碳化后的钯灰加还原剂前要加什么

在加入还原剂之前，通常需要先稀释钯灰，以便更好地进行反应。碳化后的钯灰通常需要加入还原剂，以便在化学反应中还原钯金属。在矿物分类中，铂族元素矿物属自然铂亚族，包括铱（Ir）、铑（Rh）、钯（Pd）和铂（Pt）的自然元素矿物。它们彼此之间广泛存在类质同象置换现象，从而形成一系列类质同象混合晶体，由铂族元素矿物熔炼的金属有钯（Pd）、铑（Rh）、铱（Ir）、铂（Pt）等。铂族金属以其特别可贵的性能和资源珍稀而著称，与金、银合称贵金属。

在加入还原剂之前，通常需要先稀释钯灰，以便更好地进行反应。碳化后的钯灰通常需要加入还原剂，以便在化学反应中还原钯金属。在矿物分类中，铂族元素矿物属自然铂亚族，包括铱（Ir）、铑（Rh）、钯（Pd）和铂（Pt）的自然元素矿物。它们彼此之间广泛存在类质同象置换现象，从而形成一系列类质同象混合晶体，由铂族元素矿物熔炼的金属有钯（Pd）、铑（Rh）、铱（Ir）、铂（Pt）等。铂族金属以其特别可贵的性能和资源珍稀而著称，与金、银合称贵金属。

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次亚磷酸钠作钯的还原剂使用方法怎样使用

料电镀制品具有优良的性能,塑料件电镀后,既保持了塑料的质量轻、抗蚀性能强、成型容易等特点,

又赋予其金属的导电性、装饰性、导磁性、可焊性等,因此塑料电镀制品应用非常广泛。近年来,通讯技术快速发展,随着移动电话的普及,人们对其外壳材料的电

磁屏蔽性能提出了更高的要求。

常规的塑料电镀铜工艺流程为:除油→粗化→胶体钯活化→加速→化学镀铜→电镀铜。由于化学镀铜过程中使用具有致癌的甲醛作还原剂,严重威胁操作者的安全。1963年D.A.Radovsky[1]发明了直接电镀,该技术在20世纪80年代实现工业化,此时的直接电

镀技术一般用在印刷电路板的孔金属化工艺中。1996年,Atotech公司发明了Futuron工艺[2],主要用在ABS及其合金材料上,该工艺的流

程为:除油→粗化→Futuron活化→铜置换锡→电镀铜。该工艺虽然有其优越性,但也有不可避免的缺点,如容易漏镀、起镀慢、价格贵。

MacdermidCo.

公司于1991年发明了Phoenix工艺[3]。它的特点是使用次亚磷酸钠为还原剂代替甲醛,先发生化学镀铜,使塑料表面覆盖一导电铜层,然后在化学镀

铜溶液中进行直接电镀铜。该工艺的特点是:(1)用次亚磷酸钠做还原剂代替了甲醛;(2)用化学镀做底层,避免了漏镀;(3)化学镀后进行电镀很容易。但

该工艺只应用在印刷电路板上,如用于香港OPC电路板厂的多层板上,但是没有将其用在ABS塑料及其合金上。

以次亚磷酸钠作还原剂化学镀铜,镀层厚度一般小于1μm,沉积的铜层对反应不起催化作用。LiJun等[4]在该体系中采用Ni2+离子为再活化剂得到一定厚度的镀层,并研究了添加2 2′联吡啶对镀层性能的影响。

作者成功地将Phoenix工艺用在ABS塑料直接电镀上,并采用2 2′联吡啶为添加剂进行镀铜。现在国内大部分工厂在ABS塑料电镀中采用化学镀

镍作为底层,然后进行电镀。若采用本工艺(前处理步骤与化学镀镍一样)可以将化学镀和电镀改为同一镀槽,缩短工序,节省费用。本反应主要分两步,即化学镀

铜和电镀铜(电镀液与化学镀液组成相同),化学镀过程中次亚磷酸钠主要起还原作用。本文的主要研究内容是次亚磷酸钠在电镀铜过程中的作用以及不同温度下镀

层中磷含量的确定。

1　实验

化

学镀铜液由以下成分组成:c(CuSO4)=0 04mol/L,c(次亚磷酸钠)=0 28mol/L,c(柠檬酸钠)=0

051mol/L,c(硼酸)=0 485mol/L,以及ρ(2 2′联吡啶)=5mg/L。溶液用去离子水配制,用NaOH调溶液的pH=9 2～9

6。化学镀铜温度维持在(70±0

5)℃。电镀铜液与化学镀铜液组成相同,电镀时温度为15～70℃。可以在同一镀槽中电镀,为控制温度,也可在两个镀液组成相同而温度不同的镀槽中电镀。

ABS塑料前处理工艺为:碱除油→高铬酸粗化→亚硫酸钠溶液还原→HCl溶液预浸→胶体钯活化→NaOH溶液解胶→化学镀铜。经过化学镀铜5min后的试片为工作电极,在电镀液中做循环伏安测试。

用

原子力显微镜(简称AFM,美国MolecularImaging公司的PicoScan/PicoSPM)来观察镀铜层的表面形貌;用X射线荧光光谱仪

(简称XRF,德国Bruker公司的S4Explorer)来分析镀层中元素含量;用电化学工作站(CHI660,上海辰华公司)来测量镀液的循环伏安

(CV)特性。CV测量采用三电极体系,Pt为对电极,甘汞电极为参比电极,Pt片、化学镀铜片分别为工作电极。

2　结果与讨论

2.1　次亚磷酸钠在15℃的作用

15℃时,次亚磷酸钠在溶液中不发生化学镀反应,在铜电极和铂电极上都不发生电还原反应。为了研究次亚磷酸钠的作用,实验中采用不含铜离子的镀液。如图1中曲线1,以Pt为工作电极,电镀溶液(pH=9 5)中没有Cu2+,当-850mV

?

?

图

1中曲线2和3均以化学镀铜片为工作电极。曲线3中不含有Cu2+和次亚磷酸钠,当E<-1100mV时,Cu上开始发生阴极吸氢反应;当E=-

270～-260mV时,有一个小的峰,因为溶液中不存在铜盐和次亚磷酸钠,所以该峰不是还原峰,而是镀液中某些离子在Cu表面的吸附峰。曲线2中含有次

亚磷酸钠而没有Cu2+离子,其阴极吸氢反应的电位值与曲线3相同,由于次亚磷酸钠的存在,使曲线2的析氢峰比曲线3要高,且在-270～-260mV附

近也有一个吸附峰。

从以上分析得出结论,15℃时,次亚磷酸钠在镀液中很稳定,在Pt电极和Cu电极上都不发生化学镀反应和电还原反应。

2.2　50℃不含铜离子电镀液中次亚磷酸钠的作用

以次亚磷酸钠为还原剂的化学镀铜反应一旦开始,在50℃仍然可以进行化学镀反应。图2是以化学镀铜片为工作电极,50℃不含铜离子的镀液(pH=9 5)的循环伏安图。

?

?

负扫过程中,E=-270mV时的Ads峰是吸附峰,与图1类似。第2个峰(E-Re)在E=-580mV处,为还原峰,由于溶液中不含铜离子,所以还原峰不是由铜引起的,而是次亚磷酸钠在铜电极上的电还原峰,其电极反应如下:

?

?

正

扫过程中,E=-1030mV为次亚磷酸钠的化学反应,与负扫过程E=-1080mV的峰一样。E=-180mV为Cu-P合金的氧化峰,此时,Cu氧化

为Cu+,在碱性条件下生成Cu+ complex(一价铜络合物,下同),并吸附在铜电极的表面。E=0mV处为Cu+

complex的氧化峰,在络合剂的存在下,反应生成Cu2+

complex(二价铜络合物,下同)。图3是以化学镀铜片(5min)为工作电极,50℃含铜离子不含次亚磷酸钠的镀液(pH=9

5)的循环伏安图。负扫过程中,E=-400～-270mV时的峰是吸附峰(Ads),与图1、2中类似。第2个峰在E=-830～-780mV处,为二

价铜络合物的还原峰(Re);正扫过程中有两个氧化峰,第1个在E=-190～-160mV处为Cu氧化为Cu+

complex,E=0mV附近为Cu+ complex氧化为Cu2+ complex的氧化峰,与图2结果类似。

用什么物质可以还原氯化钯中的金属靶？

楼上说的太麻烦了 用气体还原不好操作 用金属还原不好分离

建议：溶解后，加入下列物质中任意一中稍微加热即可：

次亚磷酸钠 氯化亚锡 三氯化钛 硼氢化钠 等等还原剂

钯是一种很容易还原的金属

钯金溶于什么药水？ 又怎么从药水里把钯金提炼出来？

用浓盐酸和浓硫酸的混合液

2：1

就是王水了

他们的混合液能反应

成一种络合物

氧化性超强

可以溶解金

再把金弄出来就置换呗

就像铁可以把硫酸铜里的铜置换出来一样

金、钯溶于王水后，用亚硝酸钠反应还原提纯黄金后的分离液与水合肼还原重金属，这个过程的反应方程式是怎

首先金、钯都能溶于王水：

HNO3 + 4HCl + Au ====NO↑ + H[AuCl4] + 2H2O

3Pd + 12HCl + 2HNO3 =====2NO↑ + 3H2[PdCl4] +　4H2O

加入亚钠作为还原剂，选择性还原出金的单质。在这个过程中亚钠转为钠。

3NO2- + 2AuCl4- + 3H2O ====2Au↓ + 3NO3- + 6H+ +8Cl-

之所以能做到这一点，可能是因为电对AuCl4- /Au 高达1.0V，而钯对应电对的电势我记不清了，不过应该在0.7V左右。

接下来用水合肼这种非常强的还原剂将钯还原出来：

N2H4 + 2H2[PdCl4] ====2Pd↓ + N2↑ + 8HCl

当然，肼作为碱性物质，还会和盐酸反应成盐。

欢迎追问！

钯水用锌粉沉淀后怎么提炼出钯金

要看水中钯含量，较高且无杂质时，直接由还原剂（如：盐酸肼，水合肼等）还原成金属钯，过滤得到。

若浓度低,就要先富集，现有专门的 铂钯铑萃淋树脂。将低含量的比如一吨水中几克、十几克吸附出来，或者是还原提炼后的尾水中微量的铂钯铑吸附出来再精炼，专业酸性吸钯、胶体钯。

如何提纯钯？？

1、二氯二铵配亚钯法

主要除贵金属杂质。此法是基于钯的氯配合物能为氢氧化铵溶解生成可溶性盐，而其他金属杂质则形成氢氧化物或碱式盐沉淀而与钯分离。溶液调整至含钯5-10g/L加热至353K，加入NH4OH溶液控制溶液pH8-9，此时溶液中的钯与NH4OH作用生成可溶性[Pd (NH3)4]Cl2转入溶液；

其他贵金属则生成氢氧化物或碱式盐沉淀。过滤后杂质留在滤渣中。向室温的滤液加盐酸酸化至pH1.5-0.5，沉淀出[Pd(NH3)2] Cl2，过滤出沉淀物[Pd(NH3)2]Cl2又除去一些杂质于滤液中。需要时可反复进行氨化和酸化作业直至产品量合格。一次氯化和酸化的钯直收率约99.6%。

2、氯钯酸铵法

主要用于除铜、镍、铁等残金属杂质。此法是基于Pd能与NH4CI生成难溶的(NH4)2PdCl6而贱金属及某些贵金属的按盐易溶而与之分离。控制溶液含钯40-50g/L，通氯气(或加HNO3或加H2O2)使Pd氧化成Pd；

在加热下加入过量10%-15%的NH4Cl直至(NH4)2PdCl6深红色晶体沉淀完全。控制溶液含钯40-50g/L或更高，然后重复氧化、NH4Cl沉淀及溶解，沉淀操作直至氯钯酸铵质量合格为止。该法能有效除去金和残金属杂质，但难以除去铂、铱。

3、联合法

对于含有大量金属杂质的物料。宜用前述的氯钯酸铵法先进行(NH4)2PdCl6沉淀除去残金属杂质，沉淀用水加热溶解，然后加氨水络合(NH4)2PdCl4溶液。接上前述的二氯二氨配亚钯法除铂族金成杂质制得纯钯。此法可省去中间产品的处理过程。根据原料特点和产品质量要求可反复进行多次操作直至钯盐质量合格为止

此法能从含钯80%-99%的原料中，最后还原制得99. 99%以上纯钯。重复3次操作的钯直收率为97%-98%。

金属制取

1、煅烧-氢还原

将过滤、洗净、烘干后的钯盐放在马弗炉中逐步加热升温，在373-473K温度下蒸发水分后再升温至633-873K煅烧1-5h，钯盐即分解成钯。生成的钯随即被氧化。 实际上得到的是黑色PdO。将煅烧产物放在管状炉中于773-873K温度下通氢还原1-3h，降温至373K后改通惰性气体(如氮)至室温，即制得纯钯粉。

2、甲酸还原

将纯H2PdCl4溶液调整至弱碱性，在室温下边搅拌边加入甲酸(还原1g钯需2-3mL)直至溶液中的钯全部被还原。经过滤、洗涤、烘干后获得的纯钯产品颗粒细、密度小，有时还需再用氢还原以确保其不含氧化物

钯离子在碱性条件下加水合肼还原会还原完全吗?

可以。

Pd还原电位较低，容易被还原，水合肼是一种较强的还原剂，从反应动力学上说，水合肼是能够把Pd还原的。实际实验中为了确保还原完全，可以进行加热和适当延长反应时间。

被硝酸溶解的钯怎样还原

钯的回收原理和方法 钯是化学性质最活泼的贵金属，利用此性质在湿法工艺回收钯的过程中，可以较为方便地使钯与贱金 属和其他贵金属分开。湿法工艺回收钯的基本思路是利用钯能够溶解于的特性使钯与金和铂等难溶于 的贵金属分开，然后利用银能够在盐酸或氯化钠溶液中生成氯化银沉淀的性质，使银从含钯溶液 中分离（简称为分银）。在分银后的溶液中加入能够使钯离子沉淀的试剂，达到与其他贱金属分离的目的。 湿法工艺可以得到含量达到99. 99%以上的高纯度钯产品。火法工艺常用于钯含量较低的废料中回收钯，或 者在回收其他贵金属的火法工艺中富集钯。火法工艺得到的钯一般为粗钯，通常还必须用湿法工艺进行精 制提纯得到高纯度海绵钯或直接加工成钯的精细化学品。 (1)含钯废液中钯的回收在湿法工艺回收废家电中的金和银的造液过程中，钯很容易与金和银一起进入溶 液。含钯废液中钯的存在形态主要为Pd(Ⅳ)和Pd(Ⅱ)氧化态的钯'其传统的分离和富集方法是氯钯酸铵沉淀 法和二氯二氨络亚钯法。 氯钯酸铵沉淀法是利用Pd(Ⅳ)化合物能够与氯化铵作用生成难溶的(NH4)2PdCl6 沉淀，从而使废液中的 钯与废水中的大部分贱金属及某些贵金属分离。由于钯在氯化物溶液中一般以 Pd(Ⅱ)存在，因此在沉淀前 必须向溶液中加氧化剂，如HNO3、Cl2 或H2O2 等使Pd(Ⅱ)氧化为Pd(Ⅳ)。氧化剂采用氯气最方便： H2PdCl4+2NH4Cl+Cl2→(NH4)2PdCl4↓ +2HCl 操作时，控制溶液含钯40～50g/L，室温下通入氯气约5min，然后按理论量和保证溶液中有10%的NH4 Cl 计算加入固体NH4 Cl 量继续通人氯气，直至Pd 完全沉淀为止。沉淀完毕即过滤，并用10% NH4 Cl 溶液（预先通入氯气饱和）洗涤，即可得到纯钯盐。如需进一步提纯则可将钯盐加纯水煮沸溶解： (NH4)2PdCl6 +H2O→(NH4)2 PdCl4 +HCl+HC1O （红色固体） （黑红色液体） 冷却后重复进行上述过程，得到较纯的氯钯酸铵经煅烧和氢还原得纯海绵钯。氯钯酸铵沉淀法能有效地 除去贱金属和金等杂质，但对其他贵金属则难于除去，故当贵金属杂质含量过高时，钯的纯度很难达到99. 9%。 二氯二氨络亚钯法是利用Pd(Ⅱ)的氯配合物能与氨水生成可溶性盐： H2PdCI4 +4NH4OH →Pd(NH3)4 C12 +2HCl+4H2O 而钯溶液中的其他铂族元素、金和某些贱金属杂质，在碱性氨溶液中都形成氢氧化物沉淀。滤去沉淀得 到的钯氨配合物溶液用盐酸中和生成二氯二氨络亚钯沉淀： Pd(NH3)4 Cl2 +2HC1→Pd(NH3)2 Cl2↓ +2NH4 Cl 沉淀经过滤和洗涤即获得纯钯盐，再经煅烧和氢还原得纯海绵钯。要获得更高纯度的钯，可用氨水将二 氯二氨络亚钯溶解： Pd(NH3)2 Cl2 +2NH4 0H →Pd(NH3)4 Cl2 +2H2O 再用盐酸中和。反复溶解、沉淀即可获得纯度在 99. 99%以上的纯钯产品。纯的钯氨络合溶液还可以直 接用甲酸等还原剂得到海绵状金属钯：Pd(NH3)4 Cl2 +2HCOOH—Pd↓ +2NH3 +CO2 +2NH4 Cl 还原时在室温下向溶液中徐徐加入甲酸并不断搅拌，直至溶液中的钯全部被还原，过滤并用纯水洗涤后 经干燥即可得到海绵钯。还原lg 钯约需2～3mL 甲酸。此过程较简单，金属回收率较高。但所得海绵钯颗 粒细，松装密度小，包装及使用转移时易飞扬损失。另外，溶液中的铜、镍等杂质也将被还原，影响钯的 纯度。 (2)从含钯固体废料中回收钯含钯固体废料的湿法回收原理与含钯液体废料的回收原理相似，将含钯固体 废料用王水、等试剂使钯转入溶液后，再用上述从废液中回收钯的方法进行回收和精制。常用的工艺 有浓分离法、氯化铵分离法和直接氨络合法等。其中氯化铵分离法用得较多。将含钯固体废料用王水 溶解后，混合液用HNO3 氧化。用NH4CL 析出(NH4)2Pdcl6，再利用1%～5%的NH4 Cl 溶液使(NH4)2PdCl6 进入溶液而得到提纯，其工艺流程如图5--10 所示。 从含钯固体废料中回收钯（一） 含钯固体废料的湿法同收原理与含钯液体废料的同收原理相似，将含钯同体废料用王水、等试剂使 钯转入溶液后，再用上述废料中同收钯的方法进行同收和精制。常用的工艺有浓分离法、氯化铵分离 法和直接氨络合法等。其中氯化铵分离法用得较多。将含钯固体废料用王水溶解后，混合液用HNO3 氧化。 用NH4Cl 析出(NH4)2 PdCl6，再利用1％～5％的NH4Cl 溶液使(NH4)2PdCl6 进行溶液而得到提纯，其工 艺流程如图所示。 含钯固体废料→灼烧→用盐酸酸煮→不溶物→王水溶解，用盐酸赶硝→过滤 ↓ 滤液 ↓ NH4Cl 沉淀 ↓ 同收其他贵金属←不溶物←用1％～5％的NH4Cl 溶液溶解 ↓ (NH4)2PdCl6 溶液 ↓ NFl4CI 沉淀 ↓ 海绵钯←H2 还原←煅烧 废板卡中钯的回收 (1)废板卡回收钯的工艺流程 将废板卡置于破碎机中进行破碎，破碎斤的固体体块料置于高温焙烧炉中焙烧，除去大部分有机物。焙 烧渣冷却后球磨至 200 目以下。将粉科置于耐酸反应釜中，分批加入稀，根据反应速度的快慢可以适 当加热以保证反应以较快的速度平缓地进行。冷却后过滤，滤液放入塑料槽中等待同收钯和银。在此过程 中，钯、银、铜、镍以及其他贱金属都能够较好地进入溶液：金和铂等贵金届则留在滤渣中，将滤渣洗涤 至无色。洗水并入上述滤液中。从滤渣中再同收金和铂。发生的主要化学反应如下： 3Pd+8HNO3→3Pd(NO3)2+2NO↑+4H2O 3Ag+4HNO3→3AgNO3+NO↑+2H2O MO+2HNO3→M(NO3)2+H2O(M=Ba、Pd、Mg 等) 3Cu+8HNO3→3Cu(NO3)2+2NO↑+4H2O Ni+4HNC)3→Ni(NO3)2+2NO2↑+2H2O 滤液经过分银后。可以直接用氨水或氯化铵进行沉钯并能够在此过程中直接得到钯的两种精细化学品— —二氧化四氨合钯(Ⅱ)和高纯度海绵钯糟产品．从含钯废板卡中直接制各把精细化工艺产品的工艺路线如 图所示。 废板卡，预处理 ↓ 取样分析钯和杂质金属含量 ↓ HNO3 酸溶,过滤→滤渣用于回收铂、铑、金等贵金属后弃去 ↓ 滤液加盐酸除银，加热赶，过滤→滤渣(AgCl) →回收银 ↓ 滤液(含H2PdCl4)及浓氨水，调节PH<7.5。过滤→滤液弃去 ↓ 滤渣Pd(NH3)4PdCl4，加浓氨水至PH=8～9，80℃→可直接得到二氯化四氨合钯(Ⅱ) ↓ Pd(NH3)4Cl2，加盐酸酸化,PH=1～1.5，过滤→溶液弃去 ↓ 废渣，Pd(NH3)4Cl2 沉淀→洗涤．烘干得到二氯化二氨合钯(II)产品 ↓ 水合肼还原 ↓ 得到海绵钯产品 (2)浸酸 焙烧渣经过球磨后用浸泡。钯很容易溶于。溶解时既要考虑浸出速度和浸出率，又要注意经济 问题。使用25%的在80℃下浸取2h 时，浸出率达到99%。酸溶后过滤，洗净滤渣。滤液进入下一步 操作。根据物料来源不同，这些滤渣中可能含有铂、铑和金等其他贵金属，应注意回收。 (3)除银、赶硝 滤液在加热和搅拌条件下滴加酸直至取少量液体检验无Ag+为止。静置沉降，过滤除去氰化银沉淀(进一 步同收白银)，将所得滤液加热煮沸并不时加入少量盐酸以利于氮氧化物的逸出。赶硝后的溶液应呈透明的 红棕色。此时滤液的舍钯成分为H2PdCL4,同时含有可溶于的贱金属。 (4)氨水络合 氨水络合的目的是为了除去料液中的金属杂质和得到合格的二氯化四氮合钯(Ⅱ)[Pd(NH3)4C12]和二氯 化二氨合钯(II)[Pd(NH3)3C12]产品．将经过赶硝和过滤后所得的氯亚钯酸溶液加热到80～90℃，在不断搅 拌下滴加氨水。控制溶液的PH值小于7.5，使料液中的钯变成肉红色的氯亚钯酸四氮络合亚钯Pd(NH3)�6�1 Pd C14 沉淀下来。用去离子水反复清洗沉淀，使绝大部分贱金属留在溶液中经过滤而除去。在过滤所得的沉 淀中继续加入氨水至 PH=8～9，在不断搅拌下继续保温(80～90℃)1h，使肉红色沉淀全部溶解。此时溶液 的主成分为二氯化四氨合钯(Ⅱ)。过滤，取少量滤液用原子发射光谱测定杂质金属含量．如果杂质金属含 量低于。规定值，则将所得的浅Pd(NH 3)4Cl2 滤液浓缩．当液面出现一层膜时停止加热。让其自然冷 却结晶。将所得浅品体刚去离子水重结晶一次，以除去晶体中存在的游离氨水。重结晶所得结晶置于 真空烘箱(50℃)干燥。产品[Pd(NH3)4Cl2】经过化验合格后包装入库．反应方程式如下： 2H2PdCl4+4NH4OH→Pd(NH3)4 Pd Cl↓+4HCl+4H2O Pd(NH3)4�6�1Pd C14+4NHOH→2Pd(NH3)4C12+4H2O 如果上述操作中所得滤液用原子发射光谱测定杂质金属含量后，结果高于杂质金属含量的规定值，则在 控制溶液的钯含量低于80g/L 的条件下，在搅拌下滴加浓盐酸至溶液PH=1～1．5。此时，溶液中出现大量 絮状沉淀．继续搅拌1h 后．静置沉降、过滤，用去离子反复清洗沉淀．所得同体即为二氧化二氨合钯 (Ⅱ)，将其置于真空(50℃)干燥．所得干燥后的固体按 Pd(NH3)3C12 化验。若台格则包装入库，而得到二 氧化二氨合钯(Ⅱ)产品。 由于二氯化二氨合钯(II)在水中的溶解度很小，因此可以用水反复清洗沉淀而得到较高纯度的二氯化二氨 合肥(Ⅱ)。实践表明，经过二氯化二氮合钯(II)中间产物酸化所得的二氯化二氨合钯(II)产品的杂质金属含量 报低，一般可以达到规定标准。 如果所得二氯化二氨合钯(II)产晶的杂质含量便高．可以采取下列方法提纯：将二氯化二氮合钯（Ⅱ)溶 于氨水，再用盐酸酸化得到二氯化二氨合钯(II)沉淀，如果反复可得到二氯化二氨合钯(Ⅱ)含量大于 99.9％ 的产品。 (5)海绵钯的制备 将上述二氯化二氨合钯(II)沉淀用少量去离子水润湿后，在搅拌下滴加水合肼溶液，加热至60℃，待混合 物中不再显示明显的时，将混合物过滤。所得黑色粉末即为海绵钯。纯度一般在99.9％以上。 从含钯固体废料中回收钯（二） 电容器中钯的回收 电容器所含贵金属种类较多，银和钯的含量最高。在电子元器件和废家电的同收利用 过程中，拆解时通常尽可能地将不同种类的元器件分类放置。从拆解所得电容器中回收钯和银的方法较多， 下面介绍一种电容器中同收并精制海绵钯的湿法工艺。 (1)预处理和浸酸 将废板卡置于破碎机中进行破碎，破碎后的固体块料置于高温焙烧炉中焙烧，除去大部分有机物。焙烧 渣冷却后球磨至200 目以下。将粉料置于耐酸反应釜中，分批加入稀，根据反应速度的快慢可以适当 加热以保证反应以较快的速度平缓地进行。冷却后过滤，滤液放入塑料槽中等待同收钯和银。在此过程中， 钯、银、铜、镍以及其他贱金属都能够较好地进入溶液：金和铂等贵金属则留在滤渣中，将滤渣至少洗水 无色。洗水并入上述滤液中。从滤渣中再回收金和铂。 (2)氯化钠分银 在上述滤液中加入氯化钠饱和溶液，充分搅拌，取少量上层清液。滴加氯化钠溶液检验分银的效果。待 溶液中的银离子全部转化为氯化银沉淀后，静置沉降，过滤，所得滤液用于进一步提取钯。滤渣主要为氯 化银。将氯化银固体烘干，配入干氯化银质量为 60％的工业烧碱、3％的工业钾，混合均匀后将混合 物置于石墨坩埚中压实，用中频炉或油炉在约1100℃进行熔炼，得到含量约为98％的粗银，再经过电解提 纯，可以得到含量在99.99％以上的电解银。如果采用湿法提纯所得白银。可以在得到湿氯化银(不需烘干) 后．直接加入浓氨水。使氯化银溶解成为银氨溶液，过滤后在滤液中真接加入水台肼、草酸、抗坏血酸等 有机还原剂，在适当的温度下还原得到银粉。一般来说，用湿法处理氯化银沉淀所得银粉的纯度可以达到 99.9％以上。 (3)黄原酸或氨水沉钯 分银后的滤液中一般含有大量贱金属离子(如 Ti3+、Mg2+、Pd2+、Cu2+、Ni2+等)，常用以下两种方法 将溶液中的钯沉淀下来。 ①在分银后的溶液中加入一定量的工业硫酸，使溶液中的铅、钡等离子首先交成沉淀而除去，将滤液加 热至沸腾，分批加入少量盐酸赶硝。赶硝后的溶液中直接加入黄药溶液沉淀钯，快速过滤。滤渣为黄原酸 钯沉淀．由于黄原酸钯沉淀的溶度积为 3×10-43，比一股贱金属和银的黄原酸盐沉淀的溶度积小得多．因 此用黄原酸沉淀钯的效率很高：钯沉淀氯可达99％以上，黄原酸沉淀钯是一种高效的提取钯的方法。 ②在分银后的溶液中．直接加入工业氨水，使钯离子变成肉色的Pd(NH3)3 C12 沉淀，经过静置和过滤而 与滤液中的绝人部分贱金属离子分开，将Pd(NH3)3C12 沉淀用盐酸溶解后，再用氨水沉淀，根据需要可以 反复多次沉淀和溶解。 黄原酸沉淀钯的主要反应如下： Pd(NO3)2＋2ROCSSNa→(ROCSS)2Pd+2NaNO3 M(NO3)2+2ROCSSNa→(ROCSS)2M+2NaNO3 (M=Ba、Pd、Mg、Cu、Ni 等) (ROCSS)2M+Pd(NO3)2→(ROCSS)2Pd+M(NO3)2 (4)从黄原酸钯或Pd(NH)3 C12 沉淀中精制钯 将黄原酸钯沉淀在600℃下煅烧2h，使黄原酸钯分解．通氢气还原得到粗钯。将Pd(NH3)3Cl2 沉淀用少 量盐酸溶解后。加入抗坏血酸等有机还原剂。控制还原速度得到颗粒较大的粗钯。将粗钯用少量王水或硝 酸溶解后。用水合肼还原可得到含量大于99.95％的海绵钯产品。 废钯-炭催化剂回收钯的工艺中试研究 韩艳霞 曹红霞 (开封大学化工学院,河南 开封 475004) 摘要 阐述了利用废钯-炭催化剂,经焙烧,水合肼还原,王水溶解,赶硝,调氨,水合肼还原,精制等回收氯化钯的 中试工艺流程,并确定了王水溶解的最佳条件是:温度 80～90 ℃,反应时间 8 h,钯精渣与王水(8.7 kg +37.0 kg 盐酸)的质量比为1:8,此反应条件下钯收率最高,达97%. 关键词 钯 钯-炭催化剂 回收 Pilot-scale study on recycling process of palladium chloride using disused Pd-C catalyst Han Yanxia,Cao Hongxia. (Chemical Engineering of Kaifeng University,Kaifeng Henan 475004) Abstract: A recycling process of palladium chloride was expatiated in the paper,in which roasting process,deoxidizing using N2H4.H2O,dissolving with aqua fortis,moving off nitric acid,adjusting ammonia,deoxidizing using N2H4.H2O repeatedly,refining were carried out in turn. And the best dissolution condition with aqua fortis was that,in which the highest yield percentage of 97% was reached,temperature was 80～90 ℃,reaction time was 8 hours, and amount of aqua fortis used was 1:8 (g:g). Keywords: palladium chloride;Pd-C catalyst;recycling 我国制药工业生产强力霉素的加氢反应使用钯-碳催化剂.它是以粉末状药用活性炭作载体,经与氯化钯, 盐酸及还原剂处理后制得的.其含钯量在 1%～2%(质量分数).加氢反应完成后,催化剂失活,每天需要更换一 次新的催化剂[1].再加上其他产品需要,钯催化剂的用量很大[2] .目前,国内钯资源有限,生产数量很少,远远不 能满足需要.大部分仍靠进口.因此,处理废钯催化剂以回收贵金属钯,对于解决钯资源短缺具有重要意义 [3-5]. 从废钯-炭催化剂中回收钯的方法有多种:王水回收法;氧化焙烧,盐酸浸出法;烧碱浸出法;焚烧炉系统法 等[6-8].本文则优化工艺,就强力霉素生产中产生的废钯-炭催化剂回收钯进行中试研究. 1 废钯-炭催化剂回收氯化钯工艺流程 废钯-炭催化剂回收钯的工艺流程如下:废钯-炭催化剂→焙烧→水合肼还原→王水溶解→赶硝→调氨→ 水合肼还原→海绵钯精制. 1.1 焙 烧 先将失活的钯-炭催化剂研磨成100 目细粉.用90 ℃热水浸泡1 h.过滤干燥去除其中的外表杂质.再将其 置于马弗炉中于550～600 ℃下焙烧2 h,去除其中的有机杂质. 1.2 水合肼还原 称取7.5 kg 经培烧后的钯炭加适量水浸泡,加入300 g 氢氧化钠后升温,升温至80 ℃后,边搅拌边缓慢加 入7.5 L水合肼.保温3 h 后自然冷却,待温度降至30 ℃左右时,将上层清液吸出,再加适量纯化水混洗钯精渣, 重复以上操作4～5 次,将钯精渣洗至接近中性. 1.3 王水溶解 将钯精渣转移至硝化釜中,滴加已配好的王水.升温至80 ℃左右,计时反应3 h. 王水配制方法:①配比1,为试剂,8.7 kg +37.0 kg 盐酸;②配比2,为发烟,6.3 kg +39.0 kg 盐酸. 钯的回收率主要取决于王水溶解的操作条件,为此通过实验确定适宜的反应温度,反应时间和王水加入 量. 1.3.1 反应温度对钯回收率的影响 在反应时间8 h,钯精渣与王水(配比1)质量比为1:8 的条件下,钯回收率随反应温度的变化见图1.从图1 可见,反应温度低于60 ℃时,因反应速度太慢,钯不能被王水充分溶解,钯回收率只有86%左右.当反应温度为 80～90 ℃时,钯回收率可提高到97%左右.因此,适宜的反应温度应为80～90 ℃. 图1 反应温度对钯回收率的影响 1.3.2 反应时间对钯回收率的影响 在反应温度85 ℃,钯精渣与王水(配比1)质量比为1:8 的条件下,钯回收率随反应时间的变化见图2. 图2 反应时间对钯回收率的影响 由图2 可见,随着反应时间增加,钯回收率增加.超过8 h,反应基本完全,再延长反应时间,不能提高钯回收 率.因此,适宜反应时间应为8 h. 1.3.3 王水用量对钯回收率的影响 在反应温度85 ℃,反应时间8 h 条件下,王水(配比1)用量对钯回收率的影响见图3. 图3 王水用量对钯回收率的影响 根据化学计量方程,钯精渣与王水的理论质量比为 1:6.但从图 3 可以看出,此时钯回收率只有 84%左右. 这是因为王水用量较少,在反应后期反应速度太慢,钯不能被完全浸出来.当王水用量过量,钯精渣与王水的质 量比为1:8 时,反应才能进行完全,钯回收率达到较高水平. 通过对反应温度,反应时间以及王水用量的研究,最终得出王水溶解的最佳条件为:温度 80～90 ℃,反应 时间为8 h,钯精渣与王水的质量比为1:8,此反应条件下钯收率最高,达97%. 1.4 赶 硝 钯精渣经王水溶解后,每次加入3 L 浓盐酸赶硝,重复4～5 次以后,以加入浓盐酸后不再产生红棕色气体 为终点. 赶硝结束,加入10 kg 纯化水赶盐酸,后加入50 kg 纯化水,过滤,滤饼用1%(体积分数)左右的盐酸洗涤2 次 后存放,滤液转入调氨釜中. 1.5 调 氨 缓慢滴加氨水调pH=8.7～8.8,10 min 后复测pH 不变为止. 升温到 80 ℃,保温 30 min 后趁热过滤,滤饼用 10 L 纯化水洗涤后单独存放,滤液用浓盐酸调 pH=1.0～ 1.5(调酸过程中打开夹层冷水降温,控制过滤时温度不超过30 ℃). 搅拌10 min 复测pH 不变,再搅拌30 min 即可过滤. 1.6 水合肼还原 滤饼用30 L 的纯化水混合后抽入还原釜中,缓慢滴加 6 L 左右的水合肼(控制滴加速度,避免冲料), 水合肼的用量以釜内物料全部变黑,上清液变清为准,搅拌30 min 即可过滤,得到海绵钯. 1.7 海绵钯精制 将过滤所得海绵钯投入精钯硝化釜中,滴加王水(配比2)后,升温80 ℃,计时1 h后用少量浓盐酸赶硝,每次 2 L,约4～5 次,加5 kg 纯化水赶盐酸,加水,出料.最终水量以能将物料放下,并将釜和管道清洗干净为宜,尽量 少. 2 结 论 采用本中试工艺从废钯-炭催化剂回收钯.通过对反应温度,反应时间以及王水用量的研究,最终得出最优 的王水溶解条件为:温度80～90 ℃,反应时间8 h,钯精渣与王水(8.7 kg +37.0 kg 盐酸)的质量比为1:8.此 反应条件下收率最高,钯收率达97%.

任务金矿石中金含量的测定

——泡沫塑料富集原子吸收光度法

任务描述

金在矿石中的含量一般较低，大概以0.xx～x.xxg/t计，在检测时通常需要先采用富集的方法，火试金以铅试金为主，湿法富集有泡沫塑料富集和活性炭富集等方法；然后采用原子吸收分光光度法进行测定。通过本次任务的学习，明白泡沫塑料富集金实验条件，掌握泡沫塑料富集金的操作方法；能够正确填写数据记录表格，正确填报实验结果。

任务实施

一、仪器和试剂准备

（1）仪器：原子吸收分光光度计，金空心阴极灯。

（2）泡沫塑料：将100g聚氨酯软质泡沫塑料（厚度约5mm）浸于400mL三正辛胺乙醇（3%）溶液中，反复挤压使之浸泡均匀，然后在70～80℃温度下烘干，剪成0.2g左右小块备用（一周内无变化）。

（3）硫脲-盐酸混合溶液：含5g/L硫脲的盐酸（2%）溶液。

（4）金标准溶液：称取0.1000g纯金置于50mL烧杯中，加入10mL王水，在电热板上加热溶解完全后，加入5滴氯化钠（200g/L）溶液，于水浴上蒸干，加2mL盐酸蒸发到干（重复3次），加入10mL盐酸温热溶解后，用水定容至100mL，此贮备液含金1mg/mL。取该溶液配制含金至100μg/mL及10μg/mL的标准溶液［盐酸（10%）介质］。

二、分析步骤

称取5～30g试样于瓷舟中，在550～650℃的高温炉中焙烧1～2h，中间搅拌2～3次，冷后移入300mL锥形瓶中，加入50mL王水（1＋1），在电热板上加热近沸约1h（如含锑、钨时，应加入1～2g酒石酸，含酸溶性硅酸盐应加入5～10g氟化钠，煮沸），用水稀释至100mL，加入约0.2g泡沫塑料（预先用水润湿），用胶塞塞紧瓶口，在往复式振荡机上振荡30～90min，取出泡沫塑料，用自来水充分洗涤，然后用滤纸吸干，放入预先加入25mL硫脲-盐酸混合液的50mL比色管中，在沸水浴中加热15min，用玻璃棒将泡沫塑料挤压数次，取出泡沫塑料，将溶液定容到50mL，按仪器的工作条件，用原子吸收光谱法测定。随同试样做试剂空白试验。

工作曲线的绘制：吸取2.50mL、5.00mL、10.00mL、15.00mL、20.00mL含金10μg/mL的金标准溶液于50mL容量瓶中，25mL硫脲溶液（10g/L），以水定容；按试样相同条件，用原子吸收光谱法测定。

三、分析结果计算

样品中金的含量按下式计算：

岩石矿物分析

式中：w（Au）为金的质量分数，μg/g；m1为从校准曲线上查得试样溶液中金的质量，μg；m0为从校准曲线上查得试样空白中金的质量，μg；m为称取试样的质量，g。

四、质量表格填写

任务完成后，填写附录一质量表格3、4、7。

任务分析

一、方法原理

试样用王水分解，在约10%（体积分数）王水介质中，金用负载三正辛胺的聚氨酯泡沫塑料来吸附，然后用5g/L硫脲-2%（体积分数）盐酸溶液加热解脱被吸附的金，直接用火焰原子吸收光谱法测定。

二、方法优点

聚氨酯泡沫塑料分离富集金，萃取容量大、选择性好、回收率高（97% 以上）。该法操作简单快速、稳定性好、易于掌握、成本低，适用于大批量生产样品的分析。

三、泡沫塑料分离富集方法简介

泡沫塑料（PF，简称泡塑）属软塑料，为甲苯二异氰酸盐和聚醚或聚酯通过酰胺键交联的共聚物。

泡沫塑料已经广泛应用于贵金属的分离和富集。其分离与富集的机理可能包括表面吸附、吸附、萃取、离子交换、阳离子螯合等。泡塑吸附金属的效能取决于泡塑及金属配离子的类型、性质和配离子在溶液中的形成环境、扩散速度以及吸附方式。泡塑由于含有聚醚氧结构，适宜接受一价和二价的配阴离子，它的吸附行为与阴离子交换树脂的类似，故其吸附具有选择性。Au、Tl等以离子形式存在时，几乎不被泡塑吸附，只有成［MeX4］-型配阴离子时才能被吸附。

泡塑主要用于金的吸附分离。不同厂家生产的泡沫塑料的质量、结构和性质有差异，对金的吸附容量也不相同，通常在50～60mg/g之间。泡塑吸附的方式分为动态吸附和静态吸附。静态吸附是将泡塑块投入含金溶液中振荡吸附金。动态吸附是将泡塑做成泡塑柱，金溶液流入柱中进行吸附。王水浓度在（4＋96）～（15＋85）范围内对吸附无明显影响，当王水浓度低于（2＋98）时略有偏低；当王水浓度大于（1＋4）时，泡塑发黑。溶液体积在50～200mL对吸附无影响，振荡时间30min可以基本吸附完全。用0.4 g泡塑对20～100μg的金进行吸附，吸附率可达98% 以上。

动态吸附率稍高于静态吸附。泡塑在王水（1＋9 ）介质中吸附金，吸附率可达99%以上，其吸附流速可在较大范围内变化，以小于10mL/min为宜。

将萃取剂或螯合剂负载在泡塑上制备得到的负载泡塑兼有萃取和泡塑吸附两种功能，因而对金具有更大的富集能力。负载泡塑的吸附性质取决于负载在泡塑上萃取剂的种类和性质。目前，在金的分析测定中应用最广泛的载体泡塑有：磷酸三丁酯（TBP）泡塑、三正辛胺泡塑、双硫腙泡塑、甲基异丁酮泡塑、二正辛基亚砜泡塑、二苯硫脲泡塑、三苯基膦泡塑、酰胺泡塑以及将活性炭和泡沫塑料两种富集分离方法相结合而制备的充炭泡塑。其中，以二苯硫泡塑、三正辛胺泡塑、二正辛基亚砜泡塑、双硫腙泡塑富集金的性能较好。

吸附完后，需要对金进行解吸，通常解吸有以下一些方法：

1.灰化灼烧法

将吸附金的泡沫塑料用滤纸包好，置于30mL瓷坩埚中灰化、灼烧。取出冷却后，加2滴氯化钾溶液（200g/L）、3mL王水，在水浴上蒸干。然后再加入10滴浓盐酸，再次蒸干以除去。然后用光度法或原子吸收光谱法测定。

2.硫脲解吸法

当吸附金的泡沫塑料浸泡于硫脲热溶液中，此时硫脲将Au（Ⅲ）还原为Au（Ⅰ），并形成Au（Ⅰ）硫脲配合物，其反应式为：

R-AuCl4＋3SC（NH2）2＋H2O→Au2SC（NH2）2＋RCl＋2HCl＋OC（NH2）2

故金离子即能从泡沫塑料上被洗脱。硫脲解吸金的条件是：酸度以中性溶液或小于0.5mol/L盐酸溶液为好。当盐酸浓度大于0.5mol/L时，容易析出单体硫而使结果偏低，从反应式可以看出，盐酸的存在显然对解吸是不利的。在常温下，硫脲解吸金的能力较低，4 h不能使金解吸完全，而在沸水浴中保温20min 即可使金解吸完全，回收率可达95% 以上。保温时间在20～90min不影响结果。硫脲的浓度为10～50g/L，通常采用20～30g/L。该法操作简单快速，成本较低。适用于原子吸收光谱直接测定。

3.-氯酸钾（HNO3-KClO3）分解法

泡沫塑料能够被氧化性无机酸和氧化剂所分解。采用HNO3、H2SO4-KMnO4、HNO3-H2O2、HNO3-HClO4、HNO3-KClO3等分解泡沫塑料试验表明，其中以HNO3-KClO3分解效果最佳。在HNO3-KClO3的作用下，泡沫塑料很快变成棕黑色块状体，软化后而溶解，并析出油脂状物质浮在溶液表面。加热则发生剧烈的反应而放出大量的NO2气体。对于0.2～0.3 g泡沫塑料，用量在8mL以上，氯酸钾在0.05 g以上，足使泡沫塑料分解完全，最后得到清亮的溶液。

4.甲基异丁基酮（MIBK）解吸法

MIBK是金的有效萃取剂。利用MIBK的萃取性能可以将泡沫塑料吸附的金解吸。利用20mL MIBK，剧烈振荡2min，金的回收率可达95%～100%。

四、铅试金法富集矿石中的金

经典的火法试金-铅试金法应用于金和银富集已有悠久历史，方法也比较完善。20世纪初开始尝试用经典的铅试金法来富集样品中的铂族金属。由于铂族金属在自然界中比金、银更为稀少，故富集效果较差。为此50年代末期，相继出现了铜镍试金法、锡试金法、镍锍试金法和锑试金法。火法试金作为可靠的方法被长期广泛采用，这是因为火法试金取样量大，一般取20～40g，有时多至100g以上，这样既减少了称样误差，又使结果具有较好的代表性。同时火试金的富集倍数很大（105倍以上），能将几十克样品中的贵金属富集于几毫克的试金合粒中，而且合粒的成分简单，便于后续测定。但火试金法也有其缺点：需要庞大的设备；又要求在高温下进行操作，劳动强度大，在熔炼过程中产生大量的氧化铅等蒸汽，污染环境。所以分析工作者多年来一直想找到一种新的方法，取而代之。近年来在这方面已有所进展，有的方法可以与火法媲美，但对不同性质的样品适应性不如铅试金。所以铅试金仍被各实验室用于例行分析或用以检查其他方法的分析结果。

铅试金的整个过程，可以分为配料、熔炼、灰吹、分金等几个步骤。不同种类的样品，其配料方法和用量比不一样。根据配料的不同，铅试金又可分为面粉法、铁钉法、硝石法等。面粉法以小麦粉作还原剂。铁钉法以铁钉为还原剂，铁钉还可以作为脱硫剂，用于含硫高的试样。硝石法是以钾作为氧化剂，用于含大量砷、碲、锑及高硫的试样分解，此法不易掌握，一般不常用。常用的为面粉法，它用面粉把氧化铅还原为铅，使铅和贵金属形成合金，与熔渣分离。

1.配料

在熔炼前要在试样中加入一定量的捕集剂、还原剂和助熔剂等。

（1）捕集剂：铅试金以氧化铅为捕集剂。在熔炼过程中，氧化铅被还原剂还原为金属铅，它能与试样中的贵金属生成合金，一般称“铅扣”，与熔渣分离。

对氧化铅的纯度要求不严，只要是不含贵金属的氧化铅如密陀僧等，就可以采用。

（2）还原剂：加入还原剂是为了使氧化铅还原为铅。可用炭粉、小麦粉、糖类、酒石酸、铁钉（铁粉）、硫化物等，国内多采用小麦粉。

（3）助熔剂：常采用的助熔剂有玻璃粉、碳酸钠、氧化钙、硼酸、硼砂、二氧化硅等。根据样品的成分，加入不同量的这些助熔剂，可降低熔炼温度，使熔渣的流动性比较好，铅扣和熔渣容易分离。

配料是铅试金的一个关键步骤，配料不恰当会使铅试金失败。配料是根据试样的种类，按一定比例称取捕集剂、还原剂、助熔剂的细粉和试样混合均匀。各实验室的配料比例不完全相同，仅略有差异。

试样和各种试剂应当混合均匀，使熔炼过程还原出来的金属铅珠能均匀地分布在试样中，发挥溶解贵金属的最大效能。混匀的方法有下列四种：

（1）试样和各种试剂放在试金坩埚中，用金属匙或刮刀搅拌均匀；

（2）在玻璃纸上来回翻滚混合均匀，连纸一起放入试金坩埚中。把玻璃纸的还原力也计算进去，少加些小麦粉等；

（3）把试样和各种试剂称于一个广口瓶中，加盖摇匀，然后倒入试金坩埚中；

（4）将试样和各种试剂称于重1g，长、宽各30cm的聚乙烯塑料袋中，缚紧袋口，摇动5min，即可混匀。然后连塑料袋放入试金坩埚中。配料时应把塑料袋的还原力计算进去，减少还原剂的用量。

2.熔炼

将盛有混合料的坩埚放在试金炉中，加热。于是，氧化铅还原为金属铅；它捕集试样中的贵金属后，凝聚下降到坩埚底部，形成铅扣。这个过程称为熔炼。熔炼过程应控制形成的铅扣的大小和造渣情况，并防止贵金属挥发损失。

常用的试金炉有柴油炉、焦炭炉和电炉三种，以电炉较为方便。

试样和各种试剂的总体积不要超过坩埚容积的四分之三，根据配料多少可以采用不同型号的坩埚。在坩埚中的混合料上面覆盖一层食盐或硼玻璃粉，以防止爆溅和贵金属的挥发，并防止氧化铅侵蚀坩埚。坩埚放进试金炉后，应慢慢升高温度，以防水分和二氧化碳等气体迅速逸出，造成样品的损失。升温到600～700℃后，保持30～40min，使加入的还原剂及试样中的某些还原性组分与氧化铅作用生成金属铅，铅溶解贵金属形成合质金。然后升温至800～900℃，坩埚中的物料开始熔融，渐渐能流动。反应中产生的二氧化碳等气体逸出时，对熔融物产生搅拌作用，促使铅更好地起捕集和凝聚作用。铅合金的密度大于熔渣，逐渐下降到坩埚底部。最后升温到1100～1200℃，保持10～20min，使熔渣与铅合金分离完全。取出坩埚，倒入干燥的铁铸型中。当温度降到700～800℃时，用铁筷挑起熔渣，观察造渣情况，以便改进配料比。若造渣酸性过强，则流动性较差，影响铅的沉降；若碱性过强，则对坩埚侵蚀严重，可能引起坩埚穿孔，造成返工。

熔融体冷却后，从铁铸型中倒出，将铅扣上面的熔渣弃去，把铅扣锤打成正方体。所得铅扣量最好在25～30g之间，以免贵金属残存在熔渣中。如铅扣过大（大于40g）或过小（小于15g），应当返工。铅扣过大，说明配料时加的还原剂太多；铅扣太小，说明加入的还原剂太少。所以重做时应当适当地减少或增加还原剂的用量。根据还原剂的还原力，计算出应补加或减少多少还原剂。

还原剂还原力的计算方法：若所用还原剂为纯碳粉，它和氧化铅在熔炼过程发生下列反应：

2PbO＋C→2Pb＋CO2

由反应式可以计算出1 g碳能还原氧化铅生成34 g铅。

假设用蔗糖作还原剂，反应如下：

24PbO＋C12H22O11→24Pb＋12CO2＋11H2O

根据反应式可计算出1 g蔗糖能还原氧化铅生成14.0 g铅。试金工作者常称：蔗糖的还原力为14.0 g；碳的还原力为34 g；小麦粉的还原力为10～12 g；粗酒石酸的还原力为8～12 g等。

试样的组成是复杂的，有的具有氧化能力，有的具有还原能力。有还原能力的试样应当少加还原剂；有氧化能力的试样应当多加还原剂。例如含有硫化物的试样，应当少加还原剂，因为硫化物能作用如下：

3PbO＋ZnS→ZnO＋SO2＋3Pb

遇到陌生的样品，难以确定配料比时，可以通过化验测定各种元素的含量，或通过物相分析测定出主要矿物组分的含量，也可以进行试样的氧化力或还原力的试验，以决定配料的组成和比例。

锤击铅扣时，如果发现铅扣脆而硬，这就表示铅扣中含有铜、砷或锑等。遇到这种情况，需要少称样，改用钾配料，重新熔炼。

矿石和团岩矿物的主要造渣成分为：SiO2、FeO、CaO、MgO、K2O、Na2O、Al2O3、MnO、CuO、PbO等。这些氧化物中，除了很少的氧化物能单独在试金炉温度下熔融外，大多数不熔，因而需要加入助熔剂。若为酸性氧化矿石应当加入碱性助熔剂；碱性氧化矿石则应加入酸性助熔剂，硫化物样品可加铁钉或铁粉助熔。

3.灰吹

灰吹的作用是将铅扣中的铅与贵金属分离。铅在灰吹过程中，被氧化为氧化铅，然后被灰皿吸收；而贵金属不被氧化，呈圆球体留在灰皿上，与铅分离。

灰皿是由骨灰和水泥加水捣和在压皿机上压制而成的。含骨灰多的灰皿吸收氧化铅的性能较好，但灰皿成型较困难。应由具体试验确定水泥和骨灰的比例。灰皿为多孔性、耐高温、耐腐蚀的浅皿，重约40～50g，使用前，将清洁的灰皿放在1000℃以上的高温炉中，预热10～20min，以驱除灰皿中的水分和气体。加热后，如发现灰皿有裂缝，应当弃去不用。降温后，将铅扣放于灰皿，加热至675℃，铅扣熔融显出银一样的光泽。微微打开炉门（注意：不要大开炉门，以防冷空气直接吹到灰皿上，使铅的氧化作用太激烈，发生爆溅现象）。这时铅被氧化成氧化铅，氧化铅逐渐由铅扣表面脱落下来，被灰皿吸收。铜、镍等杂质被氧化为氧化铜和氧化镍等，对灰皿也有湿润作用，并渗透到灰皿中。

灰吹温度不宜太高，应控制在800～850℃，使铅恰好保持在熔融状态。若温度过低，氧化铅与铅扣不易分离。氧化铅将铅扣包住，可使铅立即凝固，这种现象叫作“冻结”。凝固后再进行加温灰吹，会使贵金属损失加大。合适的温度能使氧化铅挥发至灰皿边沿上，出现羽毛状的结晶；若羽毛状氧化铅结晶出现在灰皿表面上，则说明温度太低。

微量的杂质如铜、铁、锌、钴、镍等，部分转变为氧化物被灰皿吸收，还有部分挥发掉。铅也是如此，大部分成为氧化铅被灰皿吸收，小部分挥发掉。贵金属大都不被氧化。例如金、银、铂、钯等，它们的内聚力较强，凝集成球状，不被灰皿吸收，也不挥发。在铅扣中的铅几乎全部消失后，可以看到球面上覆盖着一个彩虹镜面（或称辉光点）。随后这个彩虹镜面消失，圆球变为银灰色。将炉门关闭2min，进一步除去微量残余的铅后，再取出灰皿冷却。若不经过2min的除铅过程，则在取出灰皿时，因微量的余铅激烈氧化发生闪光，会造成贵金属的损失。

炉温过高也会造成贵金属的损失。虽然金、银、铂、钯等挥发甚微，但在高温下，它们会部分地被氧化而随氧化铅渗入灰皿中。灰吹过程温度愈高，金、银、铂、钯的损失愈大，所以应当严格控制温度在800～850℃。

4.分金与称量

分金是指将火法试金得到的金属合粒中的金和银分离的过程，它适用于金和银的重量法测定。若所得金银合粒中只有金和银，利用银溶液溶于热稀而金不溶的特性，将金和银分开。

分金用的不能含有盐酸和氯气等氧化剂。

5.铅试金中铂族元素的行为

铂族元素在铅试金中表现的行为很复杂，如钌与锇在熔炼过程及灰吹过程容易被氧化成四氧化物而挥发，所以用铅试金法测定钌和锇是困难的。

铱在铅试金的熔炼过程中，不与铅生成合金，而是悬浮在熔融的铅中。所以当铅扣与熔渣分离时，铱的损失很严重。在灰吹过程中，铑不溶于银，氧化损失严重。因此，铱、铑采用铅试金分离富集，是不合适的。

铂、钯在铅试金中的行为与金相似，在熔炼过程溶于铅，在灰吹过程溶于银，在熔炼和灰吹过程都损失甚微。只有含镍的样品使铂、钯损失严重，可以改用锍试金及锑试金进行分离和富集。

6.金与银、铂、钯的分离

若试祥中有金、银、铂、钯，则进行铅试金时，灰吹后得到的合粒为灰色。含铂、钯量较大时，在灰吹过程中，铅未被完全氧化并被灰皿吸收之前，熔珠可能发生“凝固”，得到的金属合粒表面粗糙。

金属合粒中的银比铂、钯多10倍以上时，须用稀分金多次。铂、钯可以随银完全溶于酸而与金分离。将残留的金洗涤、烘干、称量，得到金的测定结果。

分离金以后的酸性溶液，加热蒸发除酸，通入硫化氢将银沉淀。硫化银可以将铂、钯等硫化物一起沉淀下来。将沉淀用薄铅片包裹起来，再进行灰吹。得到的金属合粒用浓硫酸加热处理，银溶而铂、钯不溶，因此得以分离。

也可以用王水溶解上述硫化物。加入氨水，若有不溶残渣，过滤除去。将滤液蒸干，加水溶解后，加入饱和氯化钾酒精溶液，静置，使铂形成K2［PtCl6］沉淀，用恒重的玻璃砂芯漏斗过滤。用80% 酒精洗涤后，放在恒温箱中干燥，然后称重。这个方法只适用于含铂高的样品。银、铂、钯也可以在同一溶液中用原子吸收分光光度法或发射光谱分析法进行测定。

7.铅试金中常见矿石配料

铅试金中常见矿石配料见表7-2。

表7-2 铅试金中常见矿石配料表

续表

8.提高试金结果准确度的几项要素

试金分析的全过程有繁杂的手工操作，看起来似乎是个粗糙的过程，但实际上操作中的每一步都必须认真仔细。为提高分析结果的准确度，除了按操作规程认真操作外，还必须从下述几个方面着手并尽力实现之，方可达到目的。

（1）灰皿材料及制作。灰皿材料宜使用动物骨灰、水泥或镁砂。使用500 号水泥加10%～15% 的水压制成水泥皿，自然干燥后使用，由于水泥皿的空隙较粗大，灰吹时的贵金属损失较大，合粒与水泥皿亦易黏结，故分析误差较大，一般只是在骨灰缺乏时用于厂内部周转料的分析。使用动物骨灰，最好是牛羊骨烧成骨灰，然后碾成0.175 mm以下，加10%～15% 的水压制成骨灰皿，自然干燥3 个月后使用。在灰吹前先将灰皿放入马弗炉内于900℃左右烧20min以除去可能存在的有机物。

由于在灰吹过程中氧化铅及贱金属氧化物除少量进入空气挥发外，绝大部分要被灰皿吸收。灰皿对金、银也有一些吸收，即所谓金、银损失。因此，不言而喻，灰皿制作时的压力差异必然造成灰皿空隙的差异，从而造成金的灰吹损失的差异，增大了分析误差。这就要求同一批材料来源的骨灰粉要用相同的压力加工；在人力加工的条件下，同一盒灰皿要由同一个人加工；在灰皿将要用完的情况下，不要在不同盒的灰皿中挑选，以免造成分析误差的扩大。更不能将不同来源的骨灰材料灰皿混批使用。

（2）火试金对马弗炉的通风要求及补偿措施。灰吹过程实际上是样品中的贱金属和铅在高温下的氧化过程，因此要求灰皿中熔融的物料与空气有均匀的接触机会，以保证氧化速度的一致，最理想的是铅扣同时熔化，以同样的速度灰吹，同时完成即同时达到辉光点。这就要求马弗炉有合适的进出气孔道。由于一般使用的马弗炉不可能是理想的，除在设计制作时应进行改进外，应考虑到炉内不同位置接触空气的差异和温度差异，对不同区域的样品应使用相应的标准进行补正，其原则是尽量使标准能代表样品。

实验指南与安全提示

三正辛胺在酸性溶液中能与某些金属配阴离子进行交换反应，泡沫塑料对一些有机和无机物质具有吸附性能，因此用负载三正辛胺的泡沫塑料更增强了对［AuCl4］-1的吸附性能，而且经水多次洗涤不被洗掉，对0.5～1000μg的金，吸附回收率为96%～100%。

本法吸附金的酸度范围较宽，即0.5～6mol/L盐酸或5%～30%（体积分数）王水介质都能定量吸附金；但浓度太大时，使金的吸附率下降。

在非纯标准的情况下，金的吸附速度随金品位的降低和试样数量的增加而降低，如30g含金0.0xg/t的样品，振荡吸附时间需延长至90min，一般样品振荡吸附30min即可。

在不加酒石酸和氟化钠时，可允许20mg锑，10mg钨，4000mg铁及小于200mg的可溶性二氧化硅存在。加入1 g酒石酸，可消除300mg锑，100mg钨的干扰。加入5 g氟化钠，可允许5000mg铁存在。可溶性二氧化硅需加入4.2 g氟化钠，使之生成氟硅酸钠晶体沉淀而消除干扰。

对含砷量高的试样，焙烧时应从低温开始，逐渐升高温度，至480℃时保持1～2h，使砷挥发，然后再升高温度继续焙烧除硫，否则由于形成低沸点的砷-金合金而挥发，造成金的损失，导致测定结果偏低。

除钨、锑、铁和酸溶性硅酸盐影响吸附和测定外，矿石中大量其他共存元素均无干扰。钨、锑的干扰用加入酒石酸消除，大量铁和一定量酸溶性硅酸盐的干扰可加入氟化钠使之生成氟硅酸钠（Na2SiF6）晶体沉淀而消除。

金标准溶液的保存：Au3＋浓度为2.5～25μg/mL 的溶液，盛于玻璃容器中可稳定300 d。金的浓度更低时，可被玻璃器皿吸附。当pH＝2 时，吸附金的量最多，玻璃器皿吸附约30%，石英器皿吸附约60%；当pH＝2～7 时，滤纸吸附金高达40%，因此，制备金的标准溶液时，不能用滤纸过滤。为了提高［AuCl4］-的稳定性，有人建议在金的标准溶液中加入NaCl、KCl和碱土金属的氯化物。

拓展提高

ICP-MS法测定矿样中的金

1.方法原理

试样经800℃灼烧后，王水溶解，以氩等离子体激发，ICP-MS法测定。

2.试剂与设备

（ρ＝1.42g/mL）、盐酸（ρ＝1.19g/mL）、铊标准溶液（1mg/mL）：国家标准溶液GSB G62070-90。

铊内标工作液：移取铊标准溶液2.5mL于2000mL容量瓶中，加入250mL王水，以水稀释至刻度，混匀，此标准溶液含铊0.25μg/mL。

金标准贮备液：称取1.000 g纯金（纯度大于99.99%，使用前擦去表面氧化层）于250mL烧杯中，加入100mL水，60mL王水，加热分解清亮，冷却，移入1000mL容量瓶中，以水稀释至刻度，混匀。此标准溶液含金1mg/mL。

金标准工作液：移取金标准贮备液2.50mL于100mL容量瓶中，加入1mL王水，以水稀释至刻度，混匀。此标准溶液含金25μg/mL。

标准溶液的配制：移取金标准工作液0.00、1.00、2.00、4.00mL于一系列100mL容量瓶中，加入铊内标工作液 10mL，用水定容，溶液中含金分别为 0.00，2.50，5.00，10.00μg/L。

氩气（＞99.99%）。

分析天平：感量0.0001 g。

等离子体质谱仪：ELAN9000。

3.分析步骤

按表称取两份试样，置于75mL蒸发皿中，在800℃灼烧2 h。移入500mL烧杯中，加入20mL盐酸，加热5min，加入50mL王水，加热浓缩体积至10～20mL，取下，冷却，加热分解清亮，冷却，移入200mL容量瓶中，以水稀释至刻度，混匀，按下表分取试液。

表7-3 分取量

移取样品1.00mL加入已预先加5mL铊内标的50mL容量瓶中，用水定容，混匀，将标准溶液和试液依次进行ICP-MS测定。测量元素同位素质量数：Au 197，Tl 205。

火法分离富集法

火法试金是铂族元素分解和富集的最有效方法，它在铂族元素测定中占有重要地位。

64.2.1.1 铅试金法

用于富集铂、钯、铑、铱4个非挥发性铂族元素，一次试金能捕集90%以上。铅试金熔剂对铬铁矿很难分解，夹在铬铁矿颗粒中的铂族元素很难捕集。硫化铜镍矿中的硫和镍对铅试金的干扰也不容忽视。因大量硫在熔炼过程中形成的冰铜相会捕集部分铂族元素，故铜镍矿试样必须减少还原剂的加入量，利用氧化铅使硫氧化。如硫含量很高，则可不加还原剂，甚至还要加入钾以氧化部分硫。镍可能进入铅扣，影响灰吹。当铅扣中镍在0.03g以上时，生成的氧化镍会粘在灰皿壁上造成灰吹无法进行。对于镍含量高的试样，需在熔剂中加入氧化铅的用量，过量的氧化铅使镍排入熔渣中。过量的氧化铅质量不应少于镍质量的100倍。铜量在2g以内对铅试金的影响可以忽略。

为了获得流动性很好的熔渣，加入活性助熔剂(碳酸钠、硼砂和过量氧化铅)的总量应达到称取试样质量的2.5倍，并加入玻璃粉使熔渣的硅酸度(熔渣中酸性氧化物所含氧原子物质的量与碱性氧化物所含氧原子物质的量的比值)在1～1.5之间。

铅试金法可分为熔炼和灰吹两个步骤。熔炼是将氧化铅、还原剂和助熔剂与试样混匀，置于试金坩埚中，在1000～1200℃高温炉中熔融，试样分解并逐步形成硅酸盐相(熔渣)，贵金属化合物和氧化铅被还原为金属而形成金属相。捕集了铂族元素的金属铅沉到底部。当熔体倒入铁模中冷却后可取出已捕集贵金属的金属铅，称之为铅扣。灰吹是将铅扣放入预热的骨灰皿中或镁砂灰皿中，在900℃左右进行氧化熔炼，使熔融的金属铅氧化为氧化铅而渗入多孔的灰皿中，最后仅有金属珠(合粒)留在灰皿内。铅试金富集即告完成。

当铅扣中含有毫克量银时，灰吹得到的是银(含金)粒，银对铂、钯的灰吹有良好的保护作用，有利于后续的测定。但是铑和铱因不能像钯和铂能与银形成合金，故此时铑、铱在灰吹时损失可达50%。为了避免铑、铱的损失，可在熔炼时加入毫克量的铂，灰吹时形成铂粒，铂在灰吹的后期以铂铅互化物形成析出，带下一部分铂和铱。灰吹结束时，铂粒中还阻留相当量的铅，对铑、铱也有保护作用，故加铂灰吹，铱的损失仅在5%左右，而铑的损失更小。若加入6mg铂和4mg钯灰吹，效果更好。

铅试金法称取试样的量可高达100g，故取样的代表性好，取样误差可以不予考虑，富集的效果好，配料比较复杂。

试剂

银溶液(10g/L)，稀介质。

铂溶液(5mg/mL)称取2.5g铂，置于500mL烧杯中，用王水溶解。加1gNaCl，蒸发至近干，取下，置于水浴上蒸干，用(1+1)HCl赶3次，取下。加入10mgFeCl3、10mgNiCl2、几滴HCl和300mL水，煮沸使盐类溶解。加10mL100g/LNaBr溶液，再煮沸使沉淀凝聚。用Na2CO3溶液调节pH至7，煮沸10min，再用Na2CO3溶液调节pH至8～9，保温30min。过滤以除去含铑、铱的沉淀，用100g/LNaCl溶液洗涤沉淀2次，用HCl中和滤液，移入500mL容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀。

分析步骤

(1)配料

以40g试样计，熔剂的大致组成为:Na2CO360g;Na2B4O720g;PbO50g，其中35g被还原为金属，15g造渣;若含铜、镍的试样，则氧化铅要适当过量，过量氧化铅应大于铜、镍质量的200倍;玻璃粉，加入量以调节硅酸度在1～1.5之间;面粉或硝石，调节还原能力，以产生30gPb为宜。

(2)熔炼

将混合均匀的试样与熔剂置于试金坩埚中。测定铂、钯时加入3滴10g/LAgNO3溶液;测定铑、铱则加入1mL5mg/mL铂溶液。将坩埚置于800℃试金炉中熔融30min，然后升温至1100℃，保持20min。将熔融体倒入铁模中，冷却，取出铅扣，砸去熔渣。

(3)灰吹

将骨灰皿放入高温炉中于900℃灼烧30min，取出，放入铅扣，再置于高温炉中，关闭炉门，升温至熔铅发亮，微启炉门，在900℃灰吹至尽。取出灰皿，冷却，将合粒取出。

64.2.1.2 锍试金法

用镍的硫化物作为捕集剂的主要成分，得到的锍扣能捕集6个铂族元素，是目前应用较多的一种火法试金。铂族元素以硫化物的状态进入锍扣而与脉石分离。扣中的贱金属硫化物可被盐酸分解，而铂族元素保留在残渣中。扣中硫化铁的含量很低的称硫化镍扣，呈，坚硬光亮，很容易与熔渣分离，但是必须经过机械破碎才能被盐酸分解。扣中硫化铁含量高的称镍铁锍扣，若扣中硫化铁的含量小于40%，也易于同熔渣分离;这种扣在空气中易风化，只要硫化铁含量大于20%，浸入水中几小时即可松散，无需机械破碎。对于超基性岩和硫化铜镍矿原矿，含硫化物不多而称样量较大，熔炼成镍铁锍扣是合适的;对于硫化矿精矿，因其含量很高，最好熔炼为硫化镍扣;利用试样中的硫同氧化镍反应，而在配方中不另加硫化铁，若过多的硫化铁留在熔渣中会引起铂族元素的损失。

锍扣破碎后其中的硫化亚铁、硫化亚镍可被6mol/LHCl溶解，在溶解过程中会生成絮状的硫化镍(β，γ-NiS)，它不溶于HCl而溶于热的FeCl3溶液;但在FeCl3溶液中，铂族元素硫化物的溶解度增大，尤其是锇，其损失可达10%，这点尤需引起重视。若在试金熔剂中加入0.2g左右的锑，则铂族元素的损失小于5%。

铬铁矿试样需先用过氧化钠和氧化钙混匀后在850～950℃高温炉中焙烧2～3h后再进行锍试金。锍试金需加入熔剂、还原剂、氧化剂、硫化剂、捕集剂和覆盖剂等多种试剂。

石英粉和硼砂属酸性熔剂，前者能与许多金属氧化物化合生成硅酸盐，同时能得到流动性好的熔渣。当加入量过多时，会使渣的黏度增加，影响熔渣与试金扣的分离。也可以用玻璃粉代替，但其酸性较弱，1g玻璃粉的作用相当于0.3～0.5g石英粉。硼砂中的B2O3可与金属氧化物生成硼酸盐渣，其造渣能力比石英粉强，对试样的分解能力也比较强，形成的硼酸盐的熔点也比相应的硅酸盐低。碳酸钠既是碱性熔剂，又是脱硫剂。在试金配料中加入面粉是作为还原剂，将金属氧化物还原为金属或合金，借以捕集贵金属，同时将高价氧化物还原为低价，有利于与二氧化硅造渣。硫磺作为硫化剂在高温时能与镍等金属或金属氧化物形成硫化物。硫化镍或镍锍(Ni3S2)是贵金属捕集剂，理论上有96%以上的贵金属被其捕获。镍锍是硫化剂与镍的化合物在熔炼时形成的。必须特别注意，一般的镍试剂中往往含有较高的铂族元素，造成相当高的试剂空白，无法用于痕量铂族元素分析，需要经过较繁琐的提纯才能使用。羰基镍粉(用羰基法生产的镍粉)空白很低，可以直接用于锍试金法分析痕量铂族元素。

硼砂〔(Na2B4O7·10H2O)100℃烘烤脱水，研碎后备用〕、硼砂-碳酸钠(1+1)或食盐，作为覆盖剂可起到隔绝金属的作用，同时防止熔炼时熔融物的溅失。

熔渣的性质(还原性、硅酸度)对贵金属捕集的影响不容忽视。良好的熔渣应在炉内能迅速低温造渣，以有利于贵金属捕集;熔渣的流动性好;对坩埚内壁腐蚀较轻;熔渣的密度相对较小。熔渣的硅酸度(熔渣中所有酸性氧化物中氧原子物质的量)/(熔渣中所有碱性氧化物中氧的原子物质的量)，以1.5～2为宜。

配料是试金中的关键步骤。不同的试样，配料有所不同。对于硅酸盐试样，需加入较多的碳酸钠和适量的硼砂;碳酸盐试样需加入较多的石英粉和硼砂;含有较多赤铁矿和磁铁矿的氧化矿试样，应适当增加还原剂用量;硫化物试样有较强的还原性，需要加大碳酸钠和二氧化硅的量，同时减少或不加硫化剂。如试样硫含量高时，则少加硫化剂。

常规试样的锍试金熔剂配方见表64.1。

表64.1 锍试金熔剂配比 (mB:g)

分析步骤

称取10～40g(精确至0.1g)试样，与试金配料混匀后倒入试金坩埚中，于900℃试剂炉内熔炼。再升温至1000℃并保持20～30min，待熔体平静后出炉，将熔体倒入铁模中，冷却后取出锍扣，剔除熔渣。

将锍扣置于烧杯中用水浸泡至完全松散成粉末，用盐酸溶解。

64.2.1.3 锑试金法

用锑捕集铂族元素的火法试金称之为锑试金。它能捕集全部贵金属元素，灰吹时包括锇在内的铂族元素均无明显的损失，这是锑试金的优点;其缺点是捕集贵金属同时，铜、镍、钴、铋和铅也同时被捕集，又不能灰吹除去。故应用受到了，仅适用于组成简单的铂族元素单矿物或催化剂中铂族元素的测定。

锑试金的熔炼条件和铅试金类似，是用三氧化二锑代替氧化铅。熔炼温度为900～1000℃，锑试金要求高温进炉，快速熔炼。在熔剂中加入一定量的钾碱代替部分碳酸钠，可提高熔渣的流动性。只要熔渣流动性好，其硅酸度在0.8～1.7之间，对锑捕集能力无显著影响。

锑扣的灰吹在仰放的瓷坩埚盖上进行。三氧化二锑用挥发除去。铂族元素以及铜、镍、钴等元素以锑化物形式留在合粒中。灰吹温度在700～950℃对结果没有影响。铅、铋在锑之后被氧化，如果铅、铋量多，则它们最终会完全取代锑，锇则会全部损失;保留锇的关键是有锑。锑扣中有毫克量的铜或金对铂族元素有保护作用。

合粒中的铂族元素便于用光谱法测定。

分析步骤

称取5g以下(精确至0.1g)试样，与12gNa2CO3、4gK2CO3、4gNa2B4O7、2g玻璃粉、7gSb2O3和2g面粉成分混匀后倒入50mL坩埚中，加1滴氯化铜溶液(相当于1mgCu)，将坩埚置于950℃高温炉中熔融至熔体平静，取出，将熔融体倒入铁模中，冷却后取出锑扣。

将锑扣放在仰放的瓷坩埚盖上，于850～900℃高温炉中灰吹。剩下约1.5mm的亮点取出坩埚盖，冷却，剔出合粒。供测定用。