贵金属的相互分离（二）

    粗金属铑很难直接用王水溶解，90℃王水溶解近半个月，溶解率仅小于60%。若按Rh: Al: Fe₂0₃=1:2:0.2比例混合，在1000℃下熔炼15min,产出的含铑合金用6mol/LHCl浸出铝、铁，再在90℃下用王水溶解20min，铑溶解率达99％。
    显然，铝热还原熔炼可使所有难溶状态的贵金属都转化为活性易溶状态。但工艺中用铁氧化物捕集有熔炼温度高，有时还需惰性气氛保护等缺点。
    3．锍熔铝热还原浸出法
    该法首先用镍或铁的硫化物与待处理物料进行还原熔炼产出含贵金属的锍，锍再用铝活化熔炼为铝合金，铝合金用酸溶解其中的镍、铁、铝等贱金属，产出高品位活性贵金属精矿，最后用HCl/Cl₂溶解精矿产出高浓度贵金属溶液。
    如处理下述成分（％）的低品位贵金属物料：
        Au    Pt     Pd    Rh＋Ir＋Os＋Ru   Au＋Pt   Cu    Ni    Fe    SiO₂   CaO   S
      0.113  0.094  0.076      0.033        0.316   4.7   4.1  10.2   11.1   12.5  14.1
    工艺方法为：物料加入硼砂、碳酸钠、石英砂于1250℃熔炼，物料中的贱金属硫化物熔炼后捕集了贵金属的锍，分离炉渣后锍与熔融铝反应形成与铝的合金，用酸溶解合金中的贱金属，残渣即为活性贵金属精矿，再用HCl/Cl₂溶解，所有贵金属溶解率皆大于99.8%。
    针对含金十铂族金属7.748%、贱金属19.1%的贵金属富集物，加硫化镍熔炼为锍后用同样程序处理，所有贵金属溶解率皆大于99.9%。溶液中贵金属浓度达100 g/L。[next]
    针对Pt-Ir25合金废料用上述工艺处理，一次溶解率>99%，产出高浓度铂铱溶液。用此方法处理贵金属二次资源精炼厂几十年积累的含贵金属废渣，也取得了非常满意的效果。
    针对砂铂矿提铂后残余的饿铱矿精矿（含Os、Ir各约30%），锍熔一铝熔或直接铝熔，皆可使惰性矿物分解并活化，用硫酸或盐酸溶解贱金属后，贵金属精矿可在硫酸介质中加氧化剂直接蒸馏、碱液吸收饿，然后转化为酸性介质可使铱、铂等有效的氧化溶解，获得高浓度铱溶液。
    溶解铝合金中的贱金属可使用贵金属精炼过程中产生的酸性贵金属废液，溶解贱金属时废液中的微量贵金属可同时置换回收在贵金属精矿中。如用含HCl₂ mol/L，含贵金属Ru 0.6%、Rh 0.5%、Ir 0.125 %、Pd 0.0735的废液60℃浸出合金6h，过滤后的贱金属溶液中贵金属总浓度降至小于0.001％。
    与前述两个方法相比，该法有如下的特点。
    ①对物料成分的适应范围宽，不仅能处理高品位物料，也可处理含贵金属品位低至小于1％的物料，包括冶炼厂各种品位的贵金属富集物，粗精矿、精炼厂各种难处理废渣，各种贵金属二次资源及难溶的含铑铱合金。
    ②处理废渣，处理难溶粗金属铑、铱、锇铱矿或贵金属合金（如铂一铱合金）废料时，首先配入低熔点镍锍（熔点575℃）熔炼，镍锍对贵金属的浸润、捕集、碎化能力强，熔炼温度低，无须保护气氛。
    ③锍与铝的铝热还原反应速度快，在800-1000℃熔铝中加入贵金属锍，瞬时自热达白炽高温完成活化反应。
    ④多元合金用酸或精炼过程中任何含贵金属酸性废液溶解贱金属，过滤后即获得高品位活性贵金属精矿。
    ⑤精矿中若含锇、钌，可首先在稀酸介质中加氧化剂（如双氧水、氯酸钠）氧化蒸馏，分别用碱液和盐酸液吸收，然后补加浓盐酸并通入氯气加温溶解，获得介质性质简单的高浓度贵金属溶液。全过程只需1天。
    （二）选择性沉淀分离法
    该法主要利用贵金属不同价态和不同状态的化合物和配合物盐类的稳定性和溶解性能的差别进行分离。
    贵金属精矿用王水、Cl₂+HCI、HCI＋H₂O₂直接溶解，或用碱熔融后再用盐酸溶解，贵金属皆生成相应的氯配阴离子或其钠盐。氯配阴离子溶液中加入钾、铵阳离子则形成相应的氯配合物钾盐或铵盐。铂族金属氯配阴离子与K⁺、Na⁺、NH₄⁺阳离子形成的配合盐，在水和稀盐酸溶液中的溶解度取决于M⁺的碱性，碱性越强溶解度越大。可溶性顺序是：钠盐＞钾盐＞铵盐。铂族金属中心离子的价态也决定其氯配酸盐的溶解度，一般表现为低价态氯配酸盐易溶，而高价态氯配酸盐难溶。[next]
    除铱外，其他铂族金属的氯配合钠盐（无论中心离子呈何种氧化态）多为红色，易溶于水。氯铱酸钠为黑色晶体状，难溶于水。而相应的钾盐除Rh（Ⅲ）的K₃[RhCl₆]·H₂O或K₃[RhCl₅·H₂O〕易溶于水外，其他铂族金属的四价氯配合钾盐在水中溶解度均小。它们呈正八面体结晶结构。如K₂PtCl₆（黄色）水中溶解度1.12％，K₂IrCl₆（红色）水中溶解度1.25％，K₂OsCl₆（黄色）冷水中微溶，加热时溶解度增大。K₂PdCl₆（暗红色）难溶于水。K₂RuCl₆易水解为含经基的配合物K₂（RuH₂OCl₅），在水中微溶。其中四价的K₂PdCl₆和K₂RuCl₆只有在氧化剂存在下才稳定，一旦与水或盐酸共沸，即能还原为易溶于水的低价氯配合钾盐K₂PdCI₄和氯水合配合钾盐，如K₂RuH₂OCl₅。
    铵盐的情况与钾盐相似，低价态氯配合铵盐易溶，高价态氯配合铵盐难溶，如铑的低价态馁盐（NH4）₃RhCl₆（红色）、（NH₄）₃[RhCl₅·H₂O]（红色）易溶于水。而其他四价铂族金属的氯配合铵盐皆难溶于水，如（NH₄）₂PtCl₆（黄色）水中溶解度仅0.77％，在饱和氯化铵溶液中更降至0.003％。（NH₄）₂PdCl₆（红色八面体）水中微溶，（NH₄）₂lrCl₆（黑色晶体）水中溶解度0.77％。相应的高价锇、钌氯配合铵盐也难溶。（NH₄）₂PdCl₆很不稳定，在水或稀盐酸中煮沸即还原为易溶的低价铵盐。
    分组溶解及选择性沉淀分离的工艺流程见图1。这是20世纪70年代前世界各大型铂族金属精炼厂长期使用的经典方法。首先将矿产或二次资源提取出的贵金属粗精矿拌入适量硫酸，进行硫酸化焙烧，再用稀硫酸浸出分离贱金属，使贵金属精矿中的贱金属含量降至1％以下，焙烧过程还使副铂族金属转化为王水难溶的状态。

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    分离和精炼工艺至少包括8种分离程序和上百种化学反应，熔炼和溶解反复交替进行，过滤、沉淀间断操作，周期长达数月。主要程序如下。
    1．王水溶解铂把金
    先用盐酸煮沸精矿，后按HCI: HNO₃≈3：1比例加入硝酸并用蒸馏水稀释一倍，继续煮沸并补加盐酸和硝酸溶解金铂钯。铂的溶解反应如下：
                          HNO₃＋3HCl====Cl₂＋NOCI＋2H₂O
                              Pt＋2Cl₂====PtCl₄
                            Pt＋4NOCl====PtCl₄＋4NO
                          PtCl₄＋2HCI====H₂PtCl₆
    总反应Pt＋8HCl＋2HNO₃====H₂PtCl₆＋2NOCl＋4H₂O
    把的溶解反应与铂类似，生成H₂PdCl₆。精矿中的金和少量贱金属也同时溶解生成HAuCl₄、FeCl₃、CuCl₂、NiCl₂等氯配酸及氯化物。王水溶解时铂会生成难溶的亚硝基配合物（NO）₂PtCl₆黄色沉淀，需在溶解结束后加入盐酸煮沸并蒸发至糊状，反复数次使铂完全转化为可溶性氯配合物。过滤后滤液以铂、把、金为主，含少量贱金属及铑、铱、钌，不溶渣含银及副铂族金属。这个溶解过程现在可用盐酸介质中通入氯气，或加入氯酸钠溶液或加入双氧水完成，可避免亚硝基污染环境。
    2．分离金铂钯
    (1)分离提取金  因为金比铂、把易还原沉淀，先分离可避免后续把、铂分离时出现金的分散及沉淀干扰，同时先还原金可使溶液中把、铱还原为低价态，以减少分离铂时把、铱的共沉淀。此外，传统工艺中用氨络合法分离把，溶液若含大量金会生成易爆的“雷金”(Au₂O₃·4NH₄）带来操作危险。
    还原金时溶液中金浓度应大于20g/L,溶液酸度小于0.5mol/L,以避免产出细粒黑金或胶体金，一般用亚铁盐（FeSO₄, FeCl₂）、SO₂、草酸（H₂C₂O₄）等中等还原能力的还原剂，以不同时还原铂钯为前提，还原产出的粗金再精炼产出纯金。用硫酸亚铁和草酸作还原剂的反应为：[next]
                    AuCl₃＋3FeSO₄====Au↓＋Fe₂（SO₄）₃＋FeCl₃
                  2AuCl₃＋3H₂C₂O₄====Au↓＋6HCl＋6CO₂
    (2)分离提取铂  沉淀金后的滤液加入氯化铵，沉淀出蛋黄色氯铂酸铵。反应为：
                    H₂PtCl₆＋2NH₄Cl====（NH₄）₂PtCl₆↓＋2HCl
    氯铂酸铵在水中溶解度为0.77%，但在17.7%浓度的氯化铵溶液中的溶解度降至0.003%，因此沉铂时氯化铵应过量。贱金属不与氯化铵形成类似的难溶盐，多数残留在溶液中分离，但氯铂酸铵沉淀会吸附少量贱金属，精炼铂时再深度分离。当溶液中把、铱呈低价态Pd（Ⅱ）、Ir(Ⅲ)时，生成的铵盐(NH₄)₂PdCl₄和(NH₄)₃IrCl₆可溶。但当呈高价态Pd（Ⅳ）、Ir（Ⅳ）时，也生成与氯铂酸铵异质同晶的铵盐（NH₄）₂PdCl₆和（NH₄）₂IrCl₆共沉淀，并很难用洗涤沉淀的方法分离，必须在铂精炼时深度分离。因此沉铂前应将溶液煮沸使把、铱还原为低价态。
    (3)分离提取钯  过滤氯铂酸铵后的滤液以把为主，可用下述三种方法从溶液中提取。
    ①沉淀氯把酸铵法  沉铂后的滤液补加部分氯化铵，通入氯气或加入硝酸氧化沉淀出红色的氯把酸铵，反应为：
                        （NH₄）₂PdCl₄＋Cl₂====（NH₄）₂PdCl₆↓
    氯钯酸铵很不稳定，在水中煮沸即被还原为可溶的氯亚钯酸铵。贱金属不形成铵盐沉淀，但贱金属浓度高时，其氯化物与氯化铵生成复盐结晶会污染钯铵盐，使之变为紫红色。经反复沉淀一溶解（至少三次）可分离贱金属，但产生大量含钯母液需另行处理，钯的直接收率不高。Pt（Ⅳ）、Ir（Ⅳ）、Rh（Ⅲ）等高价态离子也生成类似的氯络铵盐，因此该沉淀法不能使钯与铂、铱、铑彻底分离。
    ②沉淀二氯二氨络亚钯法  沉铂后的滤液加热并加入氨水，贱金属水解为氢氧化物沉淀，同时沉淀出桃红色的二氯二氨络亚钯盐，反应为：
              2H₂PdCl₄＋8NH₄OH====Pd（NH₃）₄·PdCl₄↓＋4NH₄Cl＋4H₂O
    继续加入氨水，二氯二氨钯盐沉淀转为可溶且无色的二氯四氨络亚钯盐，反应为：
                Pd（NH₃）₄·PdCl₄＋4NH₄OH====2Pd（NH₃）4Cl₂＋4H₂O[next]
    过滤分离贱金属的水解沉淀后，含钯滤液用盐酸缓慢中和到pH=0.5，重新沉淀出黄色粉末状的二氯二氨络亚钯盐。这个性质是钯特有的，过滤即可分离其他可溶性贵金属杂质。
    ③联合法  当钯溶液中贵、贱金属杂质含量都较高时，上述两个方法可联用。即先沉淀氯钯酸铵分离贱金属杂质，再用氨络合法分离贵金属杂质，各反复沉淀数次可获得纯金属。
    3.王水不溶残渣中回收铑铱钌
    王水不溶残渣主要含氯化银、铑、铱、钌，还含少量铂、钯，其余为二氧化硅，以分离和提取副铂族金属为主要目的。
    (1)分离银及铂把金  首先熔炼贵铅，即按贵金属量的二倍配入氧化铅或碳酸铅作捕集剂，按残渣量的75％配入硼砂、175％配入苏打作助熔剂，在1000℃以上进行还原熔炼。将富集贵金属的贵铅水碎成粒，用硝酸煮沸溶解铅、银，滤液中加入硫酸煮沸,沉淀出难溶的硫酸铅，过滤后硫酸铅热分解为氧化铅或用碳酸钠转化为碳酸铅返回熔炼贵铅。过滤硫酸铅后的含银溶液加入盐酸或氯化钠沉淀出AgCl，再和木炭、苏打熔炼为粗银送电解精炼。
    硝酸不溶渣先经600℃煅烧后再次用王水溶解，含铂把金的溶液并入主体溶液分离及提取这三种金属。
    (2)分离提取铑  王水不溶渣用硫酸氢钠熔融，冷却后用稀硫酸浸出获得可溶性的Rh₂（SO₄）₃溶液，可生成硫酸盐是铑的特殊性质，反应为：

    此溶液即作为精炼铑的原料。
    (3)分离提取锇钌  锇、钌的性质非常特殊，金属的熔点及密度很高，但却极易氧化为低沸点的高价氧化物挥发（沸点：OsO₄ 131.2℃，RuO₄ 65℃），因此它们在冶金富集过程中易损失，回收率较低。它们的化合物种类很多，既可以中心阳离子生成氯配阴离子及相关的盐，也可以氧化物为酸根生成锇酸盐和钌酸盐，因此锇、钌的分离提取方法主要是氧化挥发和选择性吸收。[next]
    上述含锇、钌的物料用3份Na₂O₂和1份NaOH混合，在铁坩埚中升温至700℃熔融，冷却后用水浸出获得含锇酸钠（Na₂OsO₄）和钌酸钠（Na₂RuO₄）碱性溶液。反应为：
                    2Os＋6Na₂O₂＋2NaOH====2Na₂OsO₄＋5Na₂O＋H₂O
                  2Ru＋6Na₂O₂＋2NaOH====2Na₂RuO₄＋5Na₂O＋H₂O
    过滤液在约80℃通入氯气挥发出OsO4和RuO4，以锇为例反应为：
                          Na₂OsO₄＋Cl₂====OsO₄↑＋2NaCl
    两种高价氧化物对酸性硫脉溶液反应分别显示红色和蓝色，因此可用沾湿硫脉的棉球在出气管道中定期监测挥发进程及终点。RuO₄用5mol/L浓度HCl加适量酒精吸收，并还原转化为稳定的H₂RuCI₅，反应为：
                      2RuO₄＋20HCl====2H₂RuCl₅＋8H₂O＋5Cl₂
    OsO₄用20％NaOH加适量酒精溶液吸收，并还原生成锇酸钠溶液，反应为：
                      2OsO₄＋4NaOH====2Na₂OsO₄＋2H₂O＋O₂
    各3~4级串联，吸收系统连接100~200Pa负压，钌吸收液中吸收的锇也转化为不稳定的H₂OsCl₆状态，可直接或经浓缩后加少量硝酸或双氧水氧化煮沸，将锇重新氧化为OsO₄挥发进碱吸收系统。一般分别放出浓度较高的第一级吸收液送去精制，其他级依次前移。
    中国采用优先氧化蒸馏回收锇钌方案，有利于提高锇钌的回收率。针对下述成分的贵金属粗精矿（％）：
     Cu   Ni   Pt    Pd    Rh     Ir    Os    Ru    Au
    1.1  4.0  2.84  0.83  0.185  0.28  0.18  0.41  0.55
    粗精矿用硫酸浆化入蒸馏釜，加温至80℃以上，缓慢加入氯酸钠溶液，使锇钌氧化挥发，分别用酸、碱液吸收。锇钌回收率分别大于85%和95%，且同时使95%的铂、把和大于85%的铑、铱溶解在蒸残液中，进一步从溶液中分离回收。
    (4)提取铱提取铑钌后的残渣富集了最化学惰性的铱，渣中铱一般呈IrO₂状态。用王水溶解，反应为：
                31rO₂＋18HCl＋4HNO₃====3H₂lrCl₆＋8H₂O＋O₂＋4NO₂
    在保持溶液的氧化性（有少量硝酸或通入氯气）确保铱呈Ir（Ⅳ）高价态的同时，加入氯化铵沉淀出带丝光的氯铱酸铵（NH₄）₂IrCl₆黑色沉淀。再以氯铱酸铵为原料进一步精炼为金属铱。[next]
    4．低浓度贵金属溶液、废液的处理
    精炼过程中产生的大量低浓度溶液和废液中的贵金属，采用以下方法回收。
    (1)浓缩法成分简单，贵金属品种单一的溶液直接煮沸浓缩后返回主工艺。
    (2)置换法用镁、锌、镍、铁、铝、铜等金属粉、丝、片从溶液中置换出贵金属。溶液中只含铂、钯、金时，用锌粉即能定量的置换出贵金属，置换后液中贵金属浓度可达分析灵敏度下限（<0.2mg/L）。但对铑的置换速度慢，对铱的置换率不高。溶液中含副铂族金属时则需锌置换后再用镁粉置换。由于锌镁大量耗酸且同时定量的置换铜，故该方法只适用于含铜低及酸度低的溶液。
    用铜或活性海绵铜作置换剂置换贵金属，置换速度虽不及锌镁粉快，但较少受酸度和溶液成分的限制，置换产物的贵金属品位较高。如针对含（g/L）Cu 2.1、Ni 2.6、Fe 2.0、Pt 0.34、Pd 0.2、HCl 5mol/L的氯化物溶液，80℃下铜置换1h，母液中铂、钯浓度可降至0.0002g/L及0.0009g/L水平，置换率分别达99.9%和99.5%。
    铜置换贵金属的速度和效率与温度、介质性质（硫酸还是盐酸体系）、酸度等密切相关，一般需在60℃以上，最好在90℃以上及较高酸度的溶液中进行置换。置换速度的顺序是Au>Pd>Pt>Rh》Ir，即对金钯铂的置换效果好，铑较慢，铱最慢，因此铜置换可用作粗分离金铂钯铑铱的方法。第一次置换99.5％金、钯和铂，约15％Rh和5％Ir；第二次置换约94%铑，绝大部分铱残留在置换母液中。由于铜粉用量很难准确控制，置换产物含铜高，虽可用硝酸重溶分铜，但又易造成钯的重溶分散。用铜丝、片置换可减少铜在置换产物中的夹杂，但丝、片活性差，置换效率差、速度较慢。
    (3)沉淀法含贵金属钠盐溶液通入硫化氢或加入硫化钠，使溶液中除铱外的所有贵金属转化为硫化物沉淀，沉淀母液中残留的贵金属浓度可降至1mg/L以下。硫化钠过量时则生成相应金属的硫代盐，以硫化钠沉淀氯亚钯酸钠为例反应为：
                      Na₂PdCl₄＋2Na₂S====Na₂PdS₂↓＋4NaCl
    溶液中的NaAuCl₄、Na₂PtCl₆、Na₃RhCl₆等也按上述反应生成Na₃AuS₃、Na₂PtS₃、Na₃RhS₃等硫代盐沉淀。
    黄药可从铂钯银硝酸溶液中沉淀出铂钯的黄原酸盐。以钯为例，反应为：
                    Pd²⁺+2C₂H₅OCSS-====Pd（C₂H₅OCSS）₂↓
    黄药与巯基苯并噻唑或对苯基硫醇合用，加温下可分步沉淀钯、铂和铑铱钌。[next]
    硫脲能与所有贵金属氯络合物生成可溶性复合络合物，但加入浓硫酸并加热至170℃以上则转化为硫化物沉淀。
    NaBH₄的碱性溶液可从废液中高效彻底地还原沉淀贵金属，因试剂较贵应用受到限制。
    (4)吸附法活性炭用硝酸预氧化处理后，用于从含铂把的硝酸银溶液中选择性吸附铂把，吸附容量分别达60-70 mgPd/克炭和约13mgPt/克炭，再用硝酸解吸铂和把。复硫脲的活性炭可从含贵金属的贱金属溶液中有效吸附金把铂，残液浓度小于0.4mg/L，再用王水从活性炭中重溶获得高浓度贵金属溶液。阴离子交换树脂可交换吸附溶液中呈配阴离子的微量贵金属，但很难用其他试剂解吸贵金属和再生树脂，多用焚烧树脂的方法回收贵金属。
    以上各种方法均能同时回收微量贵金属，却不能进行贵金属之间的选择性分离。各种方法对不同酸度和成分的溶液，有特定的使用范围和操作条件，必须针对具体情况经试验后选择应用。
    选择性沉淀分离工艺沿用近百年，但存在明显的缺点，如：反复熔炼-浸出-沉淀等火、湿法工序交替作业，工艺流程及处理周期长，间断、分批操作的工效低，劳动强度大，存在环境污染的问题；分离的选择性不高，试剂消耗多，指标不稳定，大量中间产品中各种金属互含，需多次反复处理并伴随大量稀溶液和不溶渣等中间产品的积压和周转，贵金属的一次直收率不高；熔炼、溶解、沉淀、过滤设备多，能耗大，设备腐蚀严重。
    自20世纪80年代以来，选择性沉淀分离工艺已逐渐被先进的溶剂萃取分离工艺取代。但选择性沉淀工艺中的一些技术，至今仍是精炼产出纯金属，及提取不同纯度的各种贵金属化合物产品的重要方法。
    （三）溶剂萃取分离
    溶剂萃取技术是用特殊的有机化合物，按特定的机理与某种贵金属形成新的有机化合物（萃合物），选择性地将该种贵金属提取入有机相，与其他金属分离，若每种金属都用萃取技术分离，组合形成的分离工艺，冶金上称为“全萃分离工艺”，该技术已在贵金属分离精炼中广泛应用。与传统的选择性沉淀分离工艺相比，有很多优点，如简化了过程，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周转量，降低了能耗和加工费用，提高了直收率和生产操作的安全性，对物料的适应性和工艺配置的灵活性较大。
    1.萃取体系和萃取机理
    贵金属精矿用王水或HCl/Cl₂溶解后，溶液中所含7种贵金属均呈氯配阴离子或水合氯配阴离子状态，在不同酸度及氧化一还原条件下，各种金属在溶液中呈不同价态和不同状态的配合物，它们具有不同的性质，并在溶液中处于复杂的平衡。溶剂萃取技术就是在这种体系中，利用不同价态和不同状态配合物性质的差别，使贵金属相互分离。[next]
    贵金属萃取机理主要有形成离子对、生成化合物、溶剂化三种。
    (1)形成离子对萃取  贵金属氯配阴离子作为一个阴离子基团可与许多碱性有机阳离子基团（主要是各种胺类有机物）形成离子对，使贵金属提取入有机相，这是在配合物外界靠正负离子吸引并生成可溶于有机溶剂中的有机化合物的过程。氯配阴离子的电荷数及离子大小对其形成离子对的速度影响较大，电荷数越多与有机阳离子基团形成离子对的速度越慢，即生成离子对的速度是(MCI₆)^3-＜(MCI₆) ^2-＜(MCl₆)^-，也即(MCl₄)^-＞(MCl₄)^2-≈(MCI₆) ^2-＞(MCI₆)^3-。针对各个金属按离子交换形成离子对的速度快慢顺序是：(AuCl₄)^-＞（PdCl₄）^2-≈（PtCl₄）^2-＞（PdCl₆）^2-≈（PtCl₆）^2-≈（IrCl₆）^2-》（RhCl₆）^3-≈（IrCl₆）^3-。
    如用叔胺（Am）萃取铂的反应为：

    (2)生成化合物萃取  贵金属氯配阴离子中的配位体Cl^-可被其他有机化合物基团，如硫醚、羧酸、磺酸、烷基（烃基）磷酸、羟基肟等取代，即在配合物内界进行配位基交换形成可溶于有机溶剂的新化合物或鳌合物，使贵金属提取入有机相。由于多数铂族金属氯配阴离子的结构比较紧密，进行配位基取代交换（赘合）反应的速度一般很慢。
    按MCl_m＋nS(有机鳌合试剂)→-MCI_m-n·nS+nCl^-反应的速度可将不同价态的贵金属分为四类：
    Pt（Ⅳ），Ir（Ⅳ），Os（Ⅳ）           非常惰性，难交换
    Pt（Ⅱ），Pd（Ⅳ），Ru（Ⅳ）           中等惰性，可以交换
    Ru（Ⅲ），Ru（Ⅳ），Ir（Ⅲ），Os（Ⅲ） 中等不稳定，交换快
    Pd（Ⅱ），Au（Ⅲ）                     不稳定，交换最快
    应用较多的是硫醚或经脂有机化合物萃取把的氯配阴离子，如硫醚（r₂S)萃钯，反应为：