 P t、Rh、Ruの白金族元素が主成分として確認され、 その品位は P d: 80 %、 P t: 8 %、 R h: 3 %、 R u: 6 %であった。 この残渣を塩酸 2 L 、 水 50 OmLでリノ、。ノレプし、 液温を 70°Cに保ちながら、 過酸化水素 360mLを 徐々に添加した。 過酸化水素の添加終了後に冷却して濾過し、 この濾液を分析し たところ、 P d 8 1g/L、 P t 7g /し、 Rh 2. 1g/L、 R u 2.4 g/Lであった。 実施例 14
銅電解スライムの金抽出後液を還元し、 さらに蒸留処理して得たセレン滓(Se: 50%、 Pd:40%、 Pt:30%、 Rh:l%、 Ru:2%) 600 gに苛性ソーダ 65 1 g、 硝 酸ソーダ 345 gを混合して 400°Cで 2時間反応させてアル力リ溶融を行った 。 冷却後、 この混合物に水 1 5リットルを加えて 1時間攪拌して濾別すると、 濾液中 に S eが 97. 4%浸出され、 P tおよび P dは検出されなかった。 また、 液中 の 6価 S eの割合は 1 0%以下であった。 実施例 1 5 実施例 14において、 セレン滓を分離した液にさらに亜硫酸ガスを導入して得 たテルル滓 1 kgに 5モル/ Lの苛性ソーダ 1 0リットルを加えて 80°Cに保持してアル力 リ浸出を行ったところ、 大部分は液中に溶解し液は濃い紫色になった。 これを冷 却した後に濾過して残渣 65 gを得た。 この残渣を分析したところ、 P d、 P t 、 Rh、 Ruの白金族元素が主成分と.して確認された。 この残渣に塩酸 2リットル、 水 50 Omlを加えてリパルプし、 液温を 70°Cに保ちながら、 過酸化水素水 36 Omlを徐々に添加した。 過酸化水素水の添加後に冷却して濾過した。 この濾液を 分析したところ、 P d 8 lg/L、 P t 7g/L、 R h 2. 1 g/レ Ru 2.4 g /し、 A u 3. 8g/Lであった。 この溶液に還元剤として塩酸ヒ ドロキシルァミン 6. 1 gを 加え、 60°Cで 1時間反応させた。 冷却後液中の貴金属元素を分析したところ、 P d、 P t、 Rh、 R uの溶存量は変わらなかったが、 A uの溶存量は 0.05g /Lであり、 A uが選択的に還元されたことが確認された。 ' 比較例 7
実施例 1 5において還元剤としてヒ ドラジンを用いたところ、 Auと共に P d 、 P tも還元され、 液中から Auを分離できなかった。 産業上の利用の可能性
本発明の分離方法は、 例えば、 製鍊の銅電解工程で電解液に不溶な残渣として の副生物中の P t、 Rh、 I r、 Ruなどの白金族元素、 セレン、 テルル、 金、 銀、 銅等の金属を低コス トで、 簡便且つ効率的に分離回収することができる。

