FI66028B - Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat - Google Patents

Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat Download PDF

Info

Publication number
FI66028B
FI66028B FI801109A FI801109A FI66028B FI 66028 B FI66028 B FI 66028B FI 801109 A FI801109 A FI 801109A FI 801109 A FI801109 A FI 801109A FI 66028 B FI66028 B FI 66028B
Authority
FI
Finland
Prior art keywords
lead
electrolyte
concentrate
anode
process according
Prior art date
Application number
FI801109A
Other languages
English (en)
Swedish (sv)
Other versions
FI801109A (fi
FI66028C (fi
Inventor
Peter Kenneth Everett
Original Assignee
Dextec Metallurg
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 Dextec Metallurg filed Critical Dextec Metallurg
Publication of FI801109A publication Critical patent/FI801109A/fi
Application granted granted Critical
Publication of FI66028B publication Critical patent/FI66028B/fi
Publication of FI66028C publication Critical patent/FI66028C/fi

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C5/00Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses
    • C25C5/02Electrolytic production, recovery or refining of metal powders or porous metal masses from solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/18Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of lead

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Description

ΓβΊ nn KUULUTUSJULKAISU
JHBfa <11) UTLÄGGNINGSSKRIFT 6 jUzo 5¾¾ C (45) Patentti tty 13 00 1934 iwiA Patent Ecd'lclat V ’ V (51) Kv.lk? /IntCI.3 C 25 C 1/18 SUOM I —FI N LAN D (21) Puenttlhakeinu» — Patantaittttknlng 801103 (22) H»k*ml*pilvt — Ans5knlng*dag 08.04.8 0 (23) Alku pilvi —GI1tlgh«t*d»g 08.04.80 (41) Tuiiut )ulkl*«kil — Bllvlt offdntllg jq )0.80
Patentti- ja rekisterihallitus (44) NlhtivUulpanon ja kuuLjullultun pvm. — ™ n λ o λ
Patent- och registerst^relsen ' Anaökan uttagd od» utUkrtftao pubikerad JU,Ui·^ (32)(33)(31) Pyydetty «UMflMua —Begird prktrket 09.04.79
Austra 1ia-Austra 1ien(AU) PD 8329 Toteennäytetty-Styrkt (71) Dextec Metallurgical Pty. Limited, 169, Miller Street, North Sydney,
New South Wales, Austra 1ia-Austra 1 ien(AU) (72) Peter Kenneth Everett, Chatswood, New South Wales, Australia-Austral ien(AU) (74) Berggren Oy Ab (54) Menetelmä lyijyn ta 1teenottamiseksi selektiivisesti malmista tai rikasteesta - Förfarande för selektivt ti11varatagande av bly ur malm eller koneentrat Tämä keksintö koskee menetelmää lyijyn talteenottamiseksi selektiivisesti lyijypitoisesta malmista tai rikasteesta, joka sisältää myös muita metallisulfideja kuin lyijysulfi-deja, elektrolyysikennossa, jossa on ainakin yksi anodi ja yksi katodi ja kloridi-ioneja sisältävä elektrolyytti.
Lyijy valmistetaan normaalisti sulfidimalmistaan tai rikasteestaan pyrometallurgisella käsittelyllä, johon liittyy sulatus. Tässä käsittelyssä edellä mainittuun malmiin tai rikasteeseen sisältyvä rikki saatetaan hapetuksen alaiseksi ja tuloksena on rikkidioksidia. Rikkidioksidi on tunnustettu ilman saastuttajaksi. Tämän johdosta viimeaikaisen lainsäädännön ankaruus on yhä enemmän koventunut ja tehnyt vähemmän taloudelliseksi lyijysulatusprosessien toimenpiteet.
Pyrometallurgisen prosessin haittojen, erityisesti saastutuksen voittamiseksi on kehitetty prosesseja sulfidien hapettumiseksi paineen alaisena autoklaaveissa käyttäen ammoniakki!iuosta.
_ - r . ....
2 6 '028
Laitos on kallis, käyttää suuria määriä ammoniakkia, tuottaa suuria määriä ammoniumsulfaattia, josta on päästävä eroon, ja vaatii usein 1iitännäislaitoksen puhtaan hapen tuottamiseksi.
Esimerkki edellä mainitusta Drosessista on hydrometallurginen prosessi, joka on esitetty australiaisessa patentissa 282 292. Prosessissa käytetään ammoniumsulfaattiympäristössä happea 0,34-6,8 atm:n osapaineessa ja hapetetaan lyijysulfidi lyijy-sulfaatiksi, joka tuote vaatii jatkokäsittelyn lyijymetalIin tuottamiseksi. Tässä suhteessa on havaittu, että lyijyä ei voida taloudellisesti ottaa talteen elektrolyysillä sen sulfi-deista elektrolyytistä, joka sisältää huomattavasti sulfaatti-ioneja tai prosessilla, jossa sulfaatti-ioneja muodostuu mainittavia määriä.
Yllä esitetyn lisäksi on ehdotettu muita prosesseja, joissa lyi-jysulfidirikaste on tiivistetty johtaviksi anodeiksi ja hapetettu sähköisesti sähkökemiallisessa kennossa. Nämä prosessit eivät olleet menestyksellisiä johtuen korkeista anodien valmistuskustannuksista ja huonoista virta- ja uuttohyötysuhteista.
Huomattavasti tutkimustyötä on suunnattu myös lyijysulfidimal-min tai -rikasteen uuttoon, Viitataan englantilaiseen patenttiin 1 478 571, jossa esitetään menetelmä sulfidimalmiin tai -rikasteeseen sisältyvien k.irjometallien liuottamiseksi, jossa menetelmässä uutetaan malmia tai rikastetta kuprikloridin vesi-liuoksella ja regeneroidaan kupri-ionit niistä kuproione.i sta, jotka ovat muodostuneet uuttoreaktion aikana, kaasumaisen hapen avulla yhdessä kloorivetyhapon ja/tai ferrokloridin kanssa.
Tämä prosessi tuottaa kloridien seoksen eikä metallien talteen-ottomenetelmää paljastettu.
Toisessa prosessissa (kuvattu amerikkalaisessa patentissa 3 673 061) suoritetaan sulfidien hapetus sähkökemiallisen kennon anodilla.
Tässä prosessissa otetaan umpimähkäisesti talteen joukko epäjalo- ja metalleja käyttämällä erittäin hapettavia olosuhteita. Vaikka 2 siinä mainitaan 130 Λ/m virrantiheyksistä, esitetään esimerkkinä 2 tiheys välillä 580-5200 A/m , joka on erittäin korkea. Nämä erittäin hapettavat olosuhteet johtavat suuriin kennojännitteisiin ja grafiittianodien nopeaan syöpymiseen. Uskotaan, että 60028 erittäin hapettavien olosuhteiden vaatimus johtuu alkuainerikki-kalvon vähittäisestä kerääntymisestä mineraalin pinnalle, mikä hidastaa liukenemista, jolloin vaaditaan voimakkaampaa hapetusta. On merkittävää todeta, että tässä patentissa mainitaan, että jos keskimääräinen raekoko on suurempi kuin n. 60 mesh U.S. standard-seulalla, prosessi on toimintakyvytön.
On olemassa myös ratkaisematon australialainen patenttihakemus 41938/78, joka osoittaa, että hiukkaskosketus lähellä anodia tai sen kanssa on välttämätön tehokkaalle liukenemiselle. Erityisesti siinä kerrotaan sivulla 7: "Merkitsevä parametri keksinnön tässä kohdassa on törmäystaajuu-den maksimointi yksityisten mineraal. ihiukkasten ja svöttöelektro-din välillä, joka sulfidimieraalien liuotuksessa on anodi." Näin ollen yhteenvetona sopivammassa yllä selostetussa alan aikaisemmassa tavassa käytetään hyväksi suuria virrantiheyksiä yhdessä happamien kloridiclektrolyyttien kanssa ja parantuneen hyötysuhteen ajatellaan olevan mahdollisen maksimoimalla törmäykset malmi- tai rikastehiukkasten ja anodin välillä.
Vastakohtana yllä olevalle tämä keksintö pyrkii selektiivisesti ottamaan talteen lyijyn lyijyä sisältävistä materiaaleista käyttämättä suuria virrantiheyksiä ja ilman edellä mainittua hiukkas-kosketusvaatimusta. Seurauksena tästä on halpa lyijymalmien tai -rikasteiden konversio lyijyksi normaalipaineessa kuluttamatta kalliita reagensseja tai tuottamatta sivutuotteita, joilla on hävitysongelmia.
Edellä mainitun tavoitteen saavuttamiseksi on keksinnön mukaiselle menetelmälle tunnusomaista se, että elektrolyytin ja malmin tai rikasteen sekoitusta säädetään siten, että anodin välittömässä läheisyydessä oleva malmin tai rikasteen määrä on mahdollisimman pieni, niin että mikä tahansa sulfideihin sisältyvä muu metalli kuin lyijy jää pääasiassa liukenematta, että elektrolyytti pidetään lämpötilassa, joka on elektrolyytin kiehumispisteeseen asti ja pHrssa alle 7 ja käytetään alhaista 2 alle 200 A/m anodivirran tiheyttä ja lieviä hapetusolosuhteita, jolloin malmiin tai rikasteeseen sisältyvä rikki muuttuu olen- __ - τ~ 66028 naisesti alkuainemuotoon ja lyijy menee liuokseen, ja että lyijy otetaan selektiivisesti talteen katodisesti.
On havaittu, että yllä kerrottu prosessiparametrien yhdistelmä vähentää oleellisesti muiden epäjalojen metallien liukenemista, joita saattaa olla läsnä malmissa tai rikasteessa ja yllättäen tekee mahdolliseksi ennalta arvaamattoman taloudellisen ja erittäin tehokkaan lyijyn talteenoton. Toisin sanoen sillä on se etu, että kyetään selektiivisesti ottamaan talteen lyijy Pb-Zn-Cu-Fe-sekasulfideista, voitetaan yllä kuvatut aikaisempien prosessien haitat ja on lisäksi sovellettavissa muihin lyijymi-neraaleihin kuin sulfideihin, jotka ovat liukenevia prosessi-olosuhteissa. Edelleen prosessi on toimintakelpoinen seka-ja monimutkaisilla malmeilla.
Arvellaan, että keksinnön menestys johtuu olosuhteiden sarjan valinnasta, jolla vältetään alkuainerikkikalvon muodostuminen, mikä johtaa pienempiin kennojännitteisiin, kykyyn käyttää gra-fiittianodeja ja kuten mainittiin se tekee mahdolliseksi lyijyn hyvin selektiivisen talteenoton lyijyn, sinkin, raudan ja kuparin sulfidien seoksista. Käytettyjen olosuhteiden, pienen ano-dipotentiaalin ja pienen liuoshapetuspotentiaalin arvellaan tekevän mahdolliseksi lyijysulfidin ensimmäisen dissosioitumisen ionilyijyksi ja rikkivälituotteiksi, jotka sallivat rikin diffuusion mineraalin pinnalta ennen muuttumista alkuainemuotoon. Rikkivälituoteyhdisteitä voi edustaa H2S.
Tässä käytetty sanonta "suuri anodivirran tiheys" käsittää yli 2 1000 A/m :n potentiaalit, kun taas "pieni anodivirran tiheys" ilmoittaa tiheyden, joka on yleensä alle n. 200 A/m2.
Keksinnön merkitsevä suositeltava kohta on erittäin pienten anodivirran tiheyksien, mieluummin alle 130 A/m2:n ja vielä mieluummin 50-100 A/m2:n valinta.
Samoin elektrolyytin minimi-pH-arvon 0,5 on havaittu olevan edullinen optimi-pH-alueen ollessa välillä 1,5-2,5.
5 66028 Lämpötila on myös prosessiparametri, joka on merkitsevä ja tässä suhteessa alueen 10-110°C ja aivan erityisesti 50-80°C on havaittu olevan toivottava.
Välittömän lyijygalvanoitumisen sallimiseksