CN102690955B - 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法 - Google Patents

一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN102690955B
CN102690955B CN2012102038042A CN201210203804A CN102690955B CN 102690955 B CN102690955 B CN 102690955B CN 2012102038042 A CN2012102038042 A CN 2012102038042A CN 201210203804 A CN201210203804 A CN 201210203804A CN 102690955 B CN102690955 B CN 102690955B
Authority
CN
China
Prior art keywords
reaction
solution
lead
liquid
oxygen
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN2012102038042A
Other languages
English (en)
Other versions
CN102690955A (zh
Inventor
覃小龙
李栋
杨跃新
谭霖
刘万里
柴承平
刘维
陈永明
蔡练兵
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd
Original Assignee
Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd filed Critical Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd
Priority to CN2012102038042A priority Critical patent/CN102690955B/zh
Publication of CN102690955A publication Critical patent/CN102690955A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN102690955B publication Critical patent/CN102690955B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提供一种湿法氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法。其特征在于采用湿法冶金的氧压碱浸、控电位氯化浸出、分步水解等技术来高效分离、回收铅阳极泥中的As、Sb、Bi、Cu等有价金属,并将金、银及铅富集渣转型后采用火法熔炼—电解精炼进行回收。该工艺方法采用湿法预处理分离贱金属与火法工艺相结合,能够高效脱除新鲜、复杂铅阳极泥含砷并避免铅的流失,从源头着手解决铅砷危害和减少过程有价金属流失,具有对原料适应性强,操作简单、高效、清洁,综合能耗低,金银收率好,有价金属富集率及产品化程度高等特点,同时过程实现闭路再生循环及无污染废弃物排放;金属收率:金>99.5%,银回收率>99%,铅>98%,其他有价金属收率>98%。既可以单独成系统也可以用于火法工艺的改进和完善,具有很好的推广价值。