Claims

請求の範囲
1 . セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理する工程 (A ) と、
セレンテルルを浸出させる工程 (B ) と、
白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程 (C ) とを具 備する白金族元素の分離方法。
2 . 請求項 1に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理する工程 (A) は、 セレン テルル白金族元素含有物に苛性ソーダと硝酸ソーダとの混合物からなるフラック スを添加し、 該フラックスの共晶温度以上に加熱して溶融する工程であって、 前記セレンテルルを浸出させる工程 (B ) は、 得られた溶融物を水浸出するェ 程であって、
白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程 (C ) は、 水 浸出することにより固液分離して亜セレン酸ソーダを含む液分と白金族元素含有 残渣とに分離する工程である。
3 . 請求項 2記載の分離方法であって、
前記苛性ソーダと硝酸ソ一ダとのモル比が 7 5 : 2 5〜8 5 : 1 5である。
4 . 請求項 2記載の分離方法であって、 .
前記白金族元素含有残渣に、 過酸化水素と共に塩酸を添加して白金族元素を溶 解する。
5 . 請求項 2記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物が脱銅製鍊スラィムの塩酸浸出液から溶媒 抽出によって金を分離した抽出残液の処理滓である。
6 . 請求項 2記載の分離方法であって、 前記セレンテルル白金属元素含有物が、 脱銅製鍊スライムを塩酸および過酸化 水素によってスラリーにし、 これを濾過して主に銀を含む浸出滓と、 金、 白金族 元素およびセレン、 テルルを含む浸出液とに分離し、 次に、 この浸出液の液性を 調整した後に溶媒抽出によって浸出液から金を分離する一方、 抽出残液に二酸化 ィォゥを添加してセレンとテルルを順に還元して沈澱分離した後に、 白金族元素 とセレンを含む沈殿物を加熱して濃縮すると共にセレンを蒸留分離した蒸留残渣 である。
7 . 請求項 1に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物をアルカリ処理する工程 (A) とセレンテ ルルを浸出させる工程 (B ) とは、 セレンテルル白金族元素含有物を高温下でァ ルカリ浸出してセレンテルルを液中に移行させ、 これを固液分離して固形分に含 まれる白金族元素と液分に含まれるセレンテルルとを分離するアルカリ浸出工程 として同時に行われる。
8 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記固液分離工程で得られた分離固形分に塩酸酸性下で酸化剤を加えて白金族 元素を溶解する。
9 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物を高温下でアルカリ浸出することによって セレンと共にテルルを液中に移行させて白金族元素と分離する。
1 0 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物を、 6 0 °C以上の温度下および 1モル/ L 以上のアル力リ濃度下で浸出する。
1 1 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記アルカリ浸出後に固液分離した固形分に、 塩酸と共に過酸化水素または塩 素ガスを添加して白金族元素を溶解する。
1 2 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記白金族元素がロジウム、 ルテニウム、 パラジウム、 白金の一種または二種 以上である。
1 3 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物が脱銅製鍊スライムの塩酸浸出液から溶媒 抽出によつて金を分離した抽出残液の処理滓である。
1 4 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族含有物が、 脱銅製鍊スライムを塩酸および過酸化水素 によってスラリーにし、 これを濾過して主に銀を含む浸出滓と、 金、 白金族元素 およびセレン、 テルルを含む浸出液とに分離し、 次に、 この浸出液の液性を調整 した後に溶媒抽出によって浸出液から金を分離する一方、 抽出残液に二酸化ィォ ゥを添加してセレンないしテルルを沈澱させ、 これを固液分離して得た濾滓であ る。 .
1 5 . 請求項 1に記載の分離方法であって、
前記アルカリ処理する工程 (A) として、 セレンテルル白金族元素含有物を蒸 留処理した残物に苛性ソーダと硝酸ソーダとの混合物からなるフラックスを加え て該混合物の溶融 (共晶) 温度以上に加熱してセレンテルルを溶解する工程を有 し、 前記セレンテルルを浸出させる工程 ( B ) として、 これを水浸出する工程を 有し、 さらに前記白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離するェ 程 (C ) を具備してなるアルカリ溶融工程 (ィ) と、
前記アルカリ処理する工程 (A) およびセレンテルルを浸出させる工程 (B ) として、 セレンテルル白金族元素含有物を高温下でアルカリ浸出する工程を有し 、 さらに前記白金族元素含有浸出残渣とセレンテルル浸出液とを分離する工程 ( C ) を具備してなるアルカリ浸出工程 (口) とを有する。
1 6 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
セレンテルル白金族元素含有溶液を還元処理し、 その還元滓の一部を蒸留処理 した残物をアル力リ溶融処理し、 残部の還元滓をアル力リ浸出処理する。
1 7 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
脱銅電解スライムの貴金属回収処理系の金抽出後液に亜硫酸ガスを導入して還 元処理し、 先に沈澱したセレン滓を蒸留して高純度のセレンを分離した残物をァ ルカリ溶融処理し、 次に生じたテルル滓をアルカリ浸出処理する。
1 8 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
アルカリ溶融工程の水浸出で得た浸出液をアル力リ浸出工程に循環し、 セレン テルル白金族元素含有物と共にアルカリ浸出を行う。
1 9 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
アル力リ浸出工程で得た浸出液に硫酸または塩酸を加えて中和し、 セ ルを沈殿させる。
2 0 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
アル力リ浸出工程およびアル力リ溶融工程において生じた浸出残渣に酸化剤 の存在下で塩酸を加えて白金族元素を溶解させる。
2 1 . 請求項 1に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル浸出液からセレンテルル混合物を得て、 得られたセレンテル ル混合物を鲖熔鍊工程に導入してセレンおよびテルルと銅を合金化し、 これを銅 電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルルを銅電解スライムに蓄積さ せ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させることによって、 テルルを浸出残渣に残るセレンと分離する。
2 2 . 請求項 7に記載の分離方法であって、
前記アル力リ浸出工程で得られたセレンテルル浸出液に硫酸または塩酸を加え て中和して沈殿させることによりセレンテルル混合物を得て、 得られたセレンテ ルル混合物を銅熔鍊工程に導入してセレンぉよびテルルと銅を合金化し、 これを 銅電解して電気銅を回収する一方、 セレンおよびテルルを銅電解スライムに蓄積 させ、 この銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させることによって 、 テルルを浸出残渣に残るセレンと分離する。
2 3 . 請求項 1 5に記載の分離方法であって、
前記アル力リ溶融工程で得られたセレンテルル浸出液を、 前記アル力リ浸出ェ 程で使用するセレンテルル白金族元素含有物に加えてアル力リ浸出を行い、 得ら れた浸出液に硫酸または塩酸を加えて中和し、 生じたセレンテルル混合物を、 銅 熔鍊工程に導入してセレンおよびテルルと銅を合金化し、 これを銅電解して電気 銅を回収する一方、 セレンおよびテルルを鲖電解スライムに蓄積させ、 この銅電 解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させることによって、 テルルを浸出 残渣に残るセレンと分離する。
2 4 . 請求項 2 1に記載の分離方法であって、
前記セレンテルル白金族元素含有物が金抽出後液に亜硫酸ガスを導入し、 還元 処理して生じた還元滓である。
2 5 . 請求項 2 1に記載の分離方法であって、
銅電解スライムを硫酸酸化浸出してテルルを溶出させた後に、 の浸出液を金 属銅に接触させて生成したテルル化銅を回収する。
2 6 . 請求項 1記載の分離方法であって、
得られた白金属元素含有残渣に酸化剤の存在下で塩酸を加えた後に固液分離し 、 濾別した白金族元素含有溶液に塩酸ヒ ドロキシルァミンを加えて金を選択的に 還元析出する。
2 7 . 請求項 2 6記載の分離方法であって、
セレンテルル白金族含有物のアル力リ処理を、 高温下で行う。
2 8 . 請求項 2記載の分離方法であって、
得られた白金属元素含有残渣に酸化剤の存在下で塩酸を加えた後に固液分離し 、 濾別した白金族元素含有溶液に塩酸ヒ ドロキシルァミンを加えて金を選択的に 還元析出する。
2 9 . 請求項 2 6に記載の分離方法であって、
脱銅電解スライムの貴金属回収処理系の金抽出後液をセレンテルル白金族元素 含有物として用い、 この後液に亜硫酸ガスを導入して還元処理し、 先に沈澱した セレン滓を蒸留して高純度のセレンを分離した蒸留残物をアル力リ溶融処理して 白金族元素含有残渣を分離し、 一方、 上記後液に更に亜硫酸ガスを導入して沈澱 したテルル滓をアルカリ浸出処理して白金族元素含有残渣を分離し、 これらの白 金族元素含有残渣を使用する。
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DE60325639T DE60325639D1 (de) 2002-11-29 2003-08-28 Verfahren zur abtrennung von elementen der platingruppe aus selen/tellur enthaltenden materialien
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CA 2507370 CA2507370C (en) 2002-11-29 2003-08-28 Separation process for platinum group elements
ES03812271T ES2316871T5 (es) 2002-11-29 2003-08-28 Métodos para separar elementos del grupo del platino de materiales que contienen selenio/teluro
EP03812271.9A EP1577408B2 (en) 2002-11-29 2003-08-28 Method for separating platinum group elements from selenum/tellurium bearing materials

