1936年前，铂族金属主要从砂矿中提取，工艺较简单，处理工艺和砂金矿相似，即用重选获得含铂族金属及金约60%的（高的达90%）精矿，后送精炼厂处理。现代铂族金属主要从含钯硫化铜镍矿中提取。除南非吕斯腾堡铂矿公司因处理麦伦斯基矿脉含有部分大颗粒的铂族金属矿物，需先经过重选或混合浮选后再重选得到含30%—40%铂族金属的富集物并直接送精炼厂处理之外，其余的大部分铂族金属都是在铜、镍冶炼过程中富集回收。从铜、镍冶炼中回收铂族金属由于矿石品位及贵金属与铜、镍的比值不同，而有多种工艺流程。
（1）含钯硫化铜镍矿的熔炼富集硫化铜镍矿都是在通过浮选获得铜、镍精矿或混合精矿的同时富集贵金属的。精矿经熔炼得铜镍硫，铂族金属和金几乎全部进入铜镍硫中，我国处理含贵金属2g/t的精矿，铂族金属的回收率在90%以上。
铜镍硫含有大量的铁硫化物，目前几乎都采用转炉吹炼获得铜镍高硫的工艺，据考察，在1300—1400P的吹炼过程中，铂、钯、金不发生氧化损失，只有少量机械损失（收率超过95%）；锇、钌部分氧化进入废渣及挥发进入空气，回收率约60%；约20%铱入渣。贵金属的损失与熔炼的氧化状况及程度有关，主要损失发生在物料熔化前及吹炼后期。工业生产中，通过烟尘及吹炼渣返回熔炼或电炉还原熔炼贫化，可将这部分损失在烟尘及渣中的贵金属再次回收。用氧气顶吹转炉高温吹炼铜硫或镍镜生产粗铜或粗镍时，贵金属主要富集在金属中。
（2）铜镍高硫的处理铜镍高硫主要是镍、铜硫化物的共熔体，含铁在1%以下。早期是釆用1890年奥尔福特铜公司发明的“顶底法”，即用硫化钠处理高硫，使液态硫化铜大量熔入硫化钠（密度为1.9g/cm3）顶层，而较重的硫化镍（密度为5.7g/cm³）留在底层，冷却后，两层可撞击分开，金、银主要进入顶层，而铂族金属富集于底层，分别从电解阳极泥中回收。1940年高硫缓冷、磨浮分离镍、铜硫化物成功后，很快就取代了顶底法，以后又发展了一些处理铜镍高硫的湿法和气化冶金方法。
①磨浮。当高硫缓冷时，在921℃下开始形成Cu2S晶体，在700℃析出铜镍合金，到575°C时M3S2也开始析出，直至剩余液相（镍、铜和硫三元共晶的凝固点为575P）完全转化成Cu2S.铜镍合金和Ni3S2。在镍、铜和硫的共晶点，镍在固体Cu2S中的溶解度低于0.5%,铜在固体B硫化镍中的溶解度约为6%。当温度降至520P,B硫化镍转变为伊型，进一步析出其中的Cu2S和金属相。此时铜在矿基体中的溶解度约为2.5%,当进一步降至371℃,矿硫化镍含铜低于0.5%.因此，使铜、镍有效分离，关键在于控制好缓冷使铜、镍能充分结晶析出并成长为较大颗粒，控制铁含量。金属相的量由硫含量所决定。缓冷高硫破碎后，通过浮选和磁选分别获得铜、镍精矿及铜镍合金。
②选择性浸出。高硫中的各种礙化物在酸浸溶液中，平衡pH值较高的FeS、Ni3S2及COS可用酸浸岀，而平衡pH值较低的Cu2S难于被酸浸出，故可用简单酸浸法使高硫中的镍、铂、铁与铜分离。在选择硅酸浸出过程中，铂族金属几乎全部留于不溶铜渣中而得到富集。
③加压浸出。南非英帕拉铂矿公司将含铂族金属约1250g/t的高硫细磨后.用三段加压浸出分离贱金属，是加压浸出工艺的一个成功典范。所谓三段加压浸出是指分三个步骤将贱金属分别浸出，而将贵金属高倍富集于浸出渣中的富集工艺。
（3）电解富集电解是贵金属的传统富集方法。不仅粗金属、合金，甚至连高硫也可用电解（或电溶）的办法处理，使贵金属富集在阳极泥中。过去认为贵金属电极电位正值最大，应能定量回收。但实践证明，这种说法对于铂、钯、金是基本正确的，而对于其他稀有铂族金属，则情况比较复杂。贵金属在电解中的损失，主要由下列因素引起。
①铂族金属在阳极中多与重金属形成固溶体，或进入重金属硫化物晶格，反应活性增强，易于氧化溶解；若用硫化物阳极，因槽电压较高贵金属更易溶解。
②电解液中含氯时，因铂族金属易与之生成稳定的氯配合物而使电极电位下降。试验证实，铂族金属溶解损失随氯浓度的增加而增加。为了提高生产率而提高电流密度也使铂族金属的损失增大。因此，当以提取铂族金属为主要目的时，电解并不是一种好方法。
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