Description

一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法
 技术领域
  本发明属于有色金属湿法冶金领域,涉及一种湿法氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法。
背景技术
  铅电解过程中产生的阳极泥是提取金银及其他贵金属的主要来源之一,特别是在我国的白银生产过程中,90%以上的原料来自于铅阳极泥。铅阳极泥中除含银外,还富集有铅、砷、锑、铋、铜、金等众多有价金属,传统的铅阳极泥处理方法主要为火法工艺,火法工艺具有原料适应性强,处理能力大,操作过程简单等特点,但也存在着周期长,能耗高,铅砷危害较大,环境污染特别严重、金银及有价金属直收率低等缺点。近几年来,随着湿法冶金技术的不断进步和环保要求的增强与提高,火法工艺的不足更加引起了人们的重视和研究,如何改进和完善火法工艺,并研究开发高效、绿色环保的湿法冶金替代技术已成为相关人员关注的焦点。
目前,国内相关的科研院所及贵金属冶金企业虽已开发出铅阳极泥湿法处理工艺方法,但大多数湿法处理工艺只是局部或者不同程度的解决或降低了过程中的铅、砷危害,提高了有价金属的综合回收水平,缓解和改善了环境污染状况,并没有站在全局的高度上对工艺的整体性和合理性进行全面、统筹的整合,致使应用于铅阳极泥处理的各项方法和技术成效波动较大,最终导致经济效益较差而得不到推广和应用。同时,随着冶金技术的不断进步和发展,湿法氧压、控电位浸出技术也都得到了全面、成熟的提高,特别是氧压碱浸脱砷技术在铅阳极泥处理过程中得到推广和使用,不但达到了从原料源头来控制过程铅、砷危害、降低有价金属分散和流失的目的,而且也提高了收率,解决了过程金属占存,明显的改善了企业的技术指标和经济效益。
发明内容
为了解决或改进现有铅阳极泥火法或湿法处理工艺的不足,本发明提出一种湿法氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法,该方法采用先进的氧压技术和控电位氯化浸出工艺,分步提取和回收铅阳极泥中的有价金属,并富集金银等贵金属后采用火法技术进行提纯,不但使处理过程简单、高效、清洁、实用,也同时解决了湿法过程中连续提取多金属的效果差,控制复杂的难题,也把工艺过程对环境的污染和危害降低到最大限度,达到了资源综合循环利用和绿色冶金的目的。本发明方法具有对原料适应性强,可以处理各种复杂成分及新鲜的铅阳极泥,过程工序设置合理,操作简便,综合能耗低,金银收率高,有价金属富集率及产品化程度高,同时过程实现闭路及再生循环,无废弃污染物排放,既可以单独成系统也可以用于火法工艺的改进和补充,具有很好的推广价值。
为达到上述目的,本发明通过以下技术方案得以实现:
A、氧压碱浸
将堆存的铅阳极泥粉碎至粒度大于80目后,按照液固比6~10:1,碱耗量为理论量的0.8~2.0倍进行浆化配料,并置入密闭高压反应釜中,控制过程反应条件为:反应温度180~220℃,氧气压力0.8~2.0MPa,反应时间2~5h。反应结束后,将料浆冷却至75~90℃,待高压反应釜泄压后安全打开,并趁热进行液固分离,滤渣用热水洗涤2~3次后回收、分离贱金属,滤液回收砷及再生;
B、碱浸液处理
        将步骤A中的碱浸液冷却至室温后进行液固分离,并把得到砷酸钠结晶经安全包装后出售;结晶母液补充NaOH后直接返浸出工序循环利用;
C、控电位氯化浸出
按照液固比3~5:1配制含盐酸浓度2.5-6.0 mol/L,氯化钠加入量为脱砷渣干重6%-12%的溶液,当溶液温度达到50-65℃后加入步骤A中的脱砷渣,设定搅拌速度为300~600r/min,并用电位PH计,饱和甘汞电极为参比电极,不断测定溶液电位,氧化剂氯酸钠加入量为脱砷渣干重的0~5%左右,并使溶液反应过程电位稳定在400~ 450mV,反应时间为2~5h。控制终点PH<1,终点电极电位380~400mV。反应结束后进行液固分离,用PH<1的自来水洗涤滤渣2~3次,滤液回收Sb、Bi、Cu等;
 D、分步回收金属
        将步骤B中的滤液用稀碱液分别控制溶液的PH值,可得到不同的金属盐产品:
1、水解沉锑:将滤液加水稀释3~10倍并控制溶液的PH值1~1.5,温度50~60℃,搅拌反应时间1h,沉清后液固分离即可得到氯氧锑产品;
2、水解沉铋:将回收锑后的溶液加稀碱液,控制溶液PH为2.5~3.0左右,搅拌反应时间1~2h,沉清4~6h后即可得到氯氧铋产品;
3、铜回收:将回收铋后的溶液用饱和Na2CO3溶液调整到PH为6.0~7.5,搅拌反应时间2~3h,反应温度80~85℃,反应结束后进行液固分离,即可得到碱式碳酸铜产品(或加入硫化钠沉铜,得到的含铜滤渣送铜冶炼处理),滤液返控电位浸出循环利用;
 E、渣型转化及熔炼