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Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111377416A (zh) * 2018-12-27 2020-07-07 汉能新材料科技有限公司 一种铜铟镓硒废料中回收硒的方法
CN112609089A (zh) * 2021-01-11 2021-04-06 大冶有色金属有限责任公司 一种从铂钯精矿中富集碲的方法
CN112960654A (zh) * 2020-04-20 2021-06-15 金川集团股份有限公司 一种从酸性液中高效分离硒碲的方法
CN114959274A (zh) * 2022-06-01 2022-08-30 紫金铜业有限公司 一种铅滤饼中有价元素高效分离的方法

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE102008006796A1 (de) * 2008-01-30 2009-08-27 W.C. Heraeus Gmbh Verfahren zum Gewinnen von Ruthenium aus Ruthenium oder Rutheniumoxide enthaltenden Materialien oder rutheniumhaltigen Edelmetall-Erzkonzentraten
JP2010077510A (ja) 2008-09-29 2010-04-08 Nippon Mining & Metals Co Ltd ロジウムと白金及び又はパラジウムとの分離方法
CA2857687C (en) 2011-12-02 2019-07-09 Stillwater Mining Company Quantitative precious metals recovery in the presence of interfering metals, salts, and ions
PE20170280A1 (es) 2014-05-12 2017-03-30 Summit Mining Int Inc Proceso de lixiviado de salmuera para la recuperacion de metales valiosos de materiales de oxido
CN106757118B (zh) * 2016-12-08 2019-03-01 湖南稀土金属材料研究院 从锑碲废料中提取精碲的方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4229270A (en) * 1978-04-12 1980-10-21 The International Nickel Co., Inc. Process for the recovery of metal values from anode slimes
JPS60208433A (ja) * 1984-04-03 1985-10-21 Nippon Mining Co Ltd 銅電解殿物からの白金及びパラジウムの回収法
JP2000169116A (ja) * 1998-12-08 2000-06-20 Sumitomo Metal Mining Co Ltd セレンの選択的浸出回収方法
JP2003268457A (ja) * 2002-03-15 2003-09-25 Mitsubishi Materials Corp セレン白金族元素含有物の溶解処理方法

Family Cites Families (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA576716A (en) 1959-05-26 E. Vaaler Luther Method of separating tellurium from selenium
US1415526A (en) 1919-10-01 1922-05-09 Chykashige Masumi Process for recovering selenium and noble metals from electrolytic slimes and the like
GB425648A (en) 1934-03-16 1935-03-19 American Smelting Refining Treatment of ores, metallurgical by-products and the like to effect a separation of selenium from precious metals
DE638594C (de) 1934-04-01 1936-11-19 American Smelting Refining Verfahren zur Trennung des Selens von edelmetallhaltigen Erzen
DE1038543B (de) 1952-12-20 1958-09-11 American Smelting Refining Verfahren zur Gewinnung von Selen aus bei der Elektrolyse von Rohkupfer anfallendem selenhaltigem Material
GB816989A (en) 1955-12-06 1959-07-22 American Smelting Refining Recovery of selenium from scrap selenium rectifiers
DE1193922B (de) 1961-02-02 1965-06-03 Canadian Copper Refiners Ltd Verfahren zur Gewinnung von Selen
GB1214579A (en) 1968-02-28 1970-12-02 Chemner Ag Improvements in or relating to the re-constitution of electrodes
US3684577A (en) 1969-02-24 1972-08-15 Diamond Shamrock Corp Removal of conductive coating from dimensionally stable electrodes
CA957829A (en) 1970-12-07 1974-11-19 Xerox Corporation Selenium composition purification process
JPS563631A (en) * 1979-06-21 1981-01-14 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Platinum group metal recovering method
CA1154599A (en) * 1980-09-30 1983-10-04 John A. Thomas Hydrometallurgical processing of precious metal-containing materials
DD261811A1 (de) 1987-06-30 1988-11-09 Funk A Bergbau Huettenkombinat Verfahren zur gewinnung von ruthenium
FR2671104B1 (fr) 1990-12-28 1994-04-08 Institut Francais Petrole Procede de traitement antipollution d'un catalyseur desactive contenant au moins un metal noble et recuperation totale dudit metal et de l'alumine du support.
JP2000034563A (ja) 1998-07-14 2000-02-02 Japan Energy Corp 高純度ルテニウムスパッタリングターゲットの製造方法及び高純度ルテニウムスパッタリングターゲット
KR20100019577A (ko) * 2002-03-15 2010-02-18 미쓰비시 마테리알 가부시키가이샤 백금족 원소의 분리방법

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4229270A (en) * 1978-04-12 1980-10-21 The International Nickel Co., Inc. Process for the recovery of metal values from anode slimes
JPS60208433A (ja) * 1984-04-03 1985-10-21 Nippon Mining Co Ltd 銅電解殿物からの白金及びパラジウムの回収法
JP2000169116A (ja) * 1998-12-08 2000-06-20 Sumitomo Metal Mining Co Ltd セレンの選択的浸出回収方法
JP2003268457A (ja) * 2002-03-15 2003-09-25 Mitsubishi Materials Corp セレン白金族元素含有物の溶解処理方法

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111377416A (zh) * 2018-12-27 2020-07-07 汉能新材料科技有限公司 一种铜铟镓硒废料中回收硒的方法
CN112960654A (zh) * 2020-04-20 2021-06-15 金川集团股份有限公司 一种从酸性液中高效分离硒碲的方法
CN112609089A (zh) * 2021-01-11 2021-04-06 大冶有色金属有限责任公司 一种从铂钯精矿中富集碲的方法
CN114959274A (zh) * 2022-06-01 2022-08-30 紫金铜业有限公司 一种铅滤饼中有价元素高效分离的方法
CN114959274B (zh) * 2022-06-01 2024-02-13 紫金铜业有限公司 一种铅滤饼中有价元素高效分离的方法

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Publication number Publication date
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EP1577408A1 (en) 2005-09-21
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