EA009399B1 - Способ обработки анодного шлама - Google Patents
Способ обработки анодного шлама Download PDFInfo
- Publication number
- EA009399B1 EA009399B1 EA200600460A EA200600460A EA009399B1 EA 009399 B1 EA009399 B1 EA 009399B1 EA 200600460 A EA200600460 A EA 200600460A EA 200600460 A EA200600460 A EA 200600460A EA 009399 B1 EA009399 B1 EA 009399B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- leaching
- sludge
- copper
- silver
- separated
- Prior art date
Links
- 239000010802 sludge Substances 0.000 title claims abstract description 95
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 74
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 80
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 69
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 64
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 62
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims abstract description 58
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims abstract description 56
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 24
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- 239000011669 selenium Substances 0.000 claims abstract description 24
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 21
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 19
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 15
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 10
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims abstract description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 54
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 53
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 36
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 23
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 23
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 17
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 claims description 16
- -1 platinum group metals Chemical class 0.000 claims description 14
- 230000019635 sulfation Effects 0.000 claims description 13
- 238000005670 sulfation reaction Methods 0.000 claims description 13
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 9
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 9
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 8
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 6
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 5
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 4
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims description 3
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 3
- KZVBBTZJMSWGTK-UHFFFAOYSA-N 1-[2-(2-butoxyethoxy)ethoxy]butane Chemical compound CCCCOCCOCCOCCCC KZVBBTZJMSWGTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 2
- AMRIDPSAUWNJSJ-UHFFFAOYSA-N [Se].[Se].[Se] Chemical compound [Se].[Se].[Se] AMRIDPSAUWNJSJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 abstract description 5
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 49
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 12
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 9
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 8
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 7
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 5
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 4
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 4
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 3
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 description 3
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 3
- 230000009931 harmful effect Effects 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L silver sulfate Chemical compound [Ag+].[Ag+].[O-]S([O-])(=O)=O YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000367 silver sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000001180 sulfating effect Effects 0.000 description 3
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L barium sulfate Chemical compound [Ba+2].[O-]S([O-])(=O)=O TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- ZCCIPPOKBCJFDN-UHFFFAOYSA-N calcium nitrate Chemical compound [Ca+2].[O-][N+]([O-])=O.[O-][N+]([O-])=O ZCCIPPOKBCJFDN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N Chlorine Chemical compound ClCl KZBUYRJDOAKODT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JKNZUZCGFROMAZ-UHFFFAOYSA-L [Ag+2].[O-]S([O-])(=O)=O Chemical compound [Ag+2].[O-]S([O-])(=O)=O JKNZUZCGFROMAZ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000006256 anode slurry Substances 0.000 description 1
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 1
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 1
- 150000002343 gold Chemical class 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 150000002823 nitrates Chemical class 0.000 description 1
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- JPJALAQPGMAKDF-UHFFFAOYSA-N selenium dioxide Chemical compound O=[Se]=O JPJALAQPGMAKDF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B61/00—Obtaining metals not elsewhere provided for in this subclass
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/06—Sulfating roasting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
- C22B11/042—Recovery of noble metals from waste materials
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/006—Wet processes
- C22B7/007—Wet processes by acid leaching
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Electrical Discharge Machining, Electrochemical Machining, And Combined Machining (AREA)
Abstract
Изобретение относится к гидрометаллургическому способу разделения благородных металлов и примесей в анодном шламе, полученном в результате электролиза меди. В соответствии с данным способом медь из анодного шлама выделяют при атмосферном выщелачивании; прокаливают в два этапа для отделения селена и для сульфатирования серебра; сульфатированное серебро отделяют выщелачиванием в нейтральный водный раствор, из которого его можно выделить восстановлением или экстракцией.
Description
Согласно преамбуле независимого пункта изобретение относится к гидрометаллургическому способу обработки анодного шлама, полученного при электролизе меди.
При электролизе меди нерастворимые компоненты анодов оседают в виде анодного шлама на дне электролитической ванны, откуда их извлекают во время замены анода. Помимо меди и никеля анодный шлам содержит также более ценные, чем медь металлы, такие как теллур, селен, золото, серебро и металлы платиновой группы, а в качестве примесей - мышьяк, серу, сурьму, висмут и свинец. Благородные металлы и примеси отделяют во время обработки анодного шлама.
В известном способе обработки анодного шлама обычно из шлама сначала удаляют медь и никель, затем серебро, после чего отделяют золото и отдельно от них металлы платиновой группы. Селен обычно отделяют после меди и никеля.
Отделение меди и никеля может быть основано на выщелачивании при высоком давлении и температуре в присутствии серной кислоты и кислорода, в этом случае медь, никель и теллур растворяются. При применении плавки по Доре для отделения благородных металлов важно, чтобы максимальная часть меди была отделена от анодного шлама до этапа плавки по Доре.
Селен можно удалить прокаливанием шлама, полученного в результате фильтрования после удаления меди, при температуре от 435 до 450°С. На большинстве установок по рафинированию меди отделение благородных металлов, остающихся в шламе, основано на гидрометаллургической плавке по Доре. Плавка по Доре является многостадийным процессом, обычно включающим следующие этапы: плавление анодного шлама, очищенного от меди, восстановление шлама, удаление первичного шлама, окисление штейна по Доре, удаление вторичного шлама и отливка анода. Что касается применения способа Доре в промышленном масштабе, то для него установлены ограничения в отношении законов, касающихся охраны природы и безопасности, которые становятся день ото дня все строже. В числе недостатков этого способа следует указать, например, на то, что он включает несколько стадий, что он длинный и дорогой, а в самом способе образуются вредные отходы, пыль и газы, которые впоследствии трудно переработать. Особые проблемы вызывает образующийся в процессе плавки шлак, посредством которого удаляют большую часть примесей анодного шлама.
Для замены способа Доре разработано несколько гидрометаллургических способов, в которых благородные металлы выщелачивают в водные или кислотные растворы для их отделения. Целью указанных способов является уменьшение вредного влияния пирометаллургического способа на окружающую среду, увеличение извлечения благородных металлов и предотвращение возвращения металлических примесей назад на выплавку меди.
Известные гидрометаллургические способы отделения благородных металлов от анодного шлама основаны на применении азотной кислоты, так как растворимость серебра в виде нитрата очень высокая. Однако гидрометаллургические способы, основанные на применении нитратов для обработки анодного шлама, не совместимы с остальным электролитическим процессом, потому что электролитическое рафинирование меди производят в сульфатном растворе. Кроме того, для успешного выщелачивания необходимо подвергнуть шлам, содержащий нитраты, тонкому механическому измельчению.
Из публикации Хофмана и др. Ртоееебтдк Соррег 95, 1Щегпа1юпа1 СопГегепсе Уо1. III 1995, стр. 4157 известен способ обработки анодного шлама, получаемого при электролизе меди. В указанном способе медь и теллур из шлама сначала выщелачивают в автоклаве при высоком давлении и температуре. После выщелачивания под давлением шлам дополнительно выщелачивают в соляную кислоту, используя в качества окислителя хлорный газ или пероксид водорода. Золото от полученного раствора отделяют экстракцией. После отделения золота, селен, содержащийся в растворе, восстанавливают газообразным §О2. Также на этой стадии процесса сплавляют теллур, остатки золота и металлы платиновой группы. Селен очищают от полученного осадка, содержащего благородные металлы, а осадок, полученный в результате очистки, возвращают в процесс или перерабатывают за пределами установки. Осадок, получаемый в результате выщелачивания после влажного хлорирования, обрабатывают дополнительно для извлечения содержащегося в нем свинца и серебра. После отделения свинца хлорид серебра из осадка выщелачивают в аммиачный раствор повторно осаждают в виде чистого хлорида и окончательно восстанавливают в металлическое серебро.
В публикации Хоффмана и др. Нубготе1а11шду 94, 1994, стр. 69-107 предложен способ обработки анодного шлама, полученного при электролизе меди. Согласно указанному способу медь и никель отделяют от анодного шлама в автоклаве при высоком давлении и температуре. Затем прокаливают селен, а металлы сульфатируют в печи для прокаливания. Полученный сульфат серебра превращают в нитрат в шаровой мельнице посредством нитрата кальция. Затем серебро выделяют электролитическим способом.
Целью настоящего изобретения является осуществление новаторской схемы, основанной на гидрометаллургическом способе, обработки анодного шлама и отделения содержащихся в нем благородных металлов и примесей. Конкретной целью изобретения является улучшение извлечения благородных металлов и увеличение отделения примесей, а также сокращение расходов на обработку анодного шлама и осуществление способа, являющегося более благоприятным для окружающей среды, чем известные способы.
Изобретение отличается тем, что сформулировано в отличительной части независимого пункта.
- 1 009399
Другие предпочтительные воплощения изобретения отличаются тем, что сформулировано в остальных пунктах.
Посредством схемы согласно изобретению достигают значительных преимуществ. Новый способ использует такие химикаты, как, например, серная кислота, которые обычно применяют на установках электролитического рафинирования меди. Использование серной кислоты при обработке анодного шлама позволяет подавать рециклом растворы на электролиз или на очистку раствора электролита. Посредством изобретения достигают существенного сокращения выбросов в окружающую среду, поскольку избегают выделения вредных газов, выделяющихся при плавке по Доре. Общие технологические потери времени сокращаются с 5-6 до 3-4 дней. Сокращается подача серебра рециклом в процесс, составляя менее 5%. Также увеличивается извлечение золота. Кроме того, гидрометаллургический способ согласно изобретению не требует перед стадией выщелачивания серебра размола шлама, содержащего серебро.
Согласно изобретению способ обработки анодного шлама включает следующие операции: атмосферное выщелачивание анодного шлама для отделения меди и примесей; двухстадийное прокаливание шлама для отделения селена и для сульфатирования серебра и некоторых других металлов; выщелачивание прокаленного шлама в нейтральный водный раствор для выщелачивания сульфата серебра и отделение серебра от водного раствора. Дополнительно, остаток, полученный от водного выщелачивания, преимущественно обрабатывают следующим образом: остаток, полученный после водного выщелачивания, выщелачивают в серную кислоту для отделения примесей; остаток от сернокислого выщелачивания выщелачивают в соляную кислоту для выщелачивания и отделения благородных металлов; золото и металлы платиновой группы выделяют из раствора соляной кислоты; остаток от выщелачивания после солянокислотного выщелачивания обрабатывают серной кислотой для выщелачивания остаточного серебра, и обрабатывают хлоридный раствор.
Ниже приводится более подробное описание изобретения со ссылкой на прилагаемый чертеж.
На чертеже представлена схема процесса гидрометаллургической обработки анодного шлама согласно изобретению.
Сырье 10 по способу согласно изобретению является сплавом, содержащим медь, благородные металлы и в качестве примесей другие металлы и элементы, такие как селен. Преимущественно используемое сырье 10 представляет собой анодный шлам, полученный в результате электролитического рафинирования меди, причем состав указанного сырья может изменяться. Содержание меди в сырьевом шламе может превышать 30%. Содержание серебра и селена в одном из таких шламов обычно составляет приблизительно 10%, а содержание примесей (Л§, 8Ь, Βί, Те, N1) составляет порядка нескольких процентов.
Медь отделяют от сырьевого шлама 10 при атмосферном выщелачивании. Выщелачивание проводят при нормальном давлении и повышенной температуре, составляющей от 80 до 100°С, предпочтительно 95-100°С, в растворе серной кислоты и в присутствии кислорода. Используемый источник кислорода может представлять собой воздух или предпочтительно газообразный кислород. При использовании кислорода достигают наилучшего теплового баланса, а в реакторе образуется меньше газов, которые нужно удалять. Благодаря схеме согласно изобретению нет необходимости удалять всю медь перед прокаливанием, при выщелачивании меди можно применять мягкие условия, а выщелачивание необязательно проводить в автоклаве. При атмосферном выщелачивании помимо меди от анодного шлама также отделяют растворением мышьяк, теллур и большую часть хлорида.
После выщелачивания раствор фильтруют, а фильтрат 17 направляют назад на электролитическую установку. Фильтрованный анодный шлам 11, поступающий с атмосферного выщелачивания, все еще содержит медь, и после удаления меди содержание меди может даже превышать 10%.
После удаления меди шлам 11 прокаливают в процессе двухстадийного прокаливания, при этом первая стадия, по существу, включает удаление селена, а вторая стадия, по существу, включает сульфатирование металлов.
На первой стадии прокаливания селен предпочтительно удаляют полностью. Перед прокаливанием собственно шлам сушат, а затем нагревают до 450-600°С и прокаливают на воздухе, при этом образуется 8еО2 газ 18. Во избежание окисления при прокаливании для удаления селена в виде оксида селена в дополнение к воздуху можно использовать диоксид серы или смесь кислорода и триоксида серы.
На второй стадии прокаливания и преимущественно в печи для прокаливания после прокаливания и удаления селена шлам сульфатируют. Сульфатирование осуществляют посредством сульфатирующего соединения, преимущественно посредством концентрированной серной кислоты, и при температуре более низкой, чем температура на первой стадии прокаливания. Согласно одному из воплощений изобретения используемый сульфатирующий химикат представляет собой смесь диоксида серы и воздуха. Для интенсификации процесса сульфатирования можно применять смесь газа с кислородом. Преимущественно температура сульфатирования составляет 350-450°С. Согласно осуществлению изобретения сульфатирование проводят посредством триоксида серы газа при пониженном давлении, предпочтительно при температуре 200-330°С. Целью сульфатирования, прежде всего, является сульфатирование серебра, содержащегося в шламе, но помимо этого сульфатируют другие металлы, такие как медь и никель. В конце стадии прокаливания и сульфатирования избыток серной кислоты испаряют, а шлам охлаждают. На этой стадии обычно извлекают 90-99% селена из анодного шлама, причем чистота селена составляет
- 2 009399 свыше 99,5%.
Не содержащий селена сульфатированный шлам 12 направляют на водное выщелачивание, в котором шлам выщелачивают в нейтральном водном растворе, предпочтительно в воде. Во время процесса выщелачивания рН раствора понижают. При рН выше 2,5, фактически растворяются только серебро, медь и никель, содержащиеся в шламе.
Во время водного выщелачивания серебро, содержащееся в прокаленном веществе, обычно полностью растворяется в воде примерно в течение часа. Растворимость шлама усиливается за счет быстрого разрушения частиц шлама в растворе. Разрушение и, таким образом, растворение усиливаются хорошо растворимыми сульфатами, такими как сульфат меди, содержащийся в шламе. Перед водным выщелачиванием содержание меди в шламе предпочтительно составляет 3-12%. Водное выщелачивание осуществляют при повышенной температуре, при температуре 80-100°С. Содержание серебра в водном растворе составляет приблизительно 4 г/л.
Фильтрованный раствор 19 направляют на стадию отделения серебра. Серебро можно просто связать медью до чистого серебряного порошка 23. В процессе связывания предпочтительно применять медный стержень или пластину и поддерживать достаточно интенсивный поток по поверхности меди. После связывания содержащий медь и никель раствор 22 можно направить назад на электролитическую установку. Вместо связывания серебро можно также отделять, экстрагируя его подходящим реагентом или путем электролиза.
Остаток от водного выщелачивания содержит все золото и металлы платиновой группы, содержащиеся в исходном анодном шламе. Согласно воплощению настоящего изобретения шлам после водного выщелачивания обрабатывают концентрированной серной кислотой для удаления примесей. В этом случае осадок 13 от выщелачивания направляют на сернокислотное выщелачивание, при этом содержание серной кислоты в растворе предпочтительно превышает 400 г/л и при этом можно выщелочить основную часть теллура и часть примесей, таких как мышьяк. Также растворяются остатки серебра. Фильтрованный раствор 20 направляют на отделение теллура. Теллур отделяют от фильтрата, связывая его медью в Си2Те 25. На этой стадии извлекают 96% всего теллура, содержащегося в шламе. Помимо этого серебро, оставшееся в растворе, можно связать посредством медного порошка или медной стружки. Оставшийся раствор 24 направляют на дополнительную обработку, на очистку раствора после электролиза меди.
Остаток 14, полученный после сернокислотного выщелачивания, направляют на солянокислотное выщелачивание, при котором остаток выщелачивают посредством соляной кислоты и окисляющего агента, такого как пероксид водорода или хлор. Температура выщелачивания составляет 70-85°С, предпочтительно 78-82°С. Содержание соляной кислоты составляет 150-250 г/л, предпочтительно 180-210 г/л. Время выщелачивания составляет 1-2 ч. На этой операции все благородные металлы переходят в раствор. Также растворяются примеси, такие как висмут и свинец. При этом больше всего ограничена растворимость хлорида свинца, зависящая, среди прочего, от температуры и содержания кислоты. После выщелачивания смесь охлаждают и фильтруют. Фильтрат 21 направляют на операцию восстановления золота. Золото преимущественно восстанавливают обработкой фильтрата газообразным 8О2, при этом золото осаждают в два этапа. На первом этапе осаждают чистое золото 26. Загрязненное золото, полученное на втором этапе, направляют обратно на солянокислотное выщелачивание.
Альтернативно золото можно также выделить из раствора соляной кислоты экстракцией дибутилкарбитолом. Из экстракционного раствора золото можно непосредственно восстановить до золотого порошка. По сравнению с процессом экстракции осаждение золота 8О2 газом является более экономичным и простым способом отделения золота. В процессе экстракции в экстракционный раствор переходит также часть сурьмы, теллура и мышьяка. В этом случае может пострадать чистота восстановленного золота.
После восстановления золота фильтрат 27, содержащий металлы платиновой группы, направляют на отделение металлов платиновой группы (МПГ). Металлы платиновой группы связывают железом, при этом получают смесь 28, содержащую металлы платиновой группы. Обрабатывают фильтрат 29, а обработанный раствор 30 направляют назад на солянокислотное выщелачивание. Примеси, такие как мышьяк, сурьма, висмут, теллур и свинец, можно осадить из раствора, например щелоком.
Твердое вещество 15, полученное в результате солянокислотного выщелачивания, содержит сульфат свинца, хлорид свинца, сульфат бария и некоторое количество хлорида серебра и сурьму. Этот осадок можно обрабатывать концентрированной серной кислотой для выщелачивания серебряного остатка. Полученный кислотный раствор 16 дополнительно можно использовать в печи для прокаливания селена в качестве сульфатирующего реагента для серебра.
В случае, если сульфатирование серебра в процессе прокаливания оказалось не совсем успешным, серебро также растворяется, не говоря уже о примесях, во время сернокислотного выщелачивания шлама. Для выщелачивания всего серебра шлам выщелачивают в концентрированной серной кислоте. Серебро можно выделить из раствора серной кислоты экстракцией (используемый экстрагирующий реагент представляет собой, например, Суапех 471Х) и восстановлением серебра непосредственно из экстрагирующего реагента с помощью подходящего восстанавливающего агента. Перед операцией экстракции
- 3 009399 раствор необходимо разбавить по отношению к серной кислоте. После отделения серебра продолжают реализацию этого воплощения способа, связывая теллур, после чего раствор возвращают на очистку раствора после электролиза меди.
Если при прокаливании сульфатирование серебра прошло не совсем успешно, и шлам подвергли только нейтральному выщелачиванию, то необходимо провести обработку остатка от солянокислотного выщелачивания. В этом случае серебро из остатка от выщелачивания можно подвергнуть выщелачиванию либо в концентрированной серной кислоте либо в растворе хлорида кальция. Раствор серной кислоты можно вернуть на операцию прокаливания. Из раствора хлорида кальция серебро можно выделить в виде хлорида серебра и/или его можно восстановить сразу в серебро.
Сравнительный пример
Во время эксперимента обрабатывали анодный шлам, собранный после электролиза меди на предприятии ОиЮкитри Ροτί ХУогкй. Обычно аноды выщелачивают 16 дней, в течение этого времени выращивают две группы катодов, цикл роста которых составляет 8 дней. Обычно анодный шлам собирают из ванн с интервалом 16 дней, т.е. во время замены анодов. В данном эксперименте анодный шлам получали с промышленного электролиза меди смывкой анодного шлама с первого анодного цикла с шести электролитических ванн уже после 8 дней, и собирая шлам для испытания только со второго цикла роста из тех же ванн. Общее количество собранного шлама составило около 80 кг.
Сначала анодный шлам выщелачивали при атмосферном выщелачивании для частичного выщелачивания меди, содержащейся в шламе. Выщелачивание проводили в реакторе объемом 1 м3, плотность раствора для выщелачивания составляла около 100 г сухого вещества/л. В начале процесса выщелачивания содержание кислоты составляло 250 г Н28О4/л. а температура выщелачивания составляла 95-100°С. В качестве окисляющего агента использовали кислород, а общее время выщелачивания составило 8 ч. В конце процесса выщелачивания нерастворенный шлам отделяли фильтрованием.
После атмосферного выщелачивания отделенный шлам прокаливали в промышленной печи для прокаливания для удаления селена и для сульфатирования серебра. Прокаливание проводили в одну стадию, а используемыми прокаливающими реагентами стали диоксид серы и кислород. Общее время прокаливания составило 12 ч, а диоксид серы подавали в течение 4 ч в начале процесса прокаливания. Температура прокаливания составила 450-550°С.
Проанализировали состав прокаленного шлама и получили следующие результаты: Ад = 15,4%, Си = 8,1%, N = 2,2%, Ак = 2,2%, 8Ь = 1,3%, Βί = 5,0%, 8е = 0,08% и Те = 1,0%.
Серебро из прокаленного шлама подвергли выщелачиванию в воду в 10-литровом реакторе, снабженном мешалкой и отражателями потока.
Количество используемого шлама составило 350 г, и его выщелачивали в воду без измельчения. Время выщелачивания в эксперименте составило 3 ч, при этом температура составляла 95°С. После выщелачивания осадок отделили от раствора фильтрованием.
Анализ состава отделенного раствора сульфата серебра показал следующее: Ад = 4,5 г/л, Си = 2,3 г/л, 8е = 0,5 мг/л и Те = 0,5 мг/л. рН раствора составило 2,5.
Серебро от водного раствора отделили, связав его медью. Связывание проводили на поверхности вращающегося медного цилиндра, причем скорость вращения цилиндра можно было отрегулировать. Объем раствора в процессе связывания составил 500 мл, температура раствора была 80°С, а скорость вращения цилиндра составила 200 об./мин. Исходный раствор представлял собой водный раствор, полученный как описано выше, поэтому содержание серебра в нем было 4,5 г Ад/л. При такой скорости вращения осадок серебра снимали с медной поверхности в виде небольших частиц и осаждали на дне применявшегося в процессе реактора.
Время связывания составило 1 ч, и анализ конечного раствора показал следующее: Ад = 0,10 мг/л, Си = 8,6 г/л, 8е = 0,4 мг/л и Те < 0,3 мг/л. Чистота серебра составила 99,9%.
Выщелачивание остатка после водного выщелачивания продолжали до выщелачивания всего серебра, так что остаток выщелачивали в концентрированную серную кислоту (98%). Плотность шлама в процессе выщелачивания составила 300 г/л, температура составляла 220°С, а время выщелачивания составило 3 ч. Для повышения фильтрующей емкости серную кислоту после выщелачивания разбавили до 70%, а остаток от выщелачивания отфильтровали из раствора кислоты. Количество конечного раствора составило 1,5 л. Анализ полученного раствора серной кислоты показал: Ад = 4,1 г/л, Ай = 4,9 г/л, Βί = 2,3 г/л и Те =2,2 г/л.
Извлечение серебра при водном выщелачивании составило 83,5%, а при сернокислотном выщелачивании - 11,4%, при этом общее извлечение составило 94,9%.
Пример
В данном эксперименте анодный шлам обработали способом по изобретению. Анодный шлам собирали как в сравнительном примере. Поскольку момент времени сбора отличался от приведенного в сравнительном примере, анализ шлама отличается от результатов, полученных в сравнительном примере при нормальном диапазоне отклонений в процессе.
Шлам выщелачивали при атмосферном выщелачивании в лабораторном реакторе объемом 8 л. Реактор был снабжен мешалкой и отражателями потока. Условия выщелачивания следующие: плотность
- 4 009399 шлама 250 г/л, содержание серной кислоты в начале составило 250 г/л, температура выщелачивания 95100°С, время выщелачивания 7 ч, а подача кислорода 40 л/ч. В конце процесса выщелачивания шлам отделили фильтрованием, и полученный шлам проанализировали. Анализ шлама показал следующие результаты: Ад = 11,5%, Си = 19,3%, N1 = 1,0%, А§ = 3,5%, 8Ь = 1,7%, ΒΪ = 5,2%, 8е= 14,8% и Те = 3,7%.
Сухой шлам подвергли двухстадийному прокаливанию селена и сульфатированию серебра в лабораторной печи для прокаливания. Количество использованного шлама составило 449 г.
Прокаливание селена проводили при температуре 500°С, время прокаливания составило 6 ч. В качестве реагентов для прокаливания использовали диоксид серы - 25 л/ч и кислород - 20 л/ч. После прокаливания селена шлам охладили, взвесили и к нему добавили концентрированную серную кислоту, количество которой в полтора раза превышало массу шлама. Полученный шлам дополнительно сульфатировали в той же печи при температуре 330-350°С в течение 1 ч. После охлаждения шлам взвесили и проанализировали. Масса шлама составила 531,5 г, а анализ показал следующие результаты: Ад = 9,8%, Си = 16,2%, N1 = 0,9%, А§ = 2,5%, 8Ь = 0,7%, Βί = 4,4%, 8е = 0,14% и Те = 3,1%.
Затем шлам подвергли водному вышелачиванию, при этом 500 г шлама выщелачивали в 10 л воды при температуре 95-100°С. Время выщелачивания составило 3 ч, и после выщелачивания раствор отделили от осадка фильтрованием. Для промывки осадка использовали небольшое количество воды, которую затем объединили с фильтратом (конечный объем фильтрата составил 8 л). Анализ фильтрата показал следующие результаты: Ад = 4,6 г/л, Си = 8,0 г/л, 8е = 1 мг/л и Те = 2 мг/л. рН раствора составило 3,1.
Достигнутое в результате выщелачивания извлечение серебра составило 93,9% без отдельного сернокислотного выщелачивания.
Связывание серебра производили при температуре 80°С на куске меди (площадь поверхности 0,4 см2), который располагался посередине трубки диаметром 6 мм. Раствор пропускали через трубку, при этом на куске меди скорость течения раствора составляла 10 м/с. Осажденный осадок серебра дополнительно подвергли обработке 50% пероксидом водорода, который добавили к раствору в количестве 0,2 мл. Наконец осадок серебра отфильтровали из раствора и тщательно промыли.
Анализ полученного осадка серебра показал следующие результаты: Си = 50 час./млн (ррт), Те = 12 час./млн., остальные примеси составили менее 5 час./млн. Таким образом, достигнутая чистота серебра составила 99,99%.
Для специалиста очевидно, что данные воплощения изобретения не ограничиваются приведенными выше случаями и могут варьироваться в пределах сущности и объема прилагаемой формулы изобретения.
Claims (23)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Гидрометаллургический способ отделения благородных металлов и примесей от анодного шлама, полученного при электролизе меди, при котором анодный шлам выщелачивают для отделения меди;шлам прокаливают для отделения селена и для сульфатирования металлов в шламе; серебро отделяют от шлама выщелачиванием;золото отделяют от остатка, полученного при выщелачивании серебра, и металлы платиновой группы отделяют от остатка, полученного при отделении золота, отличающийся тем, что шлам прокаливают в две стадии, при этом селен удаляют на первой стадии, а металлы сульфатируют на второй стадии, сульфатированное серебро отделяют выщелачиванием шлама в нейтральный водный раствор и выщелоченное серебро отделяют от водного раствора.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что часть меди из анодного шлама выщелачивают при нормальном давлении в раствор серной кислоты в присутствии кислорода при температуре от 80 до 100°С, предпочтительно от 95 до 100°С.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что используемый источник кислорода при выщелачивании меди является воздухом, предпочтительно газообразным кислородом.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что после удаления меди содержание меди в шламе может превышать 10%.
- 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что на первой стадии прокаливания шлам прокаливают при температуре от 450 до 600°С для окисления селена и для образования газообразного 8еО2.стадии
- 6. Способ по п.5, отличающийся тем, что для окисления применяют содержащий кислород газ, такой как воздух.
- 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что для окисления применяют содержащий кислород газ и диоксид серы.
- 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что для окисления применяют кислород и триоксид серы.
- 9. Способ по п.1, отличающийся тем, что в процессе сульфатирования применяют концентрирован- селена селена селена на на на первой первой первой стадии стадии прокаливания прокаливания прокаливания- 5 009399 ную серную кислоту.
- 10. Способ по п.1, отличающийся тем, что сульфатирование проводят в печи для прокаливания после первой стадии прокаливания при температуре более низкой, чем температура на первой стадии.
- 11. Способ по п.10, отличающийся тем, что температура сульфатирования составляет от 300 до 420°С.
- 12. Способ по п.1, отличающийся тем, что температура при водном выщелачивании составляет от 80 до 100°С.
- 13. Способ по п.1, отличающийся тем, что серебро отделяют от раствора, полученного из процесса водного выщелачивания, связывая его медью.
- 14. Способ по п.13, отличающийся тем, что серебро связывают посредством медного стержня или медной пластины, при этом поток раствора по медной поверхности поддерживают интенсивным.
- 15. Способ по п.1, отличающийся тем, что серебро от раствора, полученного при водном выщелачивании, отделяют экстракцией.
- 16. Способ по п.1, отличающийся тем, что серебро от раствора, полученного при водном выщелачивании, отделяют электролизом.
- 17. Способ по п.1, отличающийся тем, что остаток, полученный после водного выщелачивания, выщелачивают в серную кислоту для выщелачивания и отделения примесей, таких как теллур и мышьяк.
- 18. Способ по п.17, отличающийся тем, что содержание серной кислоты предпочтительно составляет более 400 г/л.
- 19. Способ по п.1, отличающийся тем, что благородные металлы из шлама после нейтрального выщелачивания отделяют от остатка от выщелачивания выщелачиванием в соляную кислоту посредством окисляющего агента, такого как пероксид водорода или хлор, а золото отделяют от раствора восстановлением золота и металлов платиновой группы.
- 20. Способ по п.19, отличающийся тем, что остаток от хлорного выщелачивания обрабатывают концентрированной серной кислотой, которую направляют в печь для прокаливания.
- 21. Способ по п.19, отличающийся тем, что золото отделяют восстановлением газообразным 8О2.
- 22. Способ по п.19, отличающийся тем, что золото отделяют посредством экстрагирования дибутилкарбитолом.
- 23. Способ по п.19, отличающийся тем, что металлы платиновой группы отделяют от солянокис-
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20031366A FI116684B (fi) | 2003-09-23 | 2003-09-23 | Menetelmä anodiliejun käsittelemiseksi |
PCT/FI2004/000505 WO2005028686A1 (en) | 2003-09-23 | 2004-08-31 | Method for processing anode sludge |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA200600460A1 EA200600460A1 (ru) | 2006-10-27 |
EA009399B1 true EA009399B1 (ru) | 2007-12-28 |
Family
ID=27839029
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA200600460A EA009399B1 (ru) | 2003-09-23 | 2004-08-31 | Способ обработки анодного шлама |
Country Status (14)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US7731777B2 (ru) |
JP (1) | JP4866732B2 (ru) |
CN (1) | CN100351406C (ru) |
AR (1) | AR045787A1 (ru) |
AU (1) | AU2004274670B2 (ru) |
BR (1) | BRPI0414606B1 (ru) |
DE (1) | DE112004001718T5 (ru) |
EA (1) | EA009399B1 (ru) |
ES (1) | ES2304095B2 (ru) |
FI (1) | FI116684B (ru) |
PE (1) | PE20050745A1 (ru) |
PL (1) | PL205994B1 (ru) |
WO (1) | WO2005028686A1 (ru) |
ZA (1) | ZA200602040B (ru) |
Families Citing this family (16)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI116729B (fi) * | 2004-07-07 | 2006-02-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä ja laite anodiliejun käsittelemiseksi |
CN101831553B (zh) * | 2010-05-28 | 2012-06-06 | 北京科技大学 | 无氰全湿成套工艺绿色回收废旧电路板的方法 |
US7935173B1 (en) * | 2010-07-23 | 2011-05-03 | Metals Recovery Technology Inc. | Process for recovery of precious metals |
CN101928834B (zh) * | 2010-08-30 | 2012-03-07 | 中南大学 | 从溶液中回收稀贵金属的一种方法 |
CN103233127A (zh) * | 2013-05-08 | 2013-08-07 | 金川集团股份有限公司 | 一种分离铜阳极泥中贱金属与贵金属的方法 |
RU2550064C2 (ru) * | 2013-07-26 | 2015-05-10 | Открытое акционерное общество "Уралэлектромедь" | Способ переработки медеэлектролитного шлама |
CN103498053A (zh) * | 2013-10-11 | 2014-01-08 | 金川集团股份有限公司 | 一种分离铜阳极泥中贱金属与贵金属的方法 |
FI126064B (en) * | 2014-05-28 | 2016-06-15 | Outotec Finland Oy | Hydrometallurgical treatment of anode sludge |
JP6652741B2 (ja) * | 2014-12-25 | 2020-02-26 | 三菱マテリアル株式会社 | 脱銅スライムに含まれる有価金属の浸出方法 |
CN105063361B (zh) * | 2015-08-20 | 2017-03-22 | 江西铜业股份有限公司 | 一种从铜阳极泥中综合回收有价金属的方法 |
CN106006572B (zh) * | 2016-05-12 | 2018-06-12 | 云南驰宏资源综合利用有限公司 | 一种从碲阳极泥回收回用碲的方法 |
CN108083238A (zh) * | 2017-12-20 | 2018-05-29 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 处理真空炉产碲铅的方法 |
CN109055757B (zh) * | 2018-09-10 | 2020-04-03 | 吉首大学 | 一种回收电解锰或电解锌的阳极渣中二氧化锰和铅的方法 |
CN111321299B (zh) * | 2020-03-23 | 2021-12-14 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种银阳极泥高效分离银、铂、钯的方法 |
CN112941322B (zh) * | 2021-01-26 | 2022-10-25 | 西安建筑科技大学 | 一种脱铜阳极泥在卡尔多炉中冶炼时去除BaSO4的方法 |
CN115323187B (zh) * | 2022-08-19 | 2023-08-22 | 中南大学 | 一种去除富铂族金属的铜阳极泥中SnPbFe杂质的方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3944414A (en) * | 1974-10-01 | 1976-03-16 | Mitsubishi Kinzoku Kabushiki Kaisha | Treatment of anode slime from copper electrolysis |
US4002544A (en) * | 1975-04-03 | 1977-01-11 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper |
US4047939A (en) * | 1975-06-13 | 1977-09-13 | Noranda Mines Limited | Slimes treatment process |
US4094668A (en) * | 1977-05-19 | 1978-06-13 | Newmont Exploration Limited | Treatment of copper refinery slimes |
JPS59104439A (ja) * | 1982-12-08 | 1984-06-16 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅電解スライムからの脱セレン方法 |
US4473396A (en) * | 1982-08-04 | 1984-09-25 | Dutokumpu Oy | Procedure for roasting seleniferous material |
JPH10280059A (ja) * | 1997-04-10 | 1998-10-20 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 貴金属合金からの金と銀の分離方法 |
Family Cites Families (16)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2039256A (en) * | 1934-02-17 | 1936-04-28 | Oliver C Martin | Process of treating refinery sludges or slimes containing selenium and tellurium |
JPS534721A (en) * | 1976-07-02 | 1978-01-17 | Sumitomo Metal Mining Co | Method of separating selenium in slime formed in copper electrolysis |
US4076605A (en) * | 1976-08-26 | 1978-02-28 | Inspiration Consolidated Copper Company | Dichromate leach of copper anode slimes |
JPS5952218B2 (ja) * | 1980-11-18 | 1984-12-18 | 住友金属鉱山株式会社 | 銅電解スライムよりの金の回収法 |
JPS6123729A (ja) * | 1984-07-12 | 1986-02-01 | Mitsubishi Metal Corp | 銅電解スライムの脱銅法 |
JPH0417628A (ja) * | 1990-05-09 | 1992-01-22 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅電解スライムの製錬方法 |
JPH04236731A (ja) * | 1991-01-16 | 1992-08-25 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 脱銅スライムからの貴金属の回収方法 |
JPH05311264A (ja) * | 1992-03-16 | 1993-11-22 | Nikko Kinzoku Kk | 銅電解アノードスライムの湿式処理による有価物回収方法 |
JPH05311258A (ja) * | 1992-03-16 | 1993-11-22 | Nikko Kinzoku Kk | 銅電解アノードスライムの湿式処理方法 |
JPH05311259A (ja) * | 1992-04-13 | 1993-11-22 | Nikko Kinzoku Kk | 鉛電解アノードスライムの湿式処理方法 |
JPH07286219A (ja) * | 1994-04-19 | 1995-10-31 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅電解アノードスライムからの脱銅方法 |
JP3879126B2 (ja) * | 1997-06-16 | 2007-02-07 | 三菱マテリアル株式会社 | 貴金属製錬方法 |
JPH11293361A (ja) * | 1998-04-13 | 1999-10-26 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅電解スライムからの高純度セレンの製造方法 |
PE20010614A1 (es) * | 1999-08-02 | 2001-05-25 | Billiton Sa Ltd | Recuperacion de plata desde una solucion de salmuera acida |
JP3616314B2 (ja) * | 2000-03-03 | 2005-02-02 | 日鉱金属株式会社 | 銅電解殿物の処理方法 |
WO2001083835A2 (en) * | 2000-04-28 | 2001-11-08 | Mintek | Gold recovery process with hydrochloric acid lixiviant |
-
2003
- 2003-09-23 FI FI20031366A patent/FI116684B/fi active IP Right Grant
-
2004
- 2004-08-31 WO PCT/FI2004/000505 patent/WO2005028686A1/en active IP Right Grant
- 2004-08-31 PL PL379379A patent/PL205994B1/pl unknown
- 2004-08-31 ES ES200650025A patent/ES2304095B2/es not_active Expired - Fee Related
- 2004-08-31 CN CNB200480027499XA patent/CN100351406C/zh not_active Expired - Lifetime
- 2004-08-31 JP JP2006527432A patent/JP4866732B2/ja not_active Expired - Lifetime
- 2004-08-31 US US10/572,104 patent/US7731777B2/en active Active
- 2004-08-31 AU AU2004274670A patent/AU2004274670B2/en not_active Expired
- 2004-08-31 EA EA200600460A patent/EA009399B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2004-08-31 DE DE112004001718T patent/DE112004001718T5/de not_active Withdrawn
- 2004-08-31 BR BRPI0414606-9A patent/BRPI0414606B1/pt active IP Right Grant
- 2004-09-16 PE PE2004000899A patent/PE20050745A1/es active IP Right Grant
- 2004-09-21 AR ARP040103387 patent/AR045787A1/es unknown
-
2006
- 2006-03-10 ZA ZA200602040A patent/ZA200602040B/en unknown
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3944414A (en) * | 1974-10-01 | 1976-03-16 | Mitsubishi Kinzoku Kabushiki Kaisha | Treatment of anode slime from copper electrolysis |
US4002544A (en) * | 1975-04-03 | 1977-01-11 | Outokumpu Oy | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper |
US4047939A (en) * | 1975-06-13 | 1977-09-13 | Noranda Mines Limited | Slimes treatment process |
US4094668A (en) * | 1977-05-19 | 1978-06-13 | Newmont Exploration Limited | Treatment of copper refinery slimes |
US4473396A (en) * | 1982-08-04 | 1984-09-25 | Dutokumpu Oy | Procedure for roasting seleniferous material |
JPS59104439A (ja) * | 1982-12-08 | 1984-06-16 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅電解スライムからの脱セレン方法 |
JPH10280059A (ja) * | 1997-04-10 | 1998-10-20 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 貴金属合金からの金と銀の分離方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
PATENT ABSTRACTS OF JAPAN, vol. 008, no. 218 04 October 1984 (1984-10-04) & JP 59104439 A (SUMITOMO KINZOKU KOUZAN KK), 16 June 1984 (1984-06-16), abstract * |
PATENT ABSTRACTS OF JAPAN, vol. 199, no. 901, 29 January 1999 (1999-01-29) & JP 10280059 A (SUMITOMO METAL MINING CO LTD.), 20 October 1998 (1998-10-20), abstract * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AR045787A1 (es) | 2005-11-16 |
AU2004274670B2 (en) | 2009-09-03 |
BRPI0414606A (pt) | 2006-11-07 |
US20070062335A1 (en) | 2007-03-22 |
FI20031366A0 (fi) | 2003-09-23 |
ZA200602040B (en) | 2007-05-30 |
JP4866732B2 (ja) | 2012-02-01 |
BRPI0414606B1 (pt) | 2015-08-11 |
FI20031366A (fi) | 2005-03-24 |
CN100351406C (zh) | 2007-11-28 |
ES2304095A1 (es) | 2008-09-01 |
EA200600460A1 (ru) | 2006-10-27 |
ES2304095B2 (es) | 2009-04-01 |
FI116684B (fi) | 2006-01-31 |
JP2007505999A (ja) | 2007-03-15 |
PL379379A1 (pl) | 2006-09-04 |
AU2004274670A1 (en) | 2005-03-31 |
US7731777B2 (en) | 2010-06-08 |
WO2005028686A1 (en) | 2005-03-31 |
CN1856585A (zh) | 2006-11-01 |
PE20050745A1 (es) | 2005-10-26 |
PL205994B1 (pl) | 2010-06-30 |
DE112004001718T5 (de) | 2006-10-19 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2650663C1 (ru) | Гидрометаллургическая переработка анодного шлама | |
EA009399B1 (ru) | Способ обработки анодного шлама | |
KR100956050B1 (ko) | 백금족 원소의 분리방법 | |
US4002544A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper | |
NO158106B (no) | Fremgangsmaate for behandling av en vandig opploesning inneholdende edelmetaller og uoenskede elementer. | |
US4662938A (en) | Recovery of silver and gold | |
JP2020105587A (ja) | 貴金属、セレン及びテルルを含む酸性液の処理方法 | |
US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
JP2020105588A (ja) | 貴金属、セレン及びテルルを含む混合物の処理方法 | |
JPS6139383B2 (ru) | ||
JP2007231397A (ja) | 塩化銀の精製方法 | |
EP0134435B1 (en) | A process for the recovery of valuable metals from the ashes of normal and complex pyrites | |
JP7247050B2 (ja) | セレノ硫酸溶液の処理方法 | |
JPH0781172B2 (ja) | 銀精錬鉱泥の精製方法 | |
JP3407600B2 (ja) | 銀の抽出回収方法 | |
JPH10280059A (ja) | 貴金属合金からの金と銀の分離方法 | |
RU2779554C1 (ru) | Способ получения аффинированного серебра из промпродуктов драгметального производства, содержащих серебро в форме хлорида | |
SU186681A1 (ru) | А. С. К '•""и А. В. Братчик | |
RU2154687C1 (ru) | Способ переработки отработанных серебряных катализаторов с получением чистого серебра или растворов его соединений, пригодных для приготовления катализаторов (варианты) | |
RU2351667C1 (ru) | Способ переработки цинксодержащих золотосеребряных цианистых осадков | |
PL176954B1 (pl) | Sposób otrzymywania platyny i palladu z roztworów | |
JPH1180853A (ja) | 硫化物形態のものからのアンチモンの回収方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
HC1A | Change in name of an applicant in a eurasian application | ||
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM |