固相萃取柱回收率低三相物一般用什么方法回收或者怎么处理

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溶剂萃取法分离铂、钯、铑及其在二次资源回收中的应用研究
分类号―― uDc――密级――呵尹87870‘l1056l学校代码:学 号:200237200200005华南理工大学博士学位论文溶剂萃取法分离铂、钯、铑 及其在二次资源回收中的应用研究李耀威指导教师直固壁煎攫 坐豆堡王盔堂丝主銎堂堂随 刮连注副熬援 垡直堡王太堂丝堂抖堂堂暄专、№名称:副导师:申请学位级别:盟±论文提交日期:2Q笾:生25 学位授予单位和日期:巫撞王猩2QQ5 1§:!Q论文答辩同期:堡直堡王盘堂答辩委员会土席: 论文评阅人:瓷盎筮蕉 摘要摘要含铂族金属的废料是宝贵的二次资源,加强二次资源中铂族金属的回收对于 社会经济的可持续发展、实现循环经济具有重要意义。溶剂萃取技术作为一种有 效的提取分离方法在铂族金属二次资源的回收中得到广泛重视。研制并筛选高效 的萃取剂,研究各种金属的萃取规律,准确掌握体系的萃取机理,开发高效的萃 取分离工艺是溶剂萃取技术在铂族金属二次资源回收应用中的研究重点及方向。 为了从分子结构水平上研究萃取机理以及寻求高效的萃取分离体系,设计合成了带杂环取代基的不对称亚砜一异戊基苯并噻唑亚砜(ABSO)和N一正丁基异辛酰胺(BiOA)两种萃取剂。 用异戊基苯并噻唑亚砜对盐酸介质中的钯进行萃取研究,考察了稀释剂、盐 酸浓度、温度、氢离子和氯离子浓度等因素对Pd(II)萃取率的影响。研究发现, 用O.5mol?L。1ABsO从O.1 mol?L‘1 Hcl介质中萃取Pd(II),一次萃取率可达99.72%; 载钯有机相用1 m01.L。氨水反萃,钯两级反萃率达到99%以上。H+浓度对钯的分 配比无影响,而钯的分配比随着cl’浓度的增加急剧下降。通过红外光谱分析和斜 率法确定了萃合物的组成为PdCl2.2ABSO。实验中首次成功培养出异戊基苯并噻 唑亚砜.钯萃合物单晶,实现了从分子结构水平上研究该体系的萃取机理。萃合物 晶体结构表明,ABsO以中性配位萃取机理萃取Pd(II),ABsO通过苯并噻唑基上 的N原子与Pd(II)直接配位,萃合物Pdcl2(ABS0)2以Pd原子为中心构成平面反 式构型,为研究开发氮杂环萃取剂提供了理论依据。 N.正丁基异辛酰胺萃取Pt(Ⅳ)的结果表明,用2m01.LdBiOA.5%TBP萃取5mol-L’1Hcl介质中的Pt(Ⅳ),一次萃取率大于99%,水是载Pt(Ⅳ)有机相的有效反萃剂。BiOA萃取Pt(Ⅳ)是放热反应过程,反应焓为.24.18 kJ.mol~。紫外一可见光谱 和红外光谱分析表明,BiOA萃取Pt(Ⅳ)的机理为酸性离子缔合萃取,萃合物组成 为(BiOAH+)2.PtCl62‘。 针对铑在氯化物介质中容易生成一系列氯水配合物,导致铑难于被萃取的问 题。采用活化萃取技术改善铑的可萃性,首次提出以N.正丁基异辛酰胺作为萃取剂对铑进行活化萃取研究。研究发现,当溶液中sn:Rh的摩尔比为12:l时,铑的氯水化合物全部转变为疏水性的【Rh(sncl3)5】4.配阴离子,极大地提高了BioA对铑的萃取率,用1.5mol―L。Bi0A.O.5m01.LdTBP萃取2 m01.L‘1盐酸介质中的铑,铑的一次萃取率大于99%。BiOA.TBP对活化后的铑有协同萃取效应,BiOA与TBP 的最佳协萃比例为3:1。有机相中的铑用4 m01.L。1Hcl+O.03 m01.L‘1NaCl03反萃,两级反萃率接近100%。研究还发现,活化后的铑溶液不宜放置太久,由于Sn(II) 在空气中容易被氧化成sn(Ⅳ),引起Rh。sn配合物的分解而失去活化作用,导致 华南理工大学博士学位论文铑的萃取率下降。光谱分析表明,Bi0A.TBP以酸性离子缔合机理协同萃取铑,萃合物的组成为(BioA?H+)3(TBP?H+).[Rh(SnCl3)5]“。 结合本课题组对合成亚砜MsO萃取钯、铂的性能研究结果,采用Mso作萃 取剂,对活化后的铑进行萃取研究,结果表明,该萃取体系是一个快速放热反应 过程,在Hcl浓度为2 m01tL。时,铑达到最大萃取率99.7%。1m01.Ld Ms0萃取 铑的容量能达到13,6 g.L。以上。有机相中的铑用5m01.LoHcl+O.03m01.L以NaCl03进行两级反萃,反萃率为90.5%。Mso以酸性离子缔合机理萃取铑,萃合物组成 为(MSo-H30+)4?【Rh(SnCl3)5r。。 采用Ms0及N.正丁基异辛酰胺对废催化剂浸出液中的铂、钯、铑进行分离 试验研究,结果表明。MSO低酸度二级错流萃Pd,Bi0A高酸度二级错流萃Pt, BiOA二级萃取活化铑的流程对分离铂、钯、铑是可行的。二级错流萃取钯的总萃 取率达到99.9%,三级钯总反萃率达99.9%。二级萃取铂的总萃取率达到99.9%, 三级铂的总反萃率达到100%。Rh二级活化萃取率为100%,三级铑的总反萃率也 达到100%,反Pd液中的P“Pd比为1.5×104,反Pt液中的Pd/Pt比为1.4×10一, 反Rh液中的P们m比为3.4×10~,达到了贵金属之间的分离要求。关键词:溶剂萃取法,铂族金属,二次资源回收,应用研究Ⅱ AbsHactAbstractThe secondaryplatinummetals―containingRecoverywastesareoneofimportantsecondaryandValuable isresources. onofplatinum metalsfromresourcessignificantsustainable deVelopment and recycling economic.SolVent extractiontechnique has been widely used in the recoVery of platinum metals from secondaryresourcesdue to its strong focusonextraction ofand separation novelability.The studies of thisresearch 0f extractiontechniquetheselectionextractants,pefformance of platinum metals,mastery of extraction mechanism of platinum metalsand development of high efficient extraction techniqueareemphasesfortheapplication of solvent extraction technique in the field of recoVering platinum metalsfrom secondaryresources.In order to know the extraction mecharIism of platinum metals from moleculestructureand deVelop the highemcient extractiontechnique,two ldnds of extractants,namely iso―amyl benzothiazolyl were synthesised.sulfoxid(ABSo)andN_butyl isooctylamide(Bi0A),ABS0 was used in the extraction of panadium(II)from hydrochloric acid media. The effects of extractant concentration,HCl concentratiOn,tenlperature,H+and C1. concentrationonthe percentage ex”action of Pd(II)with ABSO had been studied.The of Pd(II)achievedpercentage extraction mol?L_J ABSO solution by t11eas as an99.72%from O.1 mol?L_HCl with 0.5ex”actant.Pd(II)was recovered using 1 mol?Lu ammoniumthe stnpping agent.The distribution coefficient of Pd(II)was not aff色cted cOncentration, The but decfeased theH+dramaticallyextractedwithtlle hadincrease beenofCl-asconcentration.stoichiometry ofspeciesfoundPdCl2-2ABS0 with the molar ratio of palladium(II)to ex”actant l:2. The X―ray preViously was crystal structufe of the extracted species which was obtained, which explained tlle extractionnotreported ABS0mechanismofextracting Pd(II)from molecule structure.The extraction mechanism was determinedto be neutraI coordination.The crystal structure reVeals theaPdCl2(ABSO)2 co埘【plexaswhole is in cornplete symmetry with palladium atom at the symmetry center of thequare―planar complex,and ABSO coordinates with Pd(II)via miazole N atom.This result indicates that sulfoxides containing thiazolyl substituent general dialkyl sulfoxides whichare arequite different fromorusually coordinated with Pd(II)via oS atom.The extraction of Pt(IV)from HCl media with N-butyl isooctylamide was studied.III 华南理』大学博士学位论文The results suggested that the percentage extraction of Pt(IV)achieves 99.5%byusing 2 mol?L“BioA-5%TBP in octane to extract Pt(IV)in 5 m01.L。