DE2117513C3 - Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination - Google Patents
Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen KupferraffinationInfo
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Description
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen
Kupferraffination, die Selen und/oder Tellur zusätzlich zu anderen Elementen enthalten, abhängig von der
Herkunft der elektrolytischen Schlämme.
Die meisten Schlämme der elektrolytischen Kupferraffination enthalten Edelmetalle, von denen Silber
überwiegt. Bei der Gewinnung der Edelmetalle, und insbesondere des Silbers, werden Selen und/oder Tellur
für gewöhnlich als Nebenprodukte erhalten. Die elektrolytischen Kupferraffinationsschlämme werden
oft als Anodenschlämme, elektrolytische Rückstände und dergleichen bezeichnet, was alles in dem Ausdruck
»Schlämme«, wie er hier gebraucht wird, eingeschlossen ist. Es ist nicht ungewöhnlich, daß solche Schlämme u. a.
Se, Te, Pb, Sb, Sn, As, Bi, Zn, Cu, Ag, Au, Pt, Pd und Fe
enthalten.
Bei einem der bekannten Verfahren zur Schlammbehandlung mit dem Ziel, das Silber als eines der
wichtigsten Nebenprodukte zu gewinnen, werden zuerst große metallische Kupferpartikel durch Sieben
abgetrennt und dann die Schlämme vom zurückgebliebenen Kupfer durch Auslaugen mit Säure, z,B,
Schwefelsäure, befreit Dann werden die so behandelten Schlämme in einem Dore-Ofen geschmolzen, wobei
etwas von dem in den Schlämmen enthaltenen Selen verdampft und über Naßreinigung als Lösung teilweise
zurückgewonnen wird. Während des Schmelzens wird das Schmelzbad drei Verschlackungsstufen unterworfen. Die erste Verschlackung wird mit SiliziuiVidioxid
vorgenommen, um silikatische Gangart, Aluminiumoxid usw. zu entfernen. Die Siliziumdioxidschlacke wird dann
durch eine Sodaschlacke ersetzt, weiche vorhandene Selenide zu SeCh-Gas oxydiert, das aus den Abgasen
zurückgewonnen wird, obwohl etwas Selen Selenate bildet, die zusammen mit Telluriten in die Sodaasche
eintreten. Die Schlacke wird dann abgeschäumt und durch eine Nitratschlacke ersetzt, welche andere
Elemente, wie Sb, Pb, Cu, kleine Mengen Se und/oder Te, usw. oxydiert, die dann in die Schlacke eintreten. Das
in dem Dore-Ofen zurückgebliebene geschmolzene Metall ist reich an Silber. Ein Dore-Metall enthält in der
Regel mindestens 95% Ag bis zu 4% Au, Pt und Pd und restliches Kupfer in Mengen unter 1 %. Das Metall wird
in eine Platte gegossen, welche dann in eine elektrolytische Scheideanstalt überführt wird, wo das
Silber aus der Dore-PIatte elektrolytisch herausgelöst wird. Der dabei -ils Nebenprodukt entstehende
Schlamm enthält im wesentlichen die Edelmetalle Au, Pt und Pd und wird weiteren Aufarbeitungsbehandlungen
unterworfen. Eines der wichtigsten Probleme bei diesem bekannten Dore-Verfahren ist, daß eine erhebliche
Menge des Silbers in die Schlacke eintritt, die im Kreislauf geführt werden muß, wodurch die Umlaufzeit
erhöht wird.
Das vorstehend beschriebene Verfahren ist im Hinblick auf die Notwendigkeit der Vorbehandlung der
Schlämme unter Anwendung pyrometallurgischer Techniken kostspielig. Außerdem ist das Verfahren
nicht voll wirksam.
Bei dem Trocken-Chlorierverfahren, das in der USA.-Patentschrift 32 49 399 beschrieben ist, werden
Silber, die übrigen Edelmetalle und Cu, Ni, Pb im Rückstand gelassen, während Se, Te, Sb, As und Sn
verdampft werden. Die Chlorierungstemperatur liegt im Bereich von 300 bis 5000C. Der Nachteil dieses
Verfahrens besteht darin, daß relativ hohe Temperaturen angewandt werden müssen, was die Kontrolle
erschwert. Außerdem müssen diese Schlämme besonders behandelt weruen. Sie müssen zunächst in einer
Mischung mit einem inerten Binder agglomeriert werden, wonach die agglomerierten Schlämme mit
trockenem Chlor in Kontakt gebracht werden, um mindestens den Hauptanteil an Se, Te, Sb, As und Sn in
flüchtige Chloride überzuführen. So wird das Silber, das im Rückstand bleibt, am Schluß des Verfahrens
zurückgewonnen.