        将步骤C所得到的氯化浸出渣按照液固比3~5:1,反应温度85~90℃,搅拌反应时间2~3h,碳酸钠加入量按理论用量1.2~1.8倍进行转化反应,反应结束后,进行液固分离,滤渣用热水洗涤至PH=7后送火法熔炼—银电解系统,回收金银等其他贵金属;滤液返控电位氯化浸出工序。
本发明中的主要反应为:
As2O3 + 6NaOH + O2 = 2Na3AsO4 + 3H2O                                        (1)
Sb2O3 + 6NaOH + O2 = 2Na3SbO4↓ + 3H2O                                   (2)
2Na2PbO+ O2 + 2H2O = 2PbO↓+ 4NaOH                                    (3)
Sb2O3 + 6HCl = 2SbCl3 + 3H2O                                                      (4)
Bi2O3 + 6HCl = 2BiCl3 + 3H2O                                                       (5)
CuO + 2HCl = CuCl2 + H2O                                                          (6)
PbO + 2HCl = PbCl2↓+ H2O                                                         (7)
AgO + 2HCl = 2AgCl↓ + H2O                                                     (8)
SbCl3 + H2O = SbOCl↓+ 2HCl                                                      (9)
BiCl3 + H2O = BiOCl↓ + 2HCl                                                    (10)
CuCl2 + Na2CO3 + 2NaOH = CuCO3·Cu(OH)2↓ + 4NaCl              (11)
PbCl2 + Na2CO3 = PbCO3 + 2NaCl                                                 (12)
2AgCl+ Na2CO3 = Ag2CO3 + 2NaCl                                                (13)
      本发明方法操作过程中,相对常规碱浸脱砷过程,无须单独增设对碱浸液的沉铅处理,碱浸液经冷却结晶砷酸钠后可反复循环利用,不会给浸出过程造成影响,脱砷率达到98.5%以上,铅浸出率小于0.5%。氯化控电位浸出过程中,Cu、Bi、Sb的浸出率均大于99%,Ag直收率大于98.3%。整个湿法预处理过程中,Ag收率大于99.3%,Au收率大于99.8%,Pb、Cu、Bi、Sb收率大于98%。转型富集渣中Ag:26~32%,Cu<0.3%,Bi<0.05%,Sb<0.6%,As<0.08%,Pb>40%。该湿法预处理流程与火法熔炼、银电解相结合后,整个铅阳极泥生产过程中收率:金>99.5%,银>99%,铅>98%,其他有价金属收率>97%。
 附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
下面结合附图和个体实施方式对本发明做进一步的说明。
具体实施方式
实施例1
将堆存大于15天,干燥后粉碎至粒度为80~120目的铅阳极泥100Kg(成分为:Pb:13.31%,Bi:19.77%,Cu:1.66%,Sb:30.27%,As:12.31%,Ag:6.5800%,Au:0.0088%,Se:0.051%,Te:0.743%),按照液固比7:1、NaOH加入量为理论耗量的1.6倍,采用自来水进行调浆后,置入1.0m3的高压反应釜中,控制过程反应温度200℃,氧气压力1.2MPa,反应时间3h。反应结束后,将料浆冷却至85℃,待高压反应釜泄压后安全打开,并趁热进行液固分离,滤渣用热水洗涤2~3次后送控电位浸出,滤液回收砷及再生。滤渣As:0.28%,滤液:As 13.26g/L,Pb 0.32g/L,过程脱砷率>99.2%,Pb直收率>98.7%。将氧压碱浸滤液在室温下冷却结晶,经液固分离后得到砷酸钠结晶,Na3AsO4含砷25.3%,经安全包装后出售;滤液含As 0.51g/L,补充碱液后返回浸出过程。
将碱浸脱砷滤渣按照液固比4:1加入到已配制好溶液含HCl 3.8 mol/L、温度50℃的搪瓷反应釜中,NaCl加入量为脱砷渣干重8%,搅拌转速为300r/min,并用电位PH计不断测定溶液电位,使反应电位稳定在400~ 450mV,过程中不断添加氯酸钠来稳定反应电位,控制反应时间为3h,终点PH<1,终点电极电位380~400mV。反应结束后进行液固分离,用PH<1的自来水洗涤滤渣2~3次后送转型,滤液回收Sb、Bi、Cu。滤渣成分:Ag:28.6%,Cu 0.12%,Bi 0.03%,Sb 0.37%,As 0.06%,Pb 38.6%,过程Cu、Bi、Sb的浸出率均大于99%,Ag直收率大于98.3%。
将控电位氯化浸出滤液加水稀释3倍并用碱液调整溶液的PH值1~1.5,温度55℃下搅拌反应1h,待SbOCl沉淀完毕后进行液固分离,即可得到氯氧锑产品,含Sb71.8%,Sb收率为99.2%。将氯氧锑沉淀滤液在温度50℃下控制溶液PH为2.5~3.0左右,搅拌反应时间2h,沉清4~6h后分离即可得到氯氧铋产品,产品含Bi 71..37%,Bi回收率为99.1%。再将回收铋后的滤液用饱和Na2CO3溶液调整到PH为7.0左右,反应温度75~80℃,搅拌时间3h,沉清后进行液固分离,即可得到碱式碳酸铜产品,产品含Cu 55.6%,Cu沉淀率98.6%,滤液返控电位浸出循环利用,滤液成分:Cu 0.067 g/L,Sb 0.003 g/L,Bi 0.007 g/L,As 0.002 g/L。
将得到的控电位浸出渣按照液固比3:1,反应温度85~90℃,搅拌反应时间3h,碳酸钠加入量按理论用量1.5倍进行碳酸盐转化,控制终点PH 9~10左右,反应结束后,进行液固分离,滤渣用热水洗涤至PH=7后送火法熔炼—银电解系统,回收金银等其他贵金属,滤液返控电位氯化浸出工序。转型富集渣中Ag:28.3%,Cu 0.11%,Bi 0.028%,Sb<0.31%,As<0.03%,Pb 38.4%。以铅阳极泥计整个过程回收率:Au>99.5%,Ag>99%,铅>98.5%,其他有价金属收率>98.1%。
实施例2
将堆存大于15天,干燥后粉碎至粒度为80~100目的新鲜铅阳极泥100Kg,(成分为:Pb:7.89%,Bi:11.62%,Cu:0.55%,Sb:38.25%,As:11.44%,Ag:6.7522%,Au:0.0062%,Se:0.17%,Te:0.47%),按照液固比10:1、NaOH加入量为理论耗量的1.8倍,采用自来水进行调浆后,置入1.0m3的高压反应釜中,控制过程反应温度180℃,氧气压力1.6MPa,反应时间3h。反应结束后,将料浆冷却至85℃,待高压反应釜泄压后安全打开,并趁热进行液固分离,滤渣用热水洗涤2~3次后送控电位浸出,滤液回收砷及再生。滤渣As:0.21%,滤液:As 14.35g/L,Pb 0.25g/L,过程脱砷率>99.3%,Pb直收率>99.1%。将氧压碱浸滤液在室温下冷却结晶,经液固分离后得到砷酸钠结晶,Na3AsO4含砷27.1%,经安全包装后出售;滤液含As 0.42g/L,补充碱液后返回浸出过程。
将碱浸脱砷滤渣按照液固比3:1加入到已配制好溶液含HCl 2.5 mol/L、温度50℃的搪瓷反应釜中,NaCl加入量为脱砷渣干重10%,搅拌转速为300r/min,并用电位PH计不断测定溶液电位,使反应电位稳定在400~ 430mV,过程中不断添加氯酸钠来稳定反应电位,控制反应时间为3h,终点PH<1.0,终点电极电位380~400mV。反应结束后进行液固分离,用PH<1的自来水洗涤滤渣2~3次后送转型,滤液回收Sb、Bi、Cu。滤渣成分:Ag:27.9%,Cu 0.06%,Bi 0.02%,Sb 0.27%,As 0.03%,Pb 30.7%,过程Cu、Bi、Sb的浸出率均大于99%,Ag直收率大于98.1%。
将控电位氯化浸出滤液加水稀释5倍并用碱液调整溶液的PH值1~1.5,温度55℃下搅拌反应1h,待SbOCl沉淀完毕后进行液固分离,即可得到氯氧锑产品,含Sb75.6%,Sb收率为99.3%。将氯氧锑沉淀滤液在温度50℃下控制溶液PH为2.5~3.0左右,搅拌反应时间2h,沉清4~6h后分离即可得到氯氧铋产品,产品含Bi 69.41%,Bi回收率为99.2%。再将回收铋后的滤液用饱和Na2CO3溶液调整到PH为6.8左右,反应温度75~80℃,搅拌时间3h,沉清后进行液固分离,即可得到碱式碳酸铜(CuCO3·Cu(OH)2)产品,产品含Cu 50.1%,Cu沉淀率98.3%,滤液返控电位浸出循环利用,滤液成分(g/L):Cu 0.051,Sb 0.001,Bi 0.005,As 0.003。
将得到的控电位浸出渣按照液固比4:1,反应温度85~90℃,搅拌反应时间3h,碳酸钠加入量按理论用量1.8倍进行碳酸盐转化,控制终点PH 9~10左右,反应结束后,进行液固分离,滤渣用热水洗涤至PH=7后送火法熔炼—银电解系统,回收金银等其他贵金属,滤液返控电位氯化浸出工序。转型富集渣中Ag:27.2%,Cu 0.06%,Bi 0.025%,Sb 0.29%,As 0.02%,Pb 36.5%。以铅阳极泥计整个过程回收率:Au>99.3%,Ag>98.9%,铅>98.7%,其他有价金属收率>98.6%。