1 HCl media.This isanexothermic reaction withanenthalpy of一24.18kJ?m01.。.Waterisahigb efficientstrippingagent to recoVery of Pt(IV).The stoichiometry of the extracted species hadbeen fbund as(BioAH+)2?PtCl6。。by using spectral analysis and slope analysis method. The extraction mechanism could be determined to be protonated BiOA. The directextractantsanion-pair formation with theextractionof Rh(III)from chloridesolution withcommonly usedis known not to be feasible due to me formation of mixed aquo―chlorocomplexes.The interaction of Rh(IⅡ)一Cl co瑚plexes with Sn(II)in aqueous chloridesolution to form new Rh(I)-SⅡ(II)complexescanbe used to achieve quantitative Rhextraction.BiOA was used in the extraction of Rh from hydrochloric acid media after pre?treatment of the Rh―containing chloride solution with stannous chloride.The Rh aquo―chloro complexes was completely conVert tohydfophobic口th(sncl3)5r‘whenthe mole ratio of Sn:Rh is 12:1.The formation of hydrophobic【Rh(sncl3)5r largely increases the extractability of Rh with BiOA. A complete extraction of Rh in 2 mol?L。1 HCl media has been achieved with 1.5 mol-Lu BiOA―O.5amol?L_TBP.Thesystemof extractionof【Rh(SnCl3)5】4一withBiOA―TBP issynefgistic extraction.The ratio of BioA and TBP in this synergisticaextraction system is 3:1.The Rh loaded in Organic phase is completely stripped withmixture of 4 mol?Lq HCl and O.03 mol?L―Nacl03asastrippingagent.The oxidationof Sn(II)to Sn(IV)in air,however'caused the breakdown of Rh(I)一Sn(II)complexes. The actiVation power will lose if the time of storage is too long.The stoichiometry of the extracted species had been fbund as(BiOA?H+)3(TBP?H+)?【Rh(SnCl3)s】4一.Theanextraction mechanism could be determined to be extraction with the protonated BiOA and TB P. Basedonion?pair associated synergisticthe results of extfaction of Pd(II)and Pt(IV)with synthesis sulfbxide byourMSOasaextractantgroup,MSO was used in the extraction of Rh fromhydrochloric acid media after pre―treatment of the Rh―containing chloride solution with stannous chloride.The extraction of activated Rh withMSOisarapid andexothermic reaction.The percentage extfaction of Rh achieVes 99.7%from 2 mol?L“HCl med主a with l m01.L’1 MS0 in keroseⅡe.Tbe fhodium accumulated in the l m01.L。1MSOwithcanreach 13.6 g?L“or aboVe.The percentage stripping of Rh achieVes 90.5%asamixture of 5 mol?L“Hcl and O.03 mol?Lq Nacl03thestrippingagent.Thestoichiometry of the extracted species had been found as(MSO?H30+)4-【Rh(SnCl3)5]斗. Ⅳ AbstractAnd the extraction mechanism could be determined to be the protonated MSo. Separation of panadium,platinumanion.Dair formation withand rhodium from spent catalysts leachingsolution with MSO and BiOA was studied.The separation process include two―stagecross―currentextraction of Pd(II)with MSo in low acidity,two-stagecross―currentextraction of Pt(IV)with Bi0A in high acidity and two-stage cfoss―current extraction of actiVated Rh with BiOA.The total percentage extraction of Pd(II)achieved 99.9%, and the percentage stripping of Pd(II)achieVed 99.9%.The total percentage extraction of Pt(IV)achieVed 99.9%and the percentage stripping of the Pt(IV)was nearly 100%. The percentage extraction and stripping of Rh both achieVed nearly lOO%.The ratio of Pt to Pd was 1.5×10―4 in the stripping palladium solution.The ratio of Pd to Pt was 1.4×lO。in the stripping platinum solution.The ratio of Pt to Rh was 3.4×10q in the stripping rhodium solutiOn.These results indicate the prOcess is fbasible to separate Pd, Pt and Rh ftom the leaching s01ution of spent catalysts.Key words: SolVent extraction, PlatinumApplication researchmetals,Second盯yresoufcesrecoVery'V 华南理工大学 学位论文原创性声明本人郑重声明:所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所 取得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外,本论文不包含任 何其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡 献的个人和集体,均己在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的 法律后果由本人承担。作者签名:夸耀威日期:2吖眸6月fD日学位论文版权使用授权书本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定,同意 学校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版,允许论文 被查阅和借阅。本人授权华南理工大学可以将本学位论文的全部或部分内 容编入有关数据库进行检索,可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存 和汇编本学位论文。保密口,在――年解密后适用本授权书。本学位论文属于不保密囱。(请在以上相应方框内打“√”)作者签名:导师签名:1孔项r楞日期:舻6月厂。日誊耀威日期:晦‘月即日 第一章绪论第一章绪论1.1铂族金属的用途与资源现状铂族金属包括铂、钯、铑、钌、铱、锇六种金属。在地壳中,它们的含量微 乎其微,通常只存在于某种基性或超基性火成岩或花岗岩中。由于这些金属具有 独特的物理、化学性质,它们的合金和化学制品更具有综合的物理化学特性,而 被广泛应用于珠宝首饰、生物医药学、燃料电池、航空航天与航海工业、信息技 术及激光技术、能源技术、催化剂及新材料等国民经济重要领域及高新技术产业 中。近年来,由于各国的环保意识的增强,汽车催化剂装置对铂族金属需求稳步 增长,而铂一钯一铑三元催化剂更掀起了铂族金属消费的新浪潮,铂族金属堪称 “环保金属”。随着科学技术的不断发展,铂族金属在石油工业、化学工业、国防 工业和科学研究等部门的地位越发显得重要,应用范围也不断扩大,因此铂族金 属占据十分重要的战略地位。 二次资源是指矿产资源以外的各种再生资源,例如生产、制造过程中产生的 废料或已丧失使用性能而需要重新处理的各种物料。含铂族金属的二次资源与一 次资源相比,其金属含量高、组成相对单一,处理工艺比较简单,加工成本较低, 所得金属品位高,因此世界各国对铂族金属二次资源的回收非常重视。铂族金属 是我国急缺矿产,到目前为止,我国铂族金属资源有限,仅是世界储量的千分之 三,且目前没有单独开采的铂族金属资源,主要作为铜、镍、铁矿等的伴生元素回收,铂族金属的矿品位仅是国外矿床的l,5―1,10。我国铂族金属长期以来一直供不应求,据美国矿业局统计,1998年我国仅铂进口量就达17.1t,1999年上升至 26.4t,浆料用量1992年达5t,是1986年用量的20倍,增长速度惊人【5]。随着我 国汽车工业的发展和和对汽车废气排放环保要求的日趋严格,汽车业对铂族金属 需求量将大幅度增长。可以预言,不久的将来中国将成为重要的铂族金属消费国。 在我国铂族金属资源缺乏的情况下,二次资源回收就显得越来越重要。因此,加 强铂族金属二次资源的回收,加强二次资源回收工艺的研究,提高铂族金属的回 收利用率,对于环境保护、社会经济的可持续发展和实现循环经济有着十分重要 的意义。 铂族金属中应用最广且最引人关注其再生回收的是铂、钯、铑3种金属,特 别是钯、铑的回收,近年来越来越显现其重要性。90年代以来钯的新应用领域不 断开拓(如以钯为主的汽车尾气净化催化剂的开发),钯作汽车催化剂占总量的 15%,消耗量猛增,由于供应紧缺,钯目前已经成为6种铂族金属中价格仅次于铑 的重要金属,使含钯二次资源的回收利用成为热点。铑在许多应用领域作为不可 缺少和至今不能用其他金属替代的合金元素,因在矿产资源中品位很低,全世界 华南理工大学博士学位论文年产量仅约10~12t,长期供不应求,价格在铂族金属中最高且长期居高不下,从 二次资源中回收铑一直占有重要地位。1.2铂族金属二次资源的来源及回收现状铂族金属的应用领域主要是石油化工、化学化工、电子电器及玻璃玻纤工业 等‘21。在这些应用领域会产生大量含铂族金属的废料,如电子电器工业废料主要有: 废接点、废电池、废配线、导线、焊料及废旧电路板等;石油化工、化学化工及 汽车工业废料主要有:石油重整废催化剂、汽车尾气净化废催化剂、硝酸工业用 废铂催化网、炉灰等;工业测量中用的热电偶、各分析部门用的铂坩埚、铂舟、 铂皿等。此外,在新能源材料中,铂族金属也有广泛的应用,如太阳能用材料、 氢能用材料、核能用材料、燃料电池用材料等领域。新能源属人类社会2l世纪可 持续发展的重要支柱,可以预见,新能源领域将成为铂族金属二次资源的重要来 源。表1一l列出了部分铂族金属二次资源的来源。 表1一l铂族金属二次资源的来源Table l一1 Thesourceof secondaryresourcesofplatinum metals来源 贵金属加工 电子、电工 导电、电阻浆料 表面处理 结晶制取 石油化学 首饰 复合材料废料种类 加工边角、碎屑 印刷线路板、引线等 涂布中的损失部分 电镀废液、电极等 铂铱坩埚 废催化剂 加工屑、旧首饰 加工边角、碎屑回收金属 金、铂族金属 金、银、铂、钯 钯、金、铂、铑 金、钯、铂、铑 铂、铱、铑 铂、钯、铑 金、银、铂、钯 铂、金、银石油化工及化学化工行业中85%以上的产品生产过程依靠催化反应,而使用 的催化剂中又有50%以上与铂族金属有关。德国的Degussa公司1968年就用捕集 网回收铂网催化剂,1988年在Hanak,wol堙ang新建1000“d废重整催化剂回收装置,铂的回收率可达97%~99%,纯度可达99.95%。该公司还投资回收汽车尾气净化用废催化剂转换器中的铂族金属,1992年一年就回收了价值6万马克的铂、 铑金属p】。随着世界各国对环境保护的日益重视,治理汽车尾气污染成为改善空气 质量的焦点问题f4】。一些国家相继对汽车排放尾气中cH。,c0,N0。三种有害成2 第一章绪论分的限制作出了立法要求。汽车都安装有含铂族金属的汽车尾气催化转化器【51。70 年代开发了铂钯催化剂,80年代发展了铂钯铑三元催化剂,使这一领域的铂族金 属用量猛增,是铂族金属的最大用户。2000年,用于制造汽车催化剂的铂族金属 达到160T【6]。日本同和开采公司与田中贵金属公司合资建立了从汽车催化剂中回 收铂钯铑的工厂,目前还计划投资1920万美元建立世界上最大的汽车催化剂回收 厂,年处理量达5000吨¨J。 发达国家非常重视铂族金属二次资源的回收,制定了系列贵金属回收利用促 进法规。美国的环保法限定,进入环境前的有害物质必须转化为无害物质,废催 化剂不许随便倾倒,美国几乎所有的铂族金属厂都从事铂族金属回收,已形成一 种回收利用的产业,1985年,该国就回收了5493t的铂族金属,1995年回收了 12.44。15.5t铂族金属嘲。在欧洲,德国是最先回收汽车尾气催化转换器的国家, 每年回收陶瓷催化剂约100吨,从每公斤陶瓷物料中可回收1.5克铂和0-3克铑。 日本铂族金属回收业非常发达,全国有20多家能够全面回收铂族金属的工厂,日 本已在新加坡、马来西亚、台湾等地建立起回收网络收集各种电子废料,从中回 收各种铂族金属【9】。 随着世界各国对铂族金属二次资源回收的重视,铂族金属的回收量也在逐年 上升。仅在汽车尾气催化转化器回收领域,根据JohnsonMattlIey公司的报告㈣:1993―2002年期间,全球从汽车尾气净化催化转化器中回收的铂、钯、铑的数量逐 年增长(见表1?2)。其中铂的回收量增加了一倍以上,钯增加了二倍以上,铑增 加了约三倍。现在全球约3×108辆汽车安装了含铂族金属的催化剂,年生产蜂窝状 催化剂约1×108套,每个蜂窝状催化剂使用铂族金属量为1.2.1.59,催化剂中的含量 约为(g,t):Pt450,Pd200,Rh25。至今在汽车尾气净化催化荆中铂族金属的总用量已达数干吨,价值数千亿美元。 表l?2催化转化器中铂族金属的回收量(单位:千盎司)Table 1-2 The recovery aIIlount 0f platinum metals from catalytic converters 1994 1995 1996 1997 1998 1999 2000 2001 2002年份1993 华南理工大学博士学位论文1.3从二次资源中回收铂族金属的方法含铂族金属的二次资源种类繁多,形态各异,须用不同的方法来处理,从二 次资源中回收铂族金属一般包括粗提与精炼两大部分。l-3.1回收铂族金属的粗提方法从二次资源中回收铂族金属的粗提方法有火法和湿法两种【4,111,火法包括有等 离子体熔炼、金属捕集法、氯化气相挥发法等;湿法溶解包括载体溶解法、全溶 法、选择性溶解铂族金属法。图1.1所示的为从废催化剂中回收铂族金属的原则 流程。各种火法、湿法工艺各有优缺点(见表1.3所示),总的来看,火法过程投 资一般较大、周期长、能耗较高、需考虑气体污染问题。湿法过程由于技术简单、 成本低,己成为从二次资源中回收铂族金属的最普遍方法。废催化荆(火法)厂](湿法)P删藩渍 :回收PGM)图1.1废催化剂铂族金属二次资源回收利用方案Figure l-1 Methods of recoVery platinum metals from spent catalysts表1―3各类处理技术在废汽车催化剂回收铂族金属性能比较Table l一3 Performance comparation of techniques in recoVery platinum metals from spent catalysts4 第一章绪论1.3.2回收铂族金属的精炼方法从二次资源中回收铂族金属的精炼方法通常是采用湿法,将铂族金属溶解后, 再从浸出液中分离和提纯金属。在含铂族金属的溶解液中,铂、贱金属的分离及 各铂族金属之间的相互深度分离是精炼工艺的组成部份。从溶解液中分离提纯铂 族金属的方法主要有:沉淀分离法、溶剂萃取法、离子交换法和电解法等。 1.3.2.1沉淀分离法 传统的沉淀分离法是利用各铂族金属化合物或络合物溶解性质的差别,用选 择性沉淀的方法分离,西方国家的精炼厂70年代前全部使用这类方法,成为传统 工艺延用近百年。昆明贵金属研究所和上海石油化工总厂【12l采用氧化焙烧、水合 肼还原、王水溶解、除去硝酸根、盐酸浸出、置换、氨络合工艺处理以A1203或si02 为载体的含钯废催化剂,钯纯度99.95%,回收率95%,解决了含钯废催化剂的回 收问题,已获批准中国专利,并在工业上应用。沈阳矿冶研究所f1如对含PdO.0402%、以A1203为载体的低品位含钯废催化剂,用盐酸渗滤浸出,黄药富集沉淀钯,灼烧, 王水溶解,二氯二氨络亚钯法精制,钯浸出率>90%,纯度99.9%,回收率>85%。 物资再生研究所【141用Hcl.H202两段逆流浸出,黄药沉淀富集钯与铜分离法从含Pd0.8%、Cu26.2%的废催化剂泥渣中回收钯和铜,回收率Pd 96%、cu>95%。据日本专利报道【15】,在多孔无机载体上的铂、钯、铑可在密封的容器里用无机酸和氧化 剂处理,沉积在粒状或蜂巢A1203,Si02或碳基上的钯、铂可用王水浸出,过滤后, 加入铁粉搅拌,铂、钯回收率分别为95%、92.7%。沈阳矿冶研究所【161用稀盐酸浸 铜,铁置换回收铜,浸出渣氧化焙烧,稀王水浸出,锌粉置换,粗钯二氯二氨络 亚钯法提纯。钯纯度99.99%,回收率>98%。 1.3.2.2溶剂萃取法 溶剂萃取作为一项先进的湿法冶金技术,在铂族金属废料回收领域得到广泛 应用。我国在回收铂锡催化剂时,应用二异辛基亚砜.煤油萃取铂锡(盐酸介质), 控制一定条件先萃铂,然后再用络合剂反萃锡,铂直收率>97%。昆明贵金属研究 所m1提出:致密状铑及铂铑合金用铝合金化“碎化”,稀盐酸浸出铝,得到细铑粉 或细铂铑粉,盐酸+过氧化氢溶解,一次溶解率>96%。溶液用三烷基氧化膦萃取铂与铑分离,离子交换提纯铑。铑纯度99.99%,回收率92%~94%。采用溶剂萃取技术,使铑的回收率有较大提高。鲁尔公司的专利‘181报道了从钝化或失活的水溶 性的磺化膦铑催化体系中,同时回收膦、铑催化剂的方法。往催化剂水溶液中加 酸,使其酸化,用可溶性有机溶剂胺进行萃取。这种方法不仅可以回收铑和膦, 还可以除去杂质,如铁、其它金属化合物、卤化物、磺化三苯基膦和三烃基膦硫 等。北京稀贵金属提炼厂与清华大学【l蚰合作开发的溶剂萃取技术已经工业应用, 从废重整催化剂中回收铂,该工艺于1993年投入生产(图l一1)。从汽车排气废催化 华南理工大学博士学位论文剂中回收铂族金属的工艺流程见图1―2。酶k l酸『解二异辛基亚砜 一并羊.量业帆 液I高§砌 …一£ 纯高熹酸钾 亚砜―,≤k水合肼―-还k街勃图1.1溶剂萃取法从废催化剂中回收铂extraction FIgure l一1 Recovery of platinum from spent catalyst by solVent废汽车催化剂一粉碎一研磨和混合一加r溶解I 铂族金属提纯卜铂族金属分离卜洗涤图1.2汽车尾气净化废催化剂中回收铂族金属的工艺流程Figure 1.2 Recovery Of platinum metals from automatic spent cataIysts1.3.2.3离子交换法 离子交换法适宜于回收废液中的微量铂族金属。日本专利珏01介绍用涂以聚硫 醚的多孔吸附剂固定床层从含Pt 1000ppm的盐酸溶液中回收铂,接触1h,滤液中 的Pt<O.1ppm。德国专利【2l】介绍一种粉状铁石棉,用于从硝酸溶液中吸附回收钯。 在含Pd、Ru、Rh的硝酸溶液中,加入200~400um的铁石棉颗粒,接触20h,吸附剂 含Pd1625mg馆、Pu 1.9mg幢。昆明贵金属研究所【22】用王水溶解含铂铑的玻纤漏板,过氧化氢还原分解金,离子交换、水合胼还原得到纯铂、铑。金属纯度99.9%,回 收率99%,方法简便,周期短,已在工业上应用。扬子石化贵金属厂12如40吨/年的 装置回收椰壳碳载0.27%Pd催化剂,干燥焙烧后用盐酸溶解,络合过滤,工艺尾液 采用离子交换法处理,钯的收率达到98%,纯度99.97%。用此海绵钯生产的氯化 钯制备催化剂,性能超过进口的催化剂。张方宇【24】介绍了从正丁醛生产工艺中的6 第一章绪论废铑催化剂一氯三苯膦铑回收铑的工艺,该工艺流程包括焚烧、王水溶解、离子 交换、甲酸还原,操作简单、成本低,铑的回收率>97%,铑的纯度>99.95%。文 献‘251介绍了含氯铂酸及其盐类的溶液可以用聚烯酰胺树脂吸附铂,然后用 2%一10%盐酸甲醇洗提,得到高浓度的氯铂酸溶液,再用氯化铵沉淀铂,此法适用 于处理含铂量O.0l~39,L氯铂酸水溶液。 1.3.2.4电解法 用电解法从含铂族金属废液中提取铂族金属最大的优点是基本不引入杂质。 日本专利【261提出了改进电解装置和提高铑电解效率的方法。一种装置的特点是具 有可转动圆筒阴极,筒中装有导电小球,改善了电化学效率。杨春吉【27】提出从大 庆石化总厂丁辛醇生产装置排出的废铑催化剂回收铑的工艺流程及生产方法,包 括焚烧、溶解、电解回收、酸洗、焙烧等工序。该回收工艺简单,成本低,铑总 回收率>95%,所得铑纯度>99.5%。电解法能耗较大,成本较高,在一定程度上 限制了该技术的应用。 1.3.2.5各种精炼方法的比较 沉淀分离法回收铂族金属,主要利用配合物中心离子价态及各种配合盐溶解 度的差别,操作是分批间断的,反复交错使用加热浓缩、溶解、固液分离、渣液 转移等工序,试剂、能源消耗及金属损失大。溶剂萃取分离技术主要利用金属配 合物中心离子价态和配合物结构状态的差别,多在室温的液相中进行,与沉淀分 离工艺相比其优点有:简化了过程,缩短了周期,减少了贵金属的积压和需要返 回处理的各种中间产品的周转量,降低了能耗和加工费用,生产过程连续、封闭, 提高了直收率和操作的安全性,对物料的适应性和工艺配置的灵活性较大。因此 在铂族金属二次资源回收利用中,溶剂萃取技术取代沉淀分离技术已是必然趋势。 虽然溶剂萃取分离技术取代沉淀分离技术是大势所趋,但沉淀分离原理涉及 铂族金属最基本的物理化学性质,至今仍是铂族金属精炼方法的基础,是铂族金 属冶金科技的重要内容。事实上,根据原料性质和特点,各精炼厂都将两类方法 交叉使用,在溶剂萃取分离后用沉淀方法精炼为各纯金属产品,或选择性沉淀后 用萃取方法再分离精炼。 铂族金属提取中,离子交换和溶剂萃取都是利用有机化合物的特殊性质提取或 分离金属的技术。二者相比,溶剂萃取技术有有机相萃取容量大,平衡速度快, 萃取选择性好,有机相容易再生等优点,但需要大薰的有机相储备、使用和周转, 洗涤、反萃、再生的化学试剂消耗大。因此萃取技术用于处理高浓度贵金属料液 有明显的经济合理性。离子交换的优点大体相反,它对微量浓度、呈氯配阴离子 状态的铂族金属能有效的吸附回收。因此,铂族金属提取中产生的低浓度、甚至 微量浓度,成份和性质比较特殊的金属溶液或废液,当不能用沉淀、置换或萃取7 华南理工大学博士学位论文等技术有效处理时,离子交换就成为优选技术。此外,铂族金属精炼过程中,微 量贱金属的彻底分离是精炼产出高纯金属的必要条件,常利用贱金属呈阳离子状 态的特点,用阳离子交换树脂除去贱金属,这在铑精炼中己成为传统方法。这些 都表明离子交换技术在铂族金属提取中仍具有特定的地位,但应用不如溶剂萃取 技术广泛,且应用规模较小。1.4铂族金属的溶剂萃取技术现状及进展含铂族金属的废料种类繁多,形态各异,须用不同的方法来处理,但关键的 处理步骤是铂族金属的精炼。铂族金属提取冶金中,最终都将铂族金属溶解,再 从浸出液中分离和提纯金属。由于铂族金属在溶液中的化学性质极为相似,并且 价态多变,它们的分离提纯一直是冶金中的难题之一。传统以沉淀法、置换法为 主的铂族金属分离工艺流程冗长、收率低、成本高、操作麻烦,劳动强度大。溶 剂萃取技术由于具有工艺简化、分离效果好、贵金属收率高、生产操作安全、对 各种物料的适用性和灵活性较大、处理容量大、易实现自动化等优点被国内外学 者公认为是分离提取铂族金属的高新技术。溶剂萃取技术不仅可从铂族金属矿产 资源中通过全萃取流程将全部铂族金属分离出来,而且逐步向有色冶金副产品、 二次资源等领域推广,因此应用溶剂萃取技术提取分离和纯化铂族金属引起了人 们的极大重视。开发无毒、高效的萃取剂和萃取新工艺一直是该技术的重要研究 方向。1.4.1钯的萃取技术进展在所有铂族金属的氯络阴离子中,平面正方形的【Pdclj一】,热力学稳定性最差,动力学活性最大,最容易发生水合反应和配体交换反应。因此。在国际上所有大 精炼厂的全萃取工艺中,首先萃除最易萃取的Aucl:后,紧接着都用能与Pd(II)配位或螯合的萃取剂来萃取钯。1.4.1.1含硫萃取剂 亚砜分为合成亚砜和石油亚砜,是60年代发展起来的一类新型中性萃取剂, 在70年代逐渐成为工业应用的萃取剂。它具有来源广、毒性小、性能稳定等优点。 张可成等‘28’291研究了一种带支链的二烷基亚砜KsO萃取Pd(II)的机理和萃合物的结构,认为在体系中有三种机理交叉进行,【H+】、[cl-】对不同萃取机理的影响造成“凹谷”现象,萃合物为双核氯桥结构tfans.(Pdcl2)2,亚砜中氧硫原子均参加配位。 顾建胜【30】对二正辛基亚砜(D0sO)萃取钯的动力学、机理做了报道,得出DOso 的水溶性较小而界面吸附活性较高,表观活化能较大,由此推断DOso萃Pd(II) 的动力学过程为界面化学反应控制。王文明【31】研究了亚砜的分子结构及性能对萃 取Pd(II)的影响,指出其萃取能力的顺序为:脂肪族支链烷基亚砜>声碳上有支链 的烷基亚砜>口碳上有支链的烷基亚砜>芳基亚砜。 第一章绪论以石油为原料合成的石油亚砜的研究十分活跃,胡希叫321讨论了石油亚砜萃Pd(II)的机理,在低的盐酸浓度下,亚砜以配位萃钯,在高酸度下,配位和离子缔 合机理并存。古国榜等【33.34】在石油亚砜萃取分离钯的性能和机理方面做了详细的 研究。结果表明:氯离子增加使钯的萃取率下降。石油亚砜萃取钯为配位一溶剂化 机理,生成PdCl2.2PSO中性萃合物,确定亚砜的氧原子与钯发生配位。并以金川 萃金余液作为料液,磺化煤油作为稀释剂,做了石油亚砜萃取分离铂、钯的半工 业试验,经三级萃取、五级洗涤、三级反萃,得到99.99%纯度的钯,回收率达到100%。与亚砜相比,硫醚萃取能力强,选择性好,但其的萃取动力学较慢。余建民 等‘351对原二异戊基硫醚萃取分离金川料液中钯的工艺进行了改进,得到的新工艺 萃取动力学速度快(<5min),容量大,选择性高,适应性强,易反萃。Szymanowski【36】 研究了二己基硫醚和十二烷基一甲基硫醚和ToA的混合物从盐酸溶液中萃取钯的 表面行为和机理,认为钯与胺反应在水相中进行,中间产物R3NHPdcl3在界面吸 附及与硫醚的反应是速度控制步骤。用辛基硫醚从盐酸溶液中萃取钯时,加入 scN一提高萃取速度,反应在lInin内完成,负载有机相用NH3-H20或lmol-L。1硫 脲反萃。 1.4.1.2含氧萃取剂 董彦杰‘3 71,Ybshinari Baba【381和katsutoshi Inou等‘391对N,N.二辛基甘氨酸 (DOG)在氯化物介质中萃取钯的性能,机理及动力学进行了研究。发现钯的萃 取率随酸度增加而增大、随氯离子浓度、钯离子浓度的增大而降低。钯以螯合物 萃入有机相,萃合物为:PdR2。选择甲苯为稀释剂,测得DOG不仅有高的表面活 性还有高的水溶性,萃取钯的机理可以用经典多相反应模型来解释。cote【40】对8- 羟基喹啉衍生物萃取钯、铂的动力学和热力学作了系统的研究,钯、铂的萃取受 到萃取剂浓度和萃取剂结构的影响,萃取是放热反应。商业化萃取剂Kelexl00也 是一种7一取代8.羟基喹啉衍生物,Demopoulos等研究提出了一种专门适用于铂族 金属精炼的新的8.羟基喹啉衍生物萃取剂(TNl911),是一种高纯度的7一烷烯基 8一羟基喹啉,性能超过了KelexlOO。该萃取剂的优点是:由于动力学速度快,减 小了工艺设备体积和缩短了处理时间,金属负荷量好,分相快而且界面清晰。 ohashi【411用5.烷基氧甲基一8一羟基喹啉(HonQ)萃取分离cu(II)、Pd(II)、Mo(II)、 co(II)、Ni(II)。1.4.1.3含氮萃取剂YukoHasegawa等‘421考察了在4.Omol,LHcl或H2s04介质中,三辛胺(TOA)一二甲苯溶液对Pd(II)和Pt(Ⅳ)的萃取,并和三辛基膦(TOPO)比较。得出TOA的 阴离子交换能力比ToPo强,但质子化的TOPO对钯铂分离要稍好于质子化的9 华南理工大学博士学位论文TOA。萃取剂与氯阴络离子进行的是阴离子交换反应,钯的萃取常数为&。=1058。当溶剂萃取剂具有适合的碱性时,体现出对Pd(II)和Pt(Ⅳ)良好分离可能性。 Baba【431用Lewis型搅拌池研究其萃钯动力学,发现该反应为典型的异相均匀反应。 Foulon【441研究了在LIx63中加入Aliquat336作为相转移催化剂能提高萃取速度, 在Aliquat336作用下,钯被很快转移到界面。董彦杰、冯彦琳等‘45,461研究了三烷基胺(7301)在盐酸介质中萃钯的性能和机理。结果表明:在pH=1.5。3,钯的萃取率有一最大值;钯的萃取率分别随氯离子 浓度和钯离子浓度的增大而降低。在以20%高碳醇(A1416).80%煤油做溶剂时,随 高碳醇浓度的增大萃取率降低。在实验条件下测得萃合物的组成为:R3NH?HPdcl4。 在以环己烷为稀释剂时,钯浓度为106.4 mg?L一,N7301浓度为4×10‘jmoI?L~,pH=l,萃取率达98.8%,用0.2l m01.L。1硫脲作反萃剂,反萃率达99.9%。确定萃 合物的组成为(R3NH)2Pdcl4。其萃取钯的机理为离子缔合体系的阴离子交换反应。 蔡水洪等‘471用25%N23s-lO%癸醇.65%煤油溶液从废电子元件的硝酸浸取液中回 收钯,发生cu“,Ni2+共萃。用1.5m01.LJHN03做负载有机相杂质离子cu“,Ni2+的洗涤剂,其一次洗涤率近loo%;6%硫脲或5%氨水反莘,一次反萃率分别为98.6%,68.5%。夏传琴等㈣则对N235萃取高放废液中的钯做了研究,推断N235萃取钯属离子交换机理,萃合物组成为(R3NH)2Pd(N03)4。认为N235从HN03体系 高放废液中萃取钯、铑的能力强,选择性好,辐照性能稳定。对于胺类萃取剂, 其对钯萃取能力强,选择性好、萃取速度快,但伯、仲、叔胺盐反萃困难是其致 命弱点,甚至用很高浓度的盐酸也很难反萃。 L4.1.4含磷萃取剂KwisukeOhto等[49】对在盐酸介质中,D2EHAPE(简写为HR)和D2EHAP一甲苯萃取钯、铂做了研究。发现D2EHAPE有高的疏水性(D2BHAP有高的水溶 性),使D2EHAPE对钯和铂的萃取性能好于D2EHAP。在低酸度范围内 (O.Ol一6m01?L’1),D2EHAPE选择性的萃取钯和铂,使它们与其他贱金属分离,但 铁发生共萃。用lmol?L。的硫脲+1mol_L以的Hcl可完全反萃钯而铂没有反萃下来。 其萃合物组成为:Pdcl.R.3HR。TakahikoKakoi等删对cvanex30l和cvanex302一庚烷溶液在高浓度盐酸介质中萃取钯做了研究。得到两种萃取剂对钯都有高的 萃取能力,且萃取速率非常快,几分钟就达平衡。钯的萃取率和【H+】及【cl_]无关。 但随着萃取剂浓度的增大而增大。用硫脲一Hcl溶液可定量反萃钯。 Kondo【51】用搅拌池研究了二辛基硫代磷酸萃钯的动力学并应用界面反应模型 分析实验结果。Kakoif52】应用2(2,4,4一三甲基苯)二硫代磷酸(cyanex30I)和2(2,4,4一 三甲基苯)硫代磷酸(cyanex302)可有效萃取钯,负载有机相可用硫脲反萃。 M.Rovira等f”l在盐酸介质中用二~(2一乙基己基)硫代磷酸(DEHTPA)一煤油溶液 萃取钯,当Hcl浓度减少、萃取剂浓度增加时萃取率提高。但在pH>4时其溶解10 第一章绪论严重,所以萃取要在高酸度下进行。则其可选择性的萃取钯而不萃铂及其他贵金属。对稀释剂的选择,发现用煤油时萃取率最高,反应是吸热。萃合物为PdL2。 用HCl一硫脲可完全反萃钯。TakahikoKakoi等【541研究二十二烷基单硫代磷酸(DDTPA)一正庚烷萃取钯的动力学,并考察了表面活性剂对钯萃取动力学的影响。发现表面活性剂界面活性 高于萃取剂。用界面反应模型研究了萃取动力学,说明氯化钯络合物和萃取剂反 应生成络合物是钯萃取速率的决定阶段,用DDTPA萃取钯在正庚烷中的速率大于在甲苯中的速率。董彦杰等‘551研究了二.(2一乙基己基)二硫代磷酸(D2EHDTPA,简写为HA)在高氯酸介质中钯的萃取,得到在pH=O.8~4.O,钯的萃取率随着pH、 钯的浓度增大而增大,高氯酸对钯的萃取率没影响。得到萃合物的组成为PdA2, 萃取为螫合萃取机理,并测得其热力学数据。对于酸性萃取剂,其价廉但由于其 一般有高的水溶性,因此在萃取时萃取剂损失严重。且选择性不好,产生钯、铂 共萃。 1.4.1.5其它萃取剂 Y0shin8riBaba等156J研究了不同烷基链肟(十二烷醛肟,癸醛肟,辛醛肟,已 醛肟)对钯的萃取。考察了它们的水溶性和表面活性,认为不同烷基链肟萃取反 应机理与它们的水溶性相关,并确定了各自的速率控制步骤。Jackson【571对P.50 肟一Escaidloo在Hcl04介质中萃钯和在HN03介质中萃取分离钯铑的研究结果表 明:P-50肟从Hcl04介质中萃取Pd(II)不仅有高的萃取率,同时有高的萃取速率。 加入和Pd(II)浓度相等的c1’可增加萃取速率和分配比。在HN03介质中,钯的萃 取速率随着HN03浓度增加而提高,含5×10。m01.L。1 Pd(1I)用O.5m01.L。1硝酸溶液 萃取,30Ⅱlin内达到平衡,铑留在水相中,从而达到钯铑分离。Ouyang晡8j州合成了~种席夫碱H2A,可以氯仿或甲苯为溶剂从硝酸或高氯酸介质中萃取钯,通过控制酸碱度分离钯、铂。Kakoif601应用液体活性剂膜LsM, 咀2(十二烷基)硫代磷酸为载体,在搅拌池中萃取钯,在内相加入硫脲是LsM萃 取钯的关键因素。1-4.2铂的萃取技术进展通常,铂(VI)比铂(II)稳定,即Ptcl62一比Ptcl42‘稳定,因此在盐酸介质中铂主 要以PtCl6。形式存在,所以研究铂的萃取化学主要是研究对Ptcl62。的萃取。它是热力学稳定,动力学不活泼的络阴离子,不能用配体交换反应进行萃取。由于面电荷密度低,在酸性条件下,PtCls2‘很容易被能质子化的萃取剂按离子对机理萃取。 目前,可以萃取Ptcl62‘的萃取剂主要为磷类、胺类、硫类等。 1.4.2.1磷类萃取剂 磷酸三丁酯(TBP)可以有效萃取贵金属和贱金属铁(ⅡI)、锑(Ⅲ)等,因此用 华南理工人学博士学位论文TBP萃取分离铂(Ⅵ)必须预先分离金(III)和钯(II),并将铱(Ⅳ)还原为铱(Ⅲ),共萃取 的部分贱金属可应用稀酸洗涤除去,但铂有少量分散。INcO的Acton精炼厂㈣1用 TBP从分离了Au、Pd的萃余液中萃取Pt。萃Pt前先处理Ir(Ⅳ)、se,用40%(v,v)TBP 的l,2,3一三氯丙烷有机相进行三级逆流萃取,负荷有机相用Hcl洗涤,稀Hcl反 萃,处理反萃液后,煅烧为金属铂,纯度99.99%。由于TBP的浓度对铂的萃取影 响较大,实际应用时往往使用lOO%TBP萃取,随之带来的问题是TBP的水溶性增 大,溶解损失较大。此外,TBP对有机玻璃、聚氯乙烯、增强聚氯乙烯等有腐蚀溶 胀作用,再加上浓盐酸、氯气、王水的强腐蚀作用,设备材质很难解决,因此在 工业上的应用受到诸多限制。 磷氧化物如三辛基氧化磷(TOPO)和混合烷基的三烷基氧化磷(TRPo)对 Pt(Ⅳ)的萃取比TBP有更高的萃取率。K砒sutoshi[62J考察了TOPo在甲苯溶液中从盐 酸中萃取铂的平衡,计算出平衡常数l(e=3.6×103。在O.4m01.L。1 Hcl介质中,TOPO 可定量萃取铂(Ⅳ),铱(Ⅳ)的萃取和反萃行为与铂(Ⅳ)相似,当有还原剂存在时, 铂(Ⅳ)被还原为铂(II),萃取率下降,因此,可以通过控制铂、铱的价态和配合物 的状态,然后应用TOPO进行铂(Ⅳ)和铑(III)、铱(Ⅳ)和铑(ⅡI)的相互分离。用磷氧 化物加烷烃类稀释剂,再加少量改性剂萃取蒸馏分离了Os、Ru的工业料液时,【Hcl】 在O.1。7.O m01.L’1范围Pt(Ⅳ)的萃取率均大于99%,分配系数D达到554。Bandeka【63】 用2.乙基己基磷酸.2一乙基己基醚(Pc.88A)以甲苯为溶剂,在SnCl2存在的情况下, 通过控制萃取剂的浓度和水相的pH值分离钯、铂,负载有机相的铂可用4 HCl反萃。 1.4.2.2胺类萃取剂 胺类萃取剂中的伯胺、仲胺、叔胺、季胺盐均可萃取铂(Ⅳ),并且随着水相盐 酸酸度的增加,铂(Ⅳ)分配系数降低,胺类萃取剂中对铂(Ⅳ)的萃取能力大小次序 为:季胺盐>叔胺>伸胺>伯胺。但对铂(Ⅳ)萃取的选择性则与上述规律相反。因此 在铂(Ⅳ)的萃取分离中,叔胺和季胺盐具有一定的意义,但伯、仲、叔胺盐反萃困 难是其致命弱点。三正辛胺(TOA)能萃取大部分铂族金属,在高酸度下贱金属铁、 铜、镍、钴也会有部分被共萃,因此应用ToA萃取分离铂时,应预先分离金(IⅡ)、 钯(II),并用s02将铱(Ⅳ)还原为铱(ⅡI),并尽可能在低酸度下萃取,以减少贱金属 的共萃。 N235或730l是一种国产三烷基混合叔胺,昆明贵金属研究所和金川有色金属公 司【64’66】合作对N235萃取分离铂进行了大量的研究,水相酸度在0.1.2.0 mol,L内,铂 的萃取率均大于99%,但随着酸度增大,N235萃取盐酸的分配系数增大,对铂的萃 取率随之下降,因此N235萃取铂宜在低酸度下进行,并且可减少铱和铁、硒碲等贱 金属的共萃。我国金川的全萃流程采用国产工业叔胺N235萃取铂,正十二烷作稀释 剂,混合醇作改性剂,三级萃取后,铂萃取率99.97%。负载荷有机相用NaOH溶液mol?L。 第一章绪论反萃,相比~O=2:1,三级反萃率99.9%。Rovira[671把Alamine.336浸在载体AmberliteXAD2制成树脂从盐酸溶液中萃取 分离Pd、Pt、Rh,Rh几乎不被萃,Pd、Pt以(R3NH+)2Mcl。.2的形式被萃,被萃金属 可用Hcl、Hcl04、硫脲反萃和浓缩。董彦杰‘681用三烷基苄基铵从氯化物中萃取铂, 萃取反应为阴离子交换反应。叔胺TAB.194,NTAB一182萃取铂的机理与一般胺类 相似,萃取机理属离子缔合,萃取反应主要在界面上进行。Alguacil畸刚研究了 amine304在二甲苯中从盐酸中萃取铂,萃合物的组成为(R3NH+)2?PtCl6。,反应为放热反应。Jiansnn(701以TOA为流动载体形成的支撑液膜(sLM)能定量地从盐酸溶液中萃取铂,在sLM加入辛醇能增加铂的传递性能,速度控制步骤是水相界面 的扩散。 1.4.2.3含硫萃取剂 亚砜分子在高酸度下易质子化,可以离子对机理萃取Pt(Ⅳ),张永柱【71】研究了 D0sO在盐酸介质中萃取铂的机理,在【Hcl】<2 mol?L“溶液中,Pt(II)的萃取速率 趋于零,在【Hcl】>2 mol?L。溶液中,DOso以佯盐化.配位机理萃取铂,对Pt(Ⅳ)的 萃取率为99.9%。程飞【72】等认为石油PSo以离子缔合机理萃取Pt(Ⅳ1,萃合物组成为H2Ptcl6.6H20.2pso。吉建副731等用恒界面池法讨论了石油亚砜从盐酸介质中萃取Pt(Ⅳ)的动力学,认为萃取过程受扩散控制,界面处生成的萃合物向有机相主体 扩散是速率控制步骤。 刘焕然‘741合成了二(辛基硫醚)乙烷(BOsE),BOSE在2―6 m01.L。1盐酸介质中,在Ⅺ存在的情况下,能定量萃取铂,共存的其它金属不被萃,萃合物的组成为Pt:I:BOsE=1:2:1。BOsE以硫原子与Pt成键。A1.Bazi【”】研究了氯化物介质中用二 苯基硫脲(DPTu)将Pt(II)萃入氯仿的动力学,萃取速度是有机相[DPTu】、水相 【cl_】和pH的函数,速度控制步骤是Ptcl3’与DPTU形成Ptcl3(DPTu)’。Inoue【761合成 了一种新型的含硫萃取剂(DETE),以甲苯为稀释剂,从盐酸溶液中萃取Pt(Ⅳ), 萃合物的组成为Ptcl4.DETE。 1.4.2.4其它萃取剂 cote【771用7一取代一8一羟基喹啉衍生物萃取铂,萃合物组成为Ptcl62‘(H20+)2,平衡常数分别为109l【e。=3.48(TNl911),logK;=3.62(TN2336),萃取反应为放热反 应。Jackson【78】把P一50肟溶于Escaillooo中从盐酸溶液中萃取铂,速度较慢,在低盐酸浓度下,萃取率较高,可用O.t m01.L。3一羟基甲基膦反萃负载有机相,反应IOh, 反萃率为50%。Belova【79】用有机酸和有机碱盐组成二元萃取剂,萃取机理是离子 交换还是二元机理取决于系统的组成,胺醇也可萃取Pt(VI)。N.取代烷基脂胺在强 酸介质中以离子对机理萃取Pt(Ⅳ),用稀酸或水进行反萃,其分配系数和Pt.Pd分离 因子与酚胺结构有关,稀释剂可用烃类,最好加入TBP作改性剂。 华南理工大学博士学位论文1.4.3铑的萃取技术进展铑是一种极其重要的贵金属元素,在汽车、电气、玻璃、化学工业中占有重 要地位。铑的传统精炼方法有亚硝酸钠配合法及氨化法,其操作过程冗长、分离 效果不好、金属回收率低、产品纯度不稳定。在酸性氯化物介质中,铑的化学形 态十分复杂,会随着溶液酸度、氯离子浓度、电位、温度和放置时间的不同而发生水合、羟合、水合离子的酸式离解或氯代,生成一系列的氯、水合配合物[Rhcl6】3-、【Rhcl5(H20)】}、[Rhcl4(H20)2]。、[Rhcl3(H20)3】、【Rhcl2(H20)4】+、【Rhcl(H20)5】抖、 [Rh(H20)6】3+。这些配合物的结构可用通式[Rh(H20)。c16.。】n_3(n=O~6)表示(图1―3, 1.4)【80,8¨。由于这些氯水配合物的形成,使铑难于被萃取,因此铑的分离精炼是 贵金属提取冶金中公认的难题。从图1.3可看出,在实际料液中,亦即在cl‘浓度较高的情况下,溶液中的主要物种为[Rhcl6r、【Rhcl5(H20)】2_、【Rhcl4(H20)2】’。但若考虑到[Rhcl6】3一发生水化作用的动力学因素,溶液中主要配合物为 [Rhcl5(H20)】2一(见图1_4),即[RhCl5(H20)】2’能在很宽的Cl。浓度范围内存在。因而提高铑萃取率的实质就是将萃取性能差的水合配合物如[Rhcl5(H20)]2-转变成萃取性能好的配合物。枣、g_l}io乎,¨售妻罾置g看q口c埘穗戚柏n帅(m伸L_1)图l一3铑氯配合物的物种分布(25℃), a±(Hcl)表示HCl的活度Figure 1-3 Distribution of rhodium chloride species at 25℃,a±(1{c1):HCl activity图1―4铑氯配合物物种的动力学分布l(inetic distributiOn of Figure 1-4 rhodium chloride species at 25℃1-4.3.1萃取铑的配阴离子Rhcl‘3。【821将铑溶液蒸发干,用浓盐酸溶解,溶液中主要配合物为RhCl。孓,可被ToA、TBP、N263等萃取剂萃取。主要结果见表1.4。从表1-4可看出,这些萃取剂并不是铑的特效萃取剂,对铑的萃取率均不高。 由于Rhcl6’带3个电荷,面电荷密度大,水化作用强,因而铑(III)的氯配合物是高 惰性的,能萃取Rhcl6’的萃取剂极少,即使能被萃取,也会出现铑被“锁”在有机 相的现象。因此用常规方法萃取Rhcl63。很困难,已进行的一些基础理论研究目前14 第一章绪论还不具有实用价值。表1.4配阴离子RhCl63。的萃取Table 1―4 Solvent extraction of anionic complex RhCl63――翦机相水相 无选择性萃取条件ToAO.1一lO mol,L HClHcl时,ERh=85%;大于4mol/L HCl时,铑不被萃取O.1mol/L 0.1mol/LTOA.苯N 263O.1~12 mol,L HClHCl时,ERh=75%;大于O.1 mol几HCl时,铑不被萃取2mOl几HClmol/L Hcl【H+】、【Cl-】-l m01几HCl时,ERh=80%,难反萃 二安替比林基甲O.7―6 烷 辛基苯胺TBPERh=9l%,无选择性,可用25%HN03反 萃铑 ERh=73%,无选择性ERh=16%O.1―12 mol,L HCl 1~9 mol,L HCl1.4.3.2萃取铑的配阳离子Rh(H20)6”博副 Rh(ⅡI)在适宜条件下可以转化为水合阳离子Rh(H20)63+,将铑的起始溶液酸度 调整为2 mol?L。Ha,煮沸I小时,冷却后用1 下陈化O.5h,用3mol-L.1 mol,LdNa0H调节戮DH=ll~12,35℃Hcl溶解,铑即转化为水合铑阳离子Rh(H20)63+。实验结果表明,铑起始溶液酸度,沉淀终止pH值、沉淀陈化时间、转化之后的放置时间 等对铑的转化率都有影响,起始溶液中铑浓度对铑转化率影响不大。沉淀终止pH 值在7~8内转化率不高,pH>13时转化率亦有下降。开始出现的沉淀为红色,随后 逐渐转化为黄色,因此沉淀的陈化是必要的,在35℃下陈化超过O.5h均可得到理想 的结果。转化后的水合铑阳离子在放置过程中会缓慢转化为配阴离子,放置6d, 大约转化12%。可见水合铑阳离子制备之后,应尽快进行分离操作,以防止生成不 被萃取的氯水配合物。在不同的pH值条件下,用单十四烷基磷酸P538萃取新制备的水合铑阳离子。结果表明,在pH=1~3铑的萃取率最好,酸度大于lm01.L‘1Hcl,则萃取率为0。在铑的最佳萃取条件下,铱、钯、铂均保持为不被萃取的配阴离子状态。因此可应用 于铑与铱的分离,铑与铂、钯的分离。P53s对Rh<H20)6“离子具有较好的萃取性能, 但萃取机理的研究很困难,这是由于Ps38在非极性溶剂中强烈聚合,用通常制备水 合阳离子的方法得到的Rh(H20)6“离子往往是多核和单核配合物的混合物。在不同 盐酸浓度条件下,比较了二(十二烷基)萘磺酸(HD)和P538对Rh(H20)63+的萃取性能, 结果表明:在低酸度下,HD和P538对新生成的Rh(H20)63+都有较高的萃取率,但 HD的萃取率明显比P538高,在lm01.L。1Hcl时P538对铑的萃取率接近零,而HD有约 华南理工大学博士学位论文50%的萃取率。在相同条件下,HD和P538对铱(Ⅳ)、铂(Ⅳ)和钯(II)的萃取率均小于1%。由于此萃取方法要求铑的浓度较高,不适合直接处理冶金料液,且由于铑配 离子的物种及状态与溶液中Cl。浓度及酸度的关系很敏感,要使铑完全转化为水合 铑阳离子的条件很苛刻,因而需要反复处理,萃取分离效果不理想。因此在实际 生产中本方法的应用受到诸多限制。 1.4.3.3活化一萃取技术‘“1 在料液的预处理过程中,加入某些试剂,使其优先进入铑配离子的内界,生成疏水性的配阴离子[Rh。cl。xp】k-(x=Br。、I。、sncl3。、scN。等)而加速铑的萃取反应,称为活化.溶剂萃取技术‘85培钔。其中以加入sncl2活化最有发展前景,在铑料液中加入一定量sncl2,发生的反应如方程(1)和(2)所示,[Rh(sncl3)5】4一等配阴离子 比铑的氯配阴离子更容易被萃取眦9叭。RhCl6j‘+6SnCl3。―呻[Rh(SnCl3)5]舢+SnCl6。。+3Cl_ RhCl5(H20)扣+12SnCl3’―÷【Rh(SnCl3)5】和+SnCl6小+6SnCl3一+2Cl_+H20 (1) (2)(1)SnCl2活化 在改变铑的配阴离子结构和性质以提高萃取活性方面,研究较多的是引入sncl2以形成[Rh“c13(sncl3)3】3_或[Rhl(sncl3)5】4’配阴离子,然后用含Kelexloo(8一羟基喹啉衍生物)或烷基氧膦类化合物如cyanex921、923和925、TOPO等的有机 相萃取。研究的萃取工艺流程见图1―5【91l。lT瞄L.1 Ha―?有机}H再生―?废静瘦n精觚图l一6从铂钯中分离铑的活化一萃取流程Figure l一6 Flowsheet of Rh(IⅡ) ftom Pt(Ⅳ)’Pd(II)by separation activation.solvent extraction图1.5Rh.sncl2活化.萃取流程F10wsheet of Rh-SnCl2 Figure l一5 activation―solvent extractionAlam等‘921用Kelexloo萃取分离盐酸介质中的Pt(Ⅳ)、Pd(II)和Rh(III),考察16 第一章绪论了sncl2加入前后各金属的萃取性能,结果表明,料液中未加入sncl2时,低酸度 下金属的萃取顺序为Pd>Pt>Rh,高酸度下变为Pt>Pd>Rh;当加入一定量的sncl2后,低酸度下的萃取顺序变为Rh>P担Pt,高酸度下则是Rh>Pt>Pd。大量的Sncl2加入,使Rh的萃取率增加,几乎达到98%,而Pt、Pd的萃取率下降,利用这个 特性可以从含Pt、Pd和Rh料液中选择性分离Rh,但铑的反萃率不高仍是有待解 决的问题,用1.7m01.Ld69.78%。 H2s04+12m01.LJHN03进行反萃,最大反萃率只能达到Mhaske等盼941分别用Cyanex921、cyanex925研究了盐酸溶液中萃取分离Rh、Pt和Pd,得到的结果与Alam的结论相似。加入Sncl2活化后,Rh、Pt萃取率随 sncl2浓度增加而增大,相反Pd萃取率降低,原因可能与sn的共萃取有关。采用 不同的萃取剂,萃取流程不同,其中用cyanex925萃取的工艺流程见图l-6。方法 简单、快速,用于废催化剂浸出液中Rh、Pt和Pd的分离取得很好效果,萃取率 都达到98%以上,用4m01.L’1 HN03反萃铑,两级反萃率能达到95.4以上,比Alam 的方法有所改进。 Devendra等l”】用cyanex923在盐酸介质中萃取分离If(ⅡI)和Rb(IⅡ)。在5.0―8.Omol?L4Hcl范围内,O.1mol?L。1Cyanex923甲苯溶液可定量萃取Ir(IⅡ),而Rh(IⅡ)的萃取在未加入sncl2时,在较宽酸度范围内萃取不完全,当加入sncl2活 化后,在1.O一2.Om01.L“Hcl范围内能萃取完全。富Ir(IⅡ)和Rh(III)有机相可分别用4.om01?L。1和3.Omol-L。HN03反萃,反萃率都达到99.9%以上,但由于采用甲苯作为稀释剂,在工业应用上受到一定限制。此外,丙醇一(NH4)2s04一水液.液体系 能有效地从盐酸介质中同时萃取铂(II)、钯(II)、铑(ⅡI)和金(III)氯化亚锡络阴离子 一“,对铂、钯、铑和金的萃取率分别达99.4%、99.O%、98.3%、99.8%。在实验条 件下体系对Ir萃取率<2.O%,此法可用于Pt、Pd、Rh、Au与Ir的分离。 sncl2的加入量会影响铑萃合物的组成及对萃取机理的解释,有学者对此进行 了研究。Benguerel等‘971曾用119sn NMR和Raman光谱研究sncl2不同加入量时, KeIexIOO萃取铑的萃合物特性。在sn:Rh的摩尔比为3:1和12:l时,水相、有机相中占主要的配离予分别是【Rhcl3(sncl3)3】3_和【Rh(sncl3)5】4‘,Kelexloo能在一分钟内迅速地将这些配离子以离子缔合的方式萃入有机相。zoll等‘9即系统研究了TBP萃取 Rh(ⅡI)一sn(II)-cl‘体系中的Rh(III),适宜的sncl2加入量为sn:Rh=4:l(摩尔比),两 者在60℃反应2h后用TBP萃取,一级萃取率可达99%以上。 (2)SCN。、I。活化 除了snCl2外,加入其它一些试剂如ScN一、I一也能很好地活化铑溶液。段文军 等【99]研究发现,用适量KscN(约2000倍于铂族金属离子)在一定条件下与铂族 金属离子加热络合,调节HCl浓度至2~3m01.L一,用MIBK可将Pd(II)、Pt(IV)、 华南理工大学博士学位论文Rh(III)、0s(Ⅳ)、Ru(ⅡI)定量萃取,而Ir(Ⅳ)只有约74%被萃取,利用不同的反萃 条件,可以实现各金属的分离纯化。若在MIBK中同时加入少量叔胺(如TOA、N235)或氯化三正辛基甲基铵,则Ir>95%被萃取,表明[Ir(scN)。cl,]3.比IrCl6 3。易被有机胺萃取。 用二硫代二安替比啉甲烷(DTPM)作萃取剂,Rh(IⅡ)与scN’和DTPM水浴 加热20min,在有大量cH3cOo‘的情况下,Rh(IⅡ)可被cHcl3定量萃取【100】。萃取 的最佳条件为摩尔比R11/DTPM=1:10,摩尔比Rh/SCN一=1:500。该法贵金属有干扰, 但许多贱金属不干扰,因此可以实现Rh与贱金属离子的分离。李涣然等【l”1用2一氨基苯并噻唑萃取铑,在髓存在下加热60min,所形成的络合物能定量地被己烷萃取,贱金属离子及铂族离子Pt(Ⅳ)、Ir(Ⅳ)不被萃取,可实现与铑分离,红外光 谱表明萃取剂的氨基氮和噻唑氮直接与Rh(ⅡI)配位,形成三元异配位体络合物。 由于活化.萃取分离铑的效率高,该技术越来越受到人们的重视,表1.5汇总 了一些活化.溶剂萃取技术分离铑的实验结果【8”。 表1.5活化.溶剂萃取技术分离铑T8ble 1―5 Separation of rhodium by activation.soIvent exⅡaction technoIogy相应的配合物 TBP.二甲苯 聚氨基甲酸乙酯 泡沫NaI、lmol,L HCloa 2×lO―mol,L 2mol,LHCl 2x10咕mol/L 3mol/LHCl Lix2b ToA SnCl2、HCl SnCl2、HCl 4―6mol,L HCl KSCN, KSCN。H2S04或pH2、70℃力口热1h,BRh,Ir=O.50,用 NH3.H20反萃铑 90℃加热4h后加入酸,ERh=9l% 90℃加热30min后加入酸,ERh=93%sn/Rh=10,HN03反萃铑 HN03反萃铑 煮沸7Inin,定量萃取铑,EI,=6%一10%2一巯基苯并噻唑,CHCl30.25―2m01,L HCl,SnCl2不需加热,定量萃取铑,不萃取铱 煮沸1h,铑铱均被萃取 室温,铱不被萃取 室温20IIlin,定量分离铑、铱4,5一二甲基一2.巯基 噻唑,CHCl3 CHCl3一丙酮,二苯 基硫脲l一2mol,L HCl 3~9mol/】L HCl,SnCl, 1~6mol,L HCl,SnCl2(3)其他试剂活化研究发现,在含氧溶剂中(如乙醇、乙醚和TBP),三氯乙酸(TcA)可与各 种金属阳离子(Ca、Ba、Mn、Co、Cr、Fe等)发生离子缔合萃取反应。Hossain【102】 用TBP从硝酸和三氯乙酸钠介质中萃取Pt、Pd、Rh中的微量Rh,当水相中没有 添加TcA时,TBP在任何pH范围内只能萃取28%Rh,加入0.4m01.L。1 TCA后萃 第一章绪论取迅速达到平衡,萃合物组成为[Rh(H20)6”?(TcA一)3】?nTBP。有机相用8mol-L‘1高 氯酸反萃,一级反萃率90%,二级反萃率达98%以上。Imura等【1”1也曾用ToPO 从卤化的羧酸赫溶液中萃取三价铑,可使铑从O.1m01.L。的TcA中快速定量地萃 取到TOPo的正庚烷溶液中。在25℃时1min可达到萃取平衡,对TcA―ToPo体 系的研究数据表明,被萃取的铑以Rh-3TcA-4ToPo形式存在,萃取平衡常数为1012?29。K01ekar等‘1041研究了丙二酸、水杨酸、琥珀酸及草酸等钠盐作介质时,N_n? 辛基苯胺萃取Rh(III)的性能,发现只有在丙二酸钠介质中,铑才能萃取完全,在琥珀酸及草酸钠盐中则不能萃取,萃合物组成为【RRINH2+Rh(c3H204)2(H20)2‘】。”富Rh(III)有机相可用盐酸、硝酸或硫酸完全反萃。此外,他们还用N-n?辛基苯胺二甲 苯溶液从0.05mol,L丙二酸钠介质中萃取Ir(III)‘1051,当溶液pH=8.5,铱萃取率高达98%以上,富铱有机相用2.0mol,L的Hcl反萃完全。该方法简单、迅速、选择性好,根据铑铱萃取条件的不同,不仅能够连续有效的分离铑铱,而且能够从其它共存 的铂族金属及贱金属中有效分离Rh(IⅡ)。 碱性萃取剂4一(non-5-y1)吡啶能从铱中有效分离铑【1响,当用H,P02作活化剂时, 铑的最大萃取率达到95%,但该方法的缺点是两相平衡时间较长(<15h)。此外,通 过将铑的氯化物介质转变为溴化物介质体系也能很好地萃取分离铑no”。转化反应 为:Rhcl6。+6Br‘一RhBr6。+6cl。,铑溴化络离子的水合作用比氯化络离子的弱,因 此更易萃入有机相。陈叔群等【108】研究苯基硫脲(PTu).磷酸三丁酯(TBP).乙酸乙酯 体系在Hcl介质中对Rh(IⅡ)的萃取行为,发现在【Hci】≥4mol/L的介质中,如先使 PTU与Rh(ⅡI)在加热下反应,然后用TBP一乙酸乙酯溶液萃取,则Rh(Ⅲ)可被定量萃 至有机相中,萃合物的组成比为Rh:PTu:TBP=l:2:l。1.s研究背景铂族金属由于其特殊的物理、化学性质而被广泛应用于国民经济重要领域和 高新技术产业中,被誉为现代工业的“维生素”、“环保金属”、“首要的高技术金属”。 随着电子工业、汽车工业和石油化工工业的迅速发展,铂族金属的应用范围将越 来越广,含铂族金属的废料产生量将越来越多,如何处理从这些废料中回收铂族 金属已成为迫切需要解决的问题。像中国这样铂族金属资源相对贫乏,而用量又 急剧增加的发展中国家,这个问题更显紧迫。加强铂族金属回收工艺的研究开发, 提高铂族金属的回收率,对于社会经济的可持续发展、实现循环经济具有重要意 义。 含铂族金属的二次资源种类繁多,形态各异,须用不同的方法来处理,但关 键是铂族金属回收后的精炼。溶剂萃取技术由于具有工艺简化、分离效果好、金 属收率高、生产操作安全、对各种物料的适用性和灵活性较大、处理容量大、易19 华南理工大学博士学位论文实现自动化等优点,而逐渐成为铂族金属二次资源回收利用的先进技术。但目前 已投入应用的溶剂萃取技术通常还存在着萃取剂选择性和稳定性较差、萃取剂环 境友好程度低、工艺流程较复杂等问题,对部分体系的萃取机理缺乏详尽的了解, 影响了溶剂萃取工艺在二次资源回收利用中的进一步优化和推广。因此,研制并 筛选新型高效的萃取剂,研究各种金属的萃取规律,准确掌握体系的萃取机理, 开发高效的萃取分离工艺一直是溶剂萃取技术的研究重点及方向。 由于亚砜类及单取代酰胺类萃取剂具有化学性能稳定,抗氧化、抗酸碱和抗 水解性强,萃取性能好等优点,被认为在铂族金属的分离精炼中有广阔的发展前 景和实际应用的价值。目前对新型不对称结构亚砜及单取代酰胺类萃取剂在萃取 铂族金属的性能与机理方面的研究还较少,因此寻求新型的不对称结构亚砜及单 取代酰胺类萃取剂,研究它们对铂族金属的萃取性能及机理,并将其应用于从二 次资源中分离回收铂族金属,为铂族金属二次资源的回收利用提供基础研究数据 和新的技术选择是本文的研究立题思想。1.6研究内容通过对国内外溶剂萃取技术及铂族金属二次资源回收技术领域文献的系统调 查研究,对溶剂萃取技术的研究现状及前沿进展进行深入的分析,选择铂族金属 中最具代表性的铂、钯、铑为回收研究对象,正确制定本研究的实验方案。设计合成带杂环取代基的不对称亚砜一异戊基苯并噻唑亚砜(ABsO)和N.正丁基异辛酰胺(BioA)两种萃取剂,利用红外光谱、质谱、核磁共振谱对产物 进行表征,以证实合成的化合物为所要的目标产物。 研究异戊基苯并噻唑亚砜萃取钯的性能、机理,讨论萃取剂浓度、溶液酸度、 萃取时间、温度、氢离子和氯离子浓度等因素对钯萃取率的影响,并尝试培养萃 合物的单晶,以期从萃合物的分子结构水平上对萃取机理进行解释。 研究N-正丁基异辛酰胺萃取铂的性能与机理,讨论了各种因素对铂萃取率的 影响。并利用红外光谱、紫外可见光谱、核磁共振氢谱等分析方法对萃取机理进 行解释。 针对铑在氯化物介质中容易生成一系列氯水配合物。导致铑难于被萃取的问 题,提出采用N-正丁基异辛酰胺对加入sncl2活化预处理的铑进行萃取研究,探讨 sncl2活化铑的原理,讨论萃取剂浓度、溶液酸度、萃取时间、温度等因素对铑萃 取率的影响,并利用红外光谱、紫外可见光谱、核磁共振氢谱等分析方法研究萃 取机理及萃合物的组成,通过对中间产物的研究,了解萃取过程的本质,对萃取 性能进行合理的解释。 结合本课题组对合成亚砜MSo萃取钯、铂的性能研究结果,采用MSO作萃取 剂,对加入sncl2活化预处理的铑进行萃取研究,研究其萃取铑的最佳条件。 第一章绪论在上述几种萃取剂对铂、钯、铑的萃取性能研究基础上,选用性能最优的萃 取剂,并设计合适的萃取工艺流程,以废催化剂浸出液为料液,对其中的铂、钯、 铑进行萃取分离研究,为半工业试验提供基本数据和理论基础。2l 华南理工大学博士学位论文第二章杂环取代基亚砜及单取代酰胺萃取剂的合成亚砜类物质是一种重要的化工原料,在医药和光学活性物质的合成方面有广泛 的用途。亚砜也是一类很有前途的萃取剂,作为中性萃取剂,其氧原子的电子给 予能力比中性磷酸酯(R0)3P=O磷酰氧原子还强,同时还具有化学性能稳定,能耐 强酸、强碱和氧化剂的作用,闪点高,操作安全,萃取性能好等特点。大量的研 究显示其在湿法冶金中有广阔的发展前景,人们对亚砜萃取贵金属特别是在萃取 钯方面作了大量的研究,但目前的文献中仅局限于对称结构亚砜或石油亚砜对钯 的萃取性能研究,有关带杂环取代基的不对称结构亚砜萃钯的研究目前未见报道。 为寻求新型的亚砜类萃取剂,本文合成了异戊基苯并噻唑亚砜。此外,由于单取 代酰胺具有强的抗氧化、抗酸碱和抗水解性,90年代初,Grant R.A.等¨”1首先将 单取代酰胺应用于铑铱的分离,发现单取代酰胺对铱有很好的萃取性能和较好的 选择性。为了更好地开发铂及铑的高效选择性萃取荆,本文合成了N一正丁基异辛 酰胺,并对其萃取铂(Ⅳ)及铑的性能进行研究。2.1实验部分2.1.1化学试剂本章实验所用化学试剂见表2.1。 表2.1化学试剂Table 2?1 The experimental chemical reagents试剂名称 促进剂.M 溴代异戊烷 氢氧化钾苯纯度 分析纯 分析纯 分析纯 分析纯 分析纯 分析纯 工业纯 化学纯生产商或供应商 天津有机化工一厂 上海化学试剂一厂 广州化学试剂厂 广州化学试剂厂 汕头光华化学试剂厂 成都联合化工试剂研究所 广州化学试剂厂 上海业联联合化工有限公司丙酮 双氧水 异辛酸 正丁胺 第二章杂环取代基亚砜及单取代酰胺萃取剂的合成2.1.2实验仪器和设备表2―2实验仪器和设备Thble 2―2 The exPerimental apparatus and instruments2.2异戊基苯并噻唑亚砜(ABS0)的合成q≯一sn等g》一s一%%删钒,z亚砜的合成采用相应的硫醚氧化法,合成步骤如下1 2g》一c唧删吼,z兰§q》莹唧哪㈣,,:2 31…苯并噻唑硫醇,2…异戊基苯并噻唑硫醚,3…异戊基苯并噻唑亚砜1…2?mercaptobenzotlliazole,2…iso―amyl benzothiazolyl sulfide ether,3…is0一咖ylbenzothiazolyl sulfoxide图2―1异戊基苯并噻唑亚砜的合成路线Figure 2―1 The synthesis route ofiso?amyl benzothiazolyl sulfoxide2.2.1异戊基苯并噻唑硫醚(ABSE)的合成称取250 g促进剂-M于1000 Inl三口烧瓶中,加入500 ml丙酮和50 ml水,然后 加入120 g固体KoH,搅拌混匀。加热搅拌回流30 min后(60℃左右),用分液漏斗 逐滴加入300 g溴代异戊烷,约半小时加完,回流反应5h后冷却至室温。过滤除去 固体残余物,旋转蒸发丙酮后得到红色溶液,用50 ml乙醚稀释所得溶液,先用2 moI/LNaoH溶液洗涤两次,再用蒸馏水洗至中性,用无水Na2s04干燥有机相24h, 华南理工大学博士学位论文旋转蒸发乙醚后得到棕红色硫醚溶液,产率79%。2.2.2异戊基苯并噻唑亚砜(ABSO)的合成亚砜的合成采用相应的硫醚氧化法(不对称硫醚按文献[110】方法合成),取100 ml冰醋酸和100 ml丙酮混合后装于有电动搅拌器的1000Ⅱll三口烧瓶中,再加入异 戊基苯并噻唑硫醚1509,在外部冷却下,边搅拌边用分液漏斗逐滴加入30%H202 (909),在室温下搅拌反应2h,放置24h后将混合物倾入大量(约500 IIll)冰水中,分 出有机相。水相用适量乙醚提取一次,提取物一同并入有机相。有机相用5%的N棚C03分三次洗涤,然后用去离子水洗至中性,有机相加入无水硫酸钠干燥.将干燥好的粗产品过滤,然后旋转蒸发丙酮和乙醚后得到黄色粗产物,经乙醇重结晶 得到无色晶体,产率为82.5%。2.3异戊基苯并噻唑亚砜(ABSo)的表征 2.3.1红外光谱所合成的异戊基苯并噻唑硫醚和亚砜的红外光谱数据归属见表2―3。红外光谱 的归属主要依据参考文献[1ll】。异戊基苯并噻唑硫醚和亚砜的红外光谱采用KBr 压片测得,红外光谱见图2.2和2.3所示。 表2―3异戊基苯并嚷唑硫醚和亚砜的红外光谱数据(州cm。1),I’able 2―3 The infrared spectrum data of ABSE and ABSO加,cm‘1)比较图2―2和图2.3发现,图2―3中在1049 cm。出现新的吸收峰,这是由s=0伸 缩振动引起,说明反应生成了亚砜化合物。在这两个红外光谱中,其余吸收峰的 强度大致相当,主要是苯并噻唑基团中各原子间的振动所产生的吸收峰。24 第二章杂环取代基亚砜及单取代酰胺萃取剂的合成图2.2异戊基苯并噻唑硫醚的红外光谱T曲le

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