In der USA.-Patentschrift 32 88 561 ist ein Verfahren
beschrieben, bei welchem die Schlämme mit Alkalimetallhalogeniden gemischt werden, aus der Mischung ein
Salzschmelzebad gebildet wird, durch welches gasförmiges Chlor bei Temperaturen im Bereich von 35Ö bis
9000C geleitet wird, wodurch Se1Te1 Sb, As und Sn in die
flüchtigen Chloride übergeführt werden und von dem Nicht-Flüchtigen, wie Silber, abgetrennt und gesammelt
wird. Die Nachteile dieses Verfahrens bestehen darin, daß das geschmolzene Salzbad das Material, aus dem
die Apparatur besteht, angreift. Ferner muß die geschmolzene Mischung mechanisch gerührt werden,
und eine weitere Schwierigkeit ist, die Dichtigkeit der
Apparatur bei erhöhten Temperaturen zu gewährleisten.
Da Silber das Metall ist, das in erster Linie aus den Schlämmen zurückzugewinnen ist, wäre es zweckmäßig,
ein Verfahren zu schaffen, durch welches sich Silber leicht und schnell von allen übrigen Elementen
abtrennen läßt, ohne daß eine Vorbehandlung der Schlämme und die Anwendung pyrometallurgischer
Techniken, die bekanntlich teuer und nicht voll wirksam ic sind, nötig wären.
Der Erfindung liegt daher die Aufgabe zugrunde, ein hydrometallurgisches Verfahren zu schaffen, durch
welches sich das Silber direkt von den Schlämmen abtrennen läßt und in hoher Ausbeute und hohem
Reinheitsgrad anfällt. Die Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den
Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination, wobei die Schlämme außer Silber eines oder mehrere
der Elemente: Se, Te, Pb, Sb, Sn, As, Bi, Zn, Cu, N i, Fe, Au und Metalle der Platingruppe enthalten können, das
dadurch gekennzeichnet ist, daß aus den Schlämmen durch Zugabe von verdünnter Salzsäure ein dünnflüssiger
Brei hergestellt wird und in den Brei unter Rühren gasförmiges Chlor eingeleitet wird, um im wesentlichen
alle in den Schlämmen enthaltenen Elemente zu lösen und das Silber in einen mit unlöslichem Silberchlorid
angereicherten Rückstand überzuführen und aus diesem Rückstand das Silber gewonnen wird.
Durch die Erfindung ist also ein hydrometallurgisches Verfahren zur Abtrennung von Silber aus den
Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination geschaffen, bei welchem in der ersten Stufe ein
silberreicher Rückstand erzeugt wird, der das Silber quantitativ als Silberchlorid enthält und aus dem das )5
Silber nachfolgend quantitativ gewonnen wird. Das vom Rückstand abgetrennte Filtrat enthält die meisten der
anderen Elemente, die ohne Anwendung pyrometallurgischer Techniken gewonnen werden können. Bei dem
erfindungsgemäßen Verfahren fällt das Silber in hohem
Reinheitsgrad und in hohen Ausbeuten, in Form von hochreinem Silberpulver, an.
Die Erfindung wird aus der nachstehenden Beschreibung, die in Verbindung mit den Zeichnungen
vorgenommen werden wird, noch klarer werden.
Fig. I ieigt ein Fließschema der Stufen, die erfindungsgemäß zur Gewinnung des Silbers als
hochreines Silberpulver aus den Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination angewandt werden;
F i g. 2 zeigt ein Fließschema des erfindungsgemäßen Verfahrens mit quantitativen Angaben, wobei von 2 kg
Schlamm ausgegangen wird, der 12,5 Gew.-% Silber
enthält.
Allgemein gesagt ist durch die Erfindung ein hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von
Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination geschaffen worden, wobei die Schlämme
außer Silber eines oder mehrere der Elemente Se, Te, Pb, Sb, Sn, As, Bi, Zn, Cu, Ni, Fe, Au und Metalle der
Platingruppe, wie Pt und Pd, u. a. enthalten können. Das t>o Verfahren besteht in der Herstellung eines dünnen
Breies aus den Schlämmen in verdünnter Salzsäure und Einleiten von Chlorgas unter Rühren in den Brei.
Während des Chlorierens werden im wesentlichen alle Elemente gelöst, mit Ausnahme von Silber und evtl. Blei, b5
Antimon, Zinn und Siliziumdioxid, die anwesend sein können, wodurch ein si'b?rreicher Rückstand erhalten
wird, der Silberchlorid mit oder ohne die vorstehend
erwähnten Verunreinigungen enthält Der silberreiche Rückstand wird von der Lösung abgetrennt; die Lösung
kann zur Rückgewinnung der übrigen Metalle, weiter behandelt werden. Der silberreiche Rückstand wird
einer Behandlung mit heißem angesäuertem Wasser unterworfen, um die Hauptmenge Bleichlorid zu
enfernen, wodurch die in der nächsten Stufe erforderliche
Menge Ammoniak reduziert wird. Der ausgelaugte Rückstand wird dann mit Ammoniumhydroxid behandelt,
um das Silberchlorid zu lösen. Die Heißwasserbehandlung erhöht die Auslaugbarkeit des Silbers in
Ammoniumhydroxid und trägt zur Reduzierung der erforderlichen Ammoniumhydroxidmenge bei.
Die das gelöste Silberchlorid enthaltende Lösung wird vom Rückstand abgetrennt, der Rückstand wird
gewaschen, das Waschwasser mit der Lösung vereinigt, welche danach erhitzt wird, um das Ammoniak zu
verdampfen und einen sehr reinen Silberchloridniederschlag zu erhalten. Der Niederschlag wird dann zu
Silberpulver in alkalischer Lösung reduziert, wobei irgendeine der vielen organischen Materialien, die als
Reduktionsmittel hierfür geeignet sind, benutzt wird.
Solche Reduktionsmittel sind z. B. Melasse, Formaldehyd, Acetaldehyd, Saccharose, Dextrose, andere reduzierende
Zucker.
Es wird jetzt auf die Figuren Bezug genommen. Wie F i g. 1 zeigt, werden in der Stufe 1 die Schlämme, die
von der Kupferraffination stammen und etwa 21,5% Silber enthalten, in einem Reaktor 10 in einer
verdünnten Salzsäure suspendiert wobei die Stärke der Salzsäure von den nachfolgend angewandten Behandlungen
abhängt Ein Vorteil der Erfindung besteht darin, daß von einer Beschickung relativ hohen Feststoffgehaltes
zur Herstellung der Suspension ausgegangen werden kann, z. B. Beschickungen mit I kg Feststoffgehalt
pro Liter Lösung. Die Suspension wird in der ersten Stufe lebhaft gerührt, und die Lösung wird in maximaler
Geschwindigkeit mit gasförmigem Chlor chloriert, so daß die Umwandlung schnell vor sich geht, ohne
wesentlichen Chlorgasdurchbruch. Eine Vielzahl von Rea~tionsgefäßen kann in Reihen hintereinander
aufgestellt werden, wobei der aus einem Reaktionsgefäß ausströmende Chlorgasüberschuß in das nächste Reaktionsgefäß
eingeleitet werden kann, wodurch sichergestellt wird, daß das Chlor 100°/oig zu.- Chlorierung
verbraucht wird.
Die Umsetzung verläuft so ausreichend exotherm, daß durch die freiwerdende Wärme die Mischung zum
Sieden erhitzt wird, z. B. auf 100 bis 112°C, und wenn
nötig, wird die Mischung durch zusätzliches Erwärmen im Sieden gehalten. Vorzugsweise wird die erste Stufe
unter Rückfluß durchgeführt, um die Azidität in de: Lösung so hoch wie möglich zu halten. In der
Clilonerungsstufe wird Salzsäure gebildet; wenn jedoch
nicht unter Rückfluß gearbeitet wird, entsteht eine azeotrope Zusammensetzung bei einer Konzentration
von etwa 6 n. Ein kalter Rückflußkühler von etwa 0 bis 10° C macht es möglich, daß die Reaktion bei einer
höheren Säurekonrentration, z. B. etwa 8 bis S1 η oder
darüber, z. B. 12 n, abgeschlossen werden kann.
Die endgültige Säurekonzentration in den folgenden Behandlungsstufen hängt von der Anfangsazidität ab,
sowie der Menge gebildeten Chlorids, die von Schlamm zu Schlamm stark variiert. Bei der angegebenen
Rückflußtemperatur wurden so hohe Normalitäten, wie etwa 15, erhalten.
Nach Beendigung der Chlorierung wird der mit Silber in Form von Silberchlorid angereicherte Rückstand, der
möglicherweise auch Bleichlorid enthält, filtriert (bei 11)
unter Bildung eines Filtrates 12, das Se, Te, und andere Metalle enthält. Das Filirat wird dann beiseite gestellt
und der Rückstand gewaschen, wobei das Waschwasser danach mit dem Filtrat 12 vereinigt wird. Die
gewaschenen Rückstände der Chlorierung werden dann in Stufe 2 mit angesäuertem siedendem Wasser (pH
etwa 3) unter Rühren in dem Gefäß 13 ausgelaugt, um die Hauptmenge des anwesenden Bleichlorids zu
entfernen; das Verhältnis von Feststoff zu Flüssigkeit beträgt dabei etwa 10:1, bezogen auf die Feststoffe.
Allgemein gesagt kann der pH-Wert des zum Auslaugen benutzten angesäuerten Wassers im Bereich von 0,5 bis
5 liegen. Das Auslaugen wird in der Wärme vorgenommen, z. B. beim Sieden, und unter Rühren in einer Zeit
von etwa 1 Stunde. Dann läßt man sich den Brei absetzen, wozu ein Flockungsmittel zugegeben wird.
Die Flüssigkeit wird danach abdekantiert oder filtriert und die Feststoffe danach bei 14 gefiltert und mit
heißem oder siedendem Wasser gewaschen.
Das Blei kann aus der Lösung leicht durch Neutralisieren mit Natriumkarbonat gewonnen werden.
Bei dem Auslaugen des Bleichlorids werden nur unbedeutende Mengen Silber gelöst.
Der mit Wasser ausgelaugte Chlorierungsrückstand wird dann einer dritten Stufe unterworfen, wobei
vorzugsweise ein dünner Brei von dem Rückstand in Wasser in dem Gefäß 15 hergestellt wird und diesem
konzentriertes Ammoniak zugegeben wird. Allgemein gesagt ist die Konzentration des Ammoniaks sehr
verschieden und kann im Bereich von etwa 2 η bis 15 η liegen. Die erforderliche Menge Ammoniak läßt sich
berechnen, indem 1 bis 1,5 g Ammoniak pro g Rückstand, Trockengewicht, eingesetzt wird. Das
Auslaugen mit Ammoniak wird innerhalb 1 Stunde in der Kälte, z. B. bei normaler Temperatur, ausgeführt.
Der ausgelaugte Brei wird dann filtriert und bei 16 gewaschen, die Waschwässer und das Filtrat vereinigt
und der Rückstand zur Gewinnung seiner Bestandteile einem Schmelzofen zugeführt.
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einer Normalität von etwa 1 resultiert. Nachdem da
Silberchlorid in Silberhydroxid überführt wurde, win eine konzentrierte Lösung von Dextrose oder eine
anderen reduzierenden Zuckers in das Reaktionsgefäl
zugegeben, während die Lösung kontinuierlich gerühr wird. Die reduzierenden Zucker überführen da:
Silberoxid in reines pulverförmiges Silbermetall, wel ches bei 21 abfiltriert und gewaschen wird. Dii
trockenen Silberpartikel werden dann in einem Tiege
to 22 (Stufe 6), z. B. einem Graphittiegel, geschmolzen um
zu Silberblöcken 23 gegossen.
Beim Reduzieren des Silberoxids mit Dextrose mul
berücksichtigt werden, daß die Umsetzung, die durch (Iiι
nachstehende Gleichung wiedergegeben wird, starl
exotherm ist:
12 Ag2O + C6Hi2Oe-O CO2 + 6 H2O + 24 Ag.
wird, sollte daher kontrolliert werden. Zur Reduktioi
des Silberoxids können zahlreiche andere organisch«
»KARO«-Sirup.
oxydierenden Bedingungen durchgeführt, um sicherzu stellen, daß irgendwelche eingeschlossenen organischer
renden Bedingungen abgekühlt.
Verfahren bringt, besteht darin, daß es eine praktisch
quantitative Gewinnung des Silbers aus den Schlämmer
der elektrolytischen Kupferraffination ermöglicht, wo
bei eine relativ einfache hydrometallurgische Technil.
und relativ niedrige Temperaturen, von etwa UO0C, zui
Anwendung kommen. Zur Veranschaulichung dei möglichen quantitativen Ausbeuten von Stufe 1 zu Stuft
6 wird das folgende besondere Beispiel gebracht, wöbe
auf F i g. 2 verwiesen wird.
2 kg von der elektrolytischen Kupferraffinatior stammender Schlämme wurden 2 I 5n HCI zugegeben
ΙΛ'τη Anti..*-«* nrnAk And Λ',η C'.UU».».» It 10/. ClIl
dann in Stufe 4 in einem geschlossenen Reaktionsgefäß unter Rühren erhitzt, um den Ammoniak auszutreiben.
Dabei entsteht eine Suspension von Silberchlorid nach der folgenden Gleichung:
Die Destillation ist beendet, wenn der Siedepunkt
100°C erreicht ist; bei dieser Temperatur ist praktisch alles Ammoniak als Gas zurückgewonnen. Das Silberchlorid wird bei 18 abfiltriert und das Filtrat bei 19
beiseite gestellt Das gefällte Silberchlorid wird dann der Behandlung der Stufe 5 unterworfen. Statt das
Ammoniak wegzukochen, kann die Lösung auch mit Schwefelsäure oder Salpetersäure neutralisiert und das
Silberchlorid gefällt werden.
Bei der Gewinnung des Silbers in der Stufe 5 wird das Silberchlorid, welches einen sehr hohen Reinheitsgrad
hat, im Reaktionsgefäß 20 in eine heiße, lebhaft gerührte Natriumhydroxidlösung gebracht. Die Menge Natriumhydroxid, die erforderlich ist, ist einmal die stöchiometrische Menge, die zur Oberführung von Silberchlorid in
Silberhydroxid nötig ist nach der Formel
pius einem Zusatz, der sicherstellt, daß nach der
Umwandlung des Silberchlorids eine alkalische Lösung
enthielten, nämlich einen Silbergehalt von etwa 422 g
(siehe Fig. 2, 25). Der Brei wurde gerührt, währenc
Chlorgas eingeleitet wurde; die Temperatur stieg aul
etwa 100CC und wurde durch gelegentliches zusätzliches Erwärmen auf dieser Höhe gehalten. Beim
Chlorieren wurde ein fester Rückstand von 1,412 kg erhalten (26), und die Analyse ergab einen Silbergehall
von 29,7%. Es wurde filtriert und ein Chlorierungsfiltral 27 erhalten, das mit dem Ausiaugwasser 28 vereinigi
wurde und zur Rückgewinnung der gelösten Elemente wie Se, Te, Pt, Pd, Cu, Ni usw, die ursprünglich in den
Schlämmen anwesend waren, abgezogen; das Filtra)
kann auch eine kleine Menge Silber enthalten, das widergewinnbar ist und nicht verlorengeht 50 g wurden
von den 1,412 kg Rückstand zur Analyse entnommen was einer Menge von 14,9 g Silber entspricht. In dem
Rückstand 26 sind das Silber zusammen mit Blei
bo Antimon, Zinn und Siliziumdioxid enthalten. Das Silber teilt sich ■ auf den Ch'orierungsrückstand und die
Chlorierungsflüssigkeit 26 wie folgt auf:
Nach dem Trocknen wurde der Chlorierungsrückstand mit siedendem, angesäuertem Wasser (28)
ausgelaugt, um das anwesende Bleichlorid zu entfernen.
Das angesäuerte Wasser enthielt I g HCl/l. Das
Auslaugen wurde bei 10O0C in 1 Stunde durchgeführt bei einem Verhältnis von Feststoff zu Flüssigkeit von
etwa I : 10. Die suspendierten ausgelaugten Feststoffe ließ man sich mit Hilfe eines Flockungsmittels absetzen
und filtrierte dann ab (29), um einen Rückstand 31 zu erhaben, während das Filtrat 30 entfernt wurde.
Dfr Wasserauslaugungsrückstand 31 wog 1,054 kg
und enthielt 39,6% Silber. Das Silber wurde analysiert, wozu 33 g (32) entfernt wurden; es blieb eine Menge von
1,021 kg für die Auslaugung mit Ammoniak (33) zurück. Das Silber verteilte sich auf Feststoffe 31 und Filtrat 30
wie folgt:
% Silber in den Feststoffen 99,9%
% Silber im Filtrat 0,1%
Der Rückstand vom Auslaugen mit heißem Wasser, der etwa 40% Silber enthielt, wurde dann mit
Ammoniak unter folgenden bedingungen ausgelaugt:
g N Hj/g Rückstand | 1.5 |
Ammoniakkonzentration | 15% |
Zeit | 1 Stunde |
xid enthielt, aufgeschlämmt; die Silberchloridkonzentration betrug etwa 265 g/l. Das Silberchlorid reagierte mit
dem Natriumhydroxid wie folgt:
AgCI + NaOH -. AgOH
2 AgOH - Ag2O + H2O
2 AgOH - Ag2O + H2O
Das Silberoxid in der Aufschlämmung wurde dann unter Zusatz von Dextrose zu Silber reduziert, wobei die
Endprodukte ein sehr hochreines Silberpulver, CO2 und H2O waren. Der Endpunkt der Reaktion läßt sich
dadurch feststellen, daß die unlösliche Phase von einem schwarzen amorphen Feststoff in ein silbriges dichtes
Präzipitat übergeht. Nach dem Filtrieren (40) ist die Verteilung des Silbers zwischen Silberpiilver 42 und der
abfallenden Reduktionslösung 41 wie folgt:
% Silber im Silberpulver 99,999%
% Silber,
Lösung verlorengeht 0,00015%
Nach Beendigung des Auslaugens wurde der unlösliche Rückstand 34 filtriert und mit einer 5%igen
ammoniakalischen Lösung gewaschen, wobei ein Rückstand von 456,5 g (35) zurückblieb. Die 5%
Ammoniak enthaltende Waschlösung wurde mit dem Filtrat der Ammoniak-Auslaugung vereint, die vereinigten
Lösungen zur Entfernung des Ammoniaks und Fäiiung des Silberchlorids destilliert (36) und das
erhaltene Silberchlorid bei 37 filtriert. Es wurde ein hochreines Silberchlorid 38 erhalten, das 528,44 g wog
und etwa 74% Silber enthielt.
Die Verteilung des Silbers zwischen Filtrat und Rückstand nach der Auslaugung mit Ammoniak zeigt,
daß im wesentlichen das ganze ursprünglich in den Schlämmen vorhandene Silber chloriert worden ist.
Ammoniakalisches Filtrat
Rückstand der ammo·
Rückstand der ammo·
98,94% Silber
ιίϋΙαιισιιησ
In der Praxis wird der Rückstand der ammoniakalischen
Auslaugung 35 in einem Schmelzofen zur Rückgewinnung des Silbers und der Spuren von
Edelmetallen zugeführt.
Der nach dem Abdestillieren des Ammoniaks erhaltene Silberchloridniederschlag 38 wurde in einer
heißen wäßrigen Lösung 39, die 114 g/l Natriumhydro-Das
als Silberpulver zurückgewonnene Silber betrug 388 g, während das Silber, das für die Analyse
abgezweigt wurde, 28 g betrug, was eine Gesamtmenge von 416 g Silber ergibt. Das ist eine Ausbeute von 97,2%
des gesamten Silbers (430 g) im Schlamm, die restlichen 2,8% werden über die Filtrate und Rückstände in das
Verfahren zurückgeführt. Es ist zu ersehen, daß das Silber praktisch quantitativ aus den Schlämmen
zurückgewonnen wird.
Das Verfahren nach der Erfindung stellt gegenüber den in den USA.-Patenten 32 49 399 und 32 88 561
beschriebenen insofern einen Fortschritt dar, als reines Silber zurückgewonnen wird, ohne daß höhere Temperaturen
angewandt werden müssen oder ein Schmelzebad zur Anwendung kommt.
Die Vorteile des Chlorierens in Gegenwart von Wasser sind, daß Silber direkt zurückgewonnen wird,
ohne daß pyrometallurgische Techniken angewandt werden müssen, die Maximaltcmpcratur von 110° C
nicht überschritten wird, der Temperaturanstieg auf den Siedepunkt der wäßrigen Lösungen, die verwendet
wprHpn hpcrhränkt bleibt. Silber und die Hauntmenge
Blei bleiben nach einer Einstufenbehandlung im Rückstand zurück, während die übrigen Elemente, wie
Se, Te, Sb, As, Sn, Cu, Ni und die Edelmetalle gleichzeitig gelöst werden. Die Umsetzungsgeschwindigkeiten sind
relativ hoch. Ein besonderer Vorteil ist der, daß das Silber von den übrigen Edelmetallen in der ersten Stufe
abgetrennt wird, wodurch sich eine Scheideanlage
so erübrigt.
909 683/111
Claims (7)
1. Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination,
wobei die Schlämme außer Silber ein oder mehrere der Elemente Se1Te, Pb, Sb, Sn, As, Bi, Zn, Cu, Ni, Fe,
Au und die Metalle der Platingruppe, enthalten, dadurch gekennzeichnet, daß aus den
Schlämmen durch Zugabe von verdünnter Salzsäure ein dünnflüssiger Brei hergestellt wird und in den
Brei unter Rühren gasförmiges Chlor eingeleitet wird, um im wesentlichen alle in den Schlämmen
enthaltenen Elemente zu lösen und das Silber in einen mit unlöslichem Silberchlorid angereicherten
Rückstand überzuführen und daß aus diesem Rückstand das Silber gewonnen wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß eine Salzsäure einer Normalität bis zu
12 eingesetz.: wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß der mit Silberchlorid angereicherte
Rückstand mit angesäuertem kochendem Wasser gewaschen wird, um die Hauptmenge Bleichlorid,
die im Rückstand vorhanden ist, zu entfernen.
4. Verfahren nach Anspruch 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß nach Entfernen des Bleichlorids
der Rückstand mit einer ammoniakalischen Lösung ausgelaugt wird, um lösliches Ag (NH2)CI zu bilden,
und die Lösung vom Rückstand abgetrennt wird.
5. Verfahren nach Anspruch 4, dadurch gekennzeichnet, daß aus der ammoniakalischen Lösung
durch Abdestillieren des An.moniaks hochreines Silberchlorid quantitativ gewonnen wird.
6. Verfahren nach Anspruch ··, dadurch gekennzeichnet, daß aus der ammoniakalischen Lösung
durch Neutralisieren der Lösung mit einer Säure hochreines Silberchlorid quantitativ gewonnen wird.
7. Verfahren nach Anspruch 4 oder 5, dadurch gekennzeichnet, daß das Silberchlorid durch Zugabe ίο
einer ein Reduktionsmittel enthaltenden Alkalimetallhydroxidlösung zu metallischem Silber reduziert
wird.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US2837070A | 1970-04-14 | 1970-04-14 |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2117513A1 DE2117513A1 (de) | 1971-10-28 |
DE2117513B2 DE2117513B2 (de) | 1979-05-31 |
DE2117513C3 true DE2117513C3 (de) | 1980-01-17 |
Family
ID=21843071
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE2117513A Expired DE2117513C3 (de) | 1970-04-14 | 1971-04-10 | Verfahren zur Gewinnung von Silber aus den Schlämmen der elektrolytischen Kupferraffination |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US3658510A (de) |
JP (1) | JPS549130B1 (de) |
CA (1) | CA928966A (de) |
DE (1) | DE2117513C3 (de) |
FR (1) | FR2086064B1 (de) |
GB (1) | GB1343638A (de) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP0266337A1 (de) * | 1986-10-31 | 1988-05-04 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolyse und ähnlicher Rohstoffe |
Families Citing this family (26)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4094668A (en) * | 1977-05-19 | 1978-06-13 | Newmont Exploration Limited | Treatment of copper refinery slimes |
US4293332A (en) * | 1977-06-08 | 1981-10-06 | Institute Of Nuclear Energy Research | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
US4131455A (en) * | 1977-12-09 | 1978-12-26 | Gaf Corporation | Silver recovery |
DE2965903D1 (en) * | 1979-06-14 | 1983-08-25 | Inst Nuclear Energy Res | A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
CA1154599A (en) * | 1980-09-30 | 1983-10-04 | John A. Thomas | Hydrometallurgical processing of precious metal-containing materials |
US4352786A (en) * | 1981-02-24 | 1982-10-05 | Institute Of Nuclear Energy Research | Treatment of copper refinery anode slime |
EP0059806B1 (de) * | 1981-03-12 | 1984-11-07 | Institute Of Nuclear Energy Research | Verfahren zum Aufarbeiten von Anodenschlamm |
CA1173980A (en) * | 1981-11-10 | 1984-09-04 | Noranda Mines Limited | Dore slag treatment |
CA1188522A (en) * | 1982-03-11 | 1985-06-11 | Eberhard Krause | Recovery of silver from precious metal-containing intermediates |
IT1190758B (it) * | 1982-04-05 | 1988-02-24 | Samin Soc Azionaria Minerometa | Procedimento per il recupero di metalli ad alto valore commerciale contenuti nei fanghi |
AT387987B (de) * | 1984-09-26 | 1989-04-10 | Austria Metall | Hydrometallurgisches verfahren zur aufarbeitung von anodenschlamm aus der kupferelektrolyse und aehnlicher rohstoffe |
ES8607416A1 (es) * | 1985-01-25 | 1986-05-16 | Austria Metall | Procedimiento hidrometalurgico para la obtencion de plata a partir del barro anodico de la electrolisis del cobre y ma- terias similares |
CA1236980A (en) * | 1985-08-07 | 1988-05-24 | Robert W. Stanley | Process for the recovery of gold from a precious metal bearing sludge concentrate |
US4722831A (en) * | 1985-08-26 | 1988-02-02 | Asarco Incorporated | Process for purifying silver refinery slimes |
DE3827605C1 (en) * | 1988-08-13 | 1990-01-11 | W.C. Heraeus Gmbh, 6450 Hanau, De | Process for recovering silver from silver chloride |
US5451414A (en) * | 1994-03-15 | 1995-09-19 | Heritage Environmental Services, Inc. | Micronutrient supplement |
DE19710529A1 (de) * | 1997-03-14 | 1998-09-17 | Ruhr Zink Gmbh | Verfahren zur Anreicherung von Silber oder anderen Wertmetallen durch Flotation aus einer Suspension, beispielsweise aus den Rückständen der Zinklaugung |
US6265438B1 (en) | 1998-12-03 | 2001-07-24 | Heritage Technologies, Llc | Vitamin compatible micronutrient supplement |
WO2001083835A2 (en) * | 2000-04-28 | 2001-11-08 | Mintek | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant |
DE10121946C1 (de) * | 2001-05-05 | 2002-09-05 | Heraeus Gmbh W C | Verfahren zum Herauslösen von Edelmetall aus edelmetallhaltigem Material |
RU2393243C2 (ru) * | 2008-09-29 | 2010-06-27 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Способ переработки минерального сырья |
US8609057B2 (en) * | 2010-06-07 | 2013-12-17 | Sri International | Method for separation of components from a reaction mixture via a concentrated acid |
RU2514554C2 (ru) * | 2012-05-11 | 2014-04-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт неорганической химии им. А.В. Николаева Сибирского отделения Российской академии наук (ИНХ СО РАН) | Способ очистки серебросодержащего материала |
CN105705664A (zh) * | 2013-09-27 | 2016-06-22 | 西班牙联合技术公司 | 选择性回收铅和银的工艺 |
US20150197829A1 (en) * | 2014-01-16 | 2015-07-16 | Nelson Rivera | Computer gold recovery kit |
US11814699B2 (en) * | 2020-06-20 | 2023-11-14 | Amirkabir University Of Technolog | Recovery of precious metals from copper anode slime |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US467171A (en) * | 1892-01-19 | Process of chloridizing ores of precious metals | ||
US1315660A (en) * | 1919-09-09 | William c | ||
US712640A (en) * | 1901-08-24 | 1902-11-04 | Anson G Betts | Process of treating anode residues. |
US1448475A (en) * | 1922-05-26 | 1923-03-13 | Weisberg Louis | Recovery of silver used in photographic work |
US2060539A (en) * | 1935-05-21 | 1936-11-10 | Joseph R Spies | Process for obtaining free silver and iodine from silver lodide |
US2150366A (en) * | 1937-01-20 | 1939-03-14 | Degussa | Process for converting gold, platinum, and other metals of the platinum group into a dussolved form |
-
1970
- 1970-04-14 US US3658510D patent/US3658510A/en not_active Expired - Lifetime
-
1971
- 1971-02-16 CA CA105479A patent/CA928966A/en not_active Expired
- 1971-04-10 DE DE2117513A patent/DE2117513C3/de not_active Expired
- 1971-04-12 JP JP2238471A patent/JPS549130B1/ja active Pending
- 1971-04-14 FR FR7113195A patent/FR2086064B1/fr not_active Expired
- 1971-04-19 GB GB2382971A patent/GB1343638A/en not_active Expired
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP0266337A1 (de) * | 1986-10-31 | 1988-05-04 | Austria Metall Aktiengesellschaft | Hydrometallurgisches Verfahren zur Gewinnung von Silber aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolyse und ähnlicher Rohstoffe |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPS549130B1 (de) | 1979-04-21 |
DE2117513B2 (de) | 1979-05-31 |
FR2086064B1 (de) | 1975-01-17 |
DE2117513A1 (de) | 1971-10-28 |
CA928966A (en) | 1973-06-26 |
FR2086064A1 (de) | 1971-12-31 |
GB1343638A (en) | 1974-01-16 |
US3658510A (en) | 1972-04-25 |
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