Claims (7)

1.一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法,其特征在于:该方法通过以下几个步骤得以实现:
    A、氧压碱浸
    将堆存的铅阳极泥粉碎至粒度小于80目后,按照液固比6~10:1,碱耗量为理论量的0.8~2.0倍进行浆化配料,并置入密闭高压反应釜中,控制过程反应条件为:反应温度180~220℃,氧气压力0.8~2.0MPa,反应时间2-5h;反应结束后,将料浆冷却至75~90℃,待高压反应釜泄压后安全打开,并趁热进行液固分离,滤渣用热水洗涤2-3次后回收、分离贱金属,滤液回收砷及再生;
    B、碱浸液处理
    将步骤A中的碱浸液冷却至室温后进行液固分离,并把得到砷酸钠结晶经安全包装后出售;结晶母液补充NaOH后直接返浸出工序循环利用;
    C、控电位氯化浸出
    按照液固比3~5:1配制含盐酸浓度2.5-6.0 mol/L,氯化钠加入量为脱砷渣干重6%-12%的溶液,当溶液温度达到50-65℃后加入步骤A中的脱砷渣,设定搅拌速度为300~600r/min,并用电位pH计,饱和甘汞电极为参比电极,不断测定溶液电位,氧化剂氯酸钠加入量为脱砷渣干重的0~5%,并使溶液反应过程电位稳定在400~450mV,反应时间为2~5h,终点pH<1,终点电极电位350~380mV,结束后进行液固分离,用pH<1的自来水洗涤滤渣2~3次,滤液回收Sb、Bi、Cu;
    D、分步回收金属
    将步骤B中的滤液用稀碱液分别控制溶液的pH值,可得到不同的金属盐产品:
    (1)控制溶液的pH值1~1.5,温度50~60℃,搅拌反应时间1h,沉清后液固分离即可得到氯氧锑产品;
    (2)将回收锑后的溶液用自来水稀释3-5倍,并控制溶液pH为2.5~3.0,搅拌反应时间1~2h,沉清4~6h后即可得到氯氧铋产品;
    (3)将回收铋后的溶液用饱和Na2CO3溶液调整到pH为6.0~7.5,搅拌反应时间2~3h,反应温度80~85℃,反应结束后进行液固分离,即可得到碱式碳酸铜产品,滤液返控电位浸出;
    E、氯盐转化
    将步骤C所得到的氯化浸出渣按照液固比3~5:1,反应温度85~90℃,搅拌反应时间2~3h,碳酸钠加入量按理论用量1.2~1.8倍进行转化反应,反应结束后,进行液固分离,滤渣用热水洗涤至pH=7后送火法熔炼—银电解系统,回收金银;滤液返氯化浸出工序。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:所述的阳极泥均为铅电解系统所产的副产品,包含经任何形式处置的铅阳极泥物料。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:氧压碱浸过程使用的高压反应釜均为能够符合国家特种压力设备相关规定要求,满足技术控制条件需求,并能正确按照操作规范进行作业的设备。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:氧压碱浸过程使用的氧气为常规工业用氧气。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:过程使用的碱试剂是KOH、NaOH、Na2CO3、NaHCO3、Ca(OH)2中的一种或者几种组合,盐酸、氯化钠、次氯酸钠产品均为工业级试剂。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:控电位氯化浸出过程中使用的电位测定电极对采用铂电极为工作电极,饱和汞-氧化汞电极为参比电极。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:使用全湿法工艺方法分离、回收铅阳极泥中伴随的有价金属,并将贵金属富集渣转型后采用火法熔炼、银电解精炼过程来提纯和回收贵金属。
CN2012102038042A 2012-06-20 2012-06-20 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法 Active CN102690955B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012102038042A CN102690955B (zh) 2012-06-20 2012-06-20 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012102038042A CN102690955B (zh) 2012-06-20 2012-06-20 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN102690955A CN102690955A (zh) 2012-09-26
CN102690955B true CN102690955B (zh) 2013-07-17

Family

ID=46856692

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2012102038042A Active CN102690955B (zh) 2012-06-20 2012-06-20 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN102690955B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US10106868B2 (en) * 2015-11-20 2018-10-23 Yanggu Xiangguang Copper Co., Ltd. Process for extracting noble metals from anode slime

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102925701A (zh) * 2012-11-09 2013-02-13 中国科学院过程工程研究所 一种用含砷钴镍渣湿碱法制备砷酸盐的方法
CN102925703B (zh) * 2012-11-22 2014-04-30 湖南稀土金属材料研究院 一种从铅阳极泥中回收有价金属的方法
CN103255289B (zh) * 2013-05-22 2015-04-22 昆明理工大学 一种氧压碱浸砷冰铜脱除和回收砷的方法
CN103436711B (zh) * 2013-08-22 2014-10-29 中南大学 一种富集氰化金泥中金的方法
CN104451198A (zh) * 2013-09-16 2015-03-25 中国科学院过程工程研究所 一种含砷钴镍渣中砷强化氧化浸出的方法
WO2015175251A1 (en) 2014-05-12 2015-11-19 Summit Mining International Inc. Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials
CN104911364B (zh) * 2015-06-26 2017-11-10 郴州市金贵银业股份有限公司 一种锑砷烟灰绿色高效生产锑白的方法
CN105543481B (zh) * 2015-12-28 2017-12-05 长沙赛恩斯环保科技有限公司 铜阳极泥处理产生的高酸废液中铜、铋、砷分离的方法
CN106834690B (zh) * 2016-12-28 2018-05-15 呼伦贝尔驰宏矿业有限公司 一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法
CN109402410B (zh) * 2018-08-10 2020-09-22 安徽工业大学 一种铁锍酸溶渣预处理富集贵金属的方法
CN110724827A (zh) * 2019-10-23 2020-01-24 金川集团股份有限公司 一种从海绵铜浸出渣中富集贵金属的方法
CN111154977B (zh) * 2020-02-06 2022-08-12 中国恩菲工程技术有限公司 有价金属硫化精矿的处理方法
MX2023002015A (es) 2020-08-18 2023-04-11 Enviro Metals Llc Refinamiento metálico.

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN86108721B (zh) * 1986-12-15 1988-08-24 济南电工合金厂 从复合材料中分离和回收银或银合金的新工艺
CN100532591C (zh) * 2007-02-15 2009-08-26 郴州市金贵有色金属有限公司 高砷铅阳极泥脱砷方法
CN101831551B (zh) * 2010-05-21 2012-08-29 葫芦岛锌业股份有限公司 一种从铅阳极泥中回收金、银、铋、锑和铜的方法
CN101928838B (zh) * 2010-09-08 2011-12-07 中南大学 一种从铅阳极泥中脱除和回收砷的方法

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US10106868B2 (en) * 2015-11-20 2018-10-23 Yanggu Xiangguang Copper Co., Ltd. Process for extracting noble metals from anode slime

Also Published As

Publication number Publication date
CN102690955A (zh) 2012-09-26

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102690955B (zh) 一种氧压处理铅阳极泥综合回收有价金属的方法
CN106011488B (zh) 一种高砷铜烟灰综合回收有价金属的方法
CN101508426B (zh) 一种从碲渣中分离碲的方法
CN101565174B (zh) 一种从含碲冶炼渣中提取精碲的方法
CN105734299B (zh) 一种氧压处理锡阳极泥综合回收有价金属的方法
CN108118157B (zh) 线路板焚烧烟灰预处理及溴的回收方法
CN101082084B (zh) 从铋渣中回收冶炼精铋的工艺
CN105112668B (zh) 一种从铜阳极泥中分离富集有价金属的方法
CN102586604B (zh) 一种湿法处理含砷铅阳极泥工艺
CN105969989A (zh) 高杂质铜阳极泥处理新工艺
CN106834715B (zh) 一种含砷物料的综合利用方法
CN107338454B (zh) 一种从白冰铜中回收铜和砷的方法
CN101798629A (zh) 从铅阳极泥中分离有价金属的方法
CN101597690A (zh) 阳极泥回收多种稀贵金属的方法
CN105543479B (zh) 一种铋冰铜的综合回收方法
CN102766765A (zh) 氧化锌粉回收利用方法
CN101775619A (zh) 一种铋或锑湿法清洁冶金方法
CN101328539A (zh) 氧化炉烟灰湿法浸出工艺
CN104017991A (zh) 一种高效选择性分离铅冰铜中铜的工艺
CN104911366A (zh) 一种用王水回收银铋渣中有价金属的方法
CN103924095A (zh) 一种铜镉渣中回收镉的新方法
CN103589873A (zh) 一种回收银锌渣中有价金属的方法
CN103409635B (zh) 一种锡阳极泥中有价金属富集工艺
CN102586584B (zh) 一种选择性分离复杂含铅贵金属物料中有价金属的方法
CN105967153A (zh) 一种从高碲渣料中回收碲的工艺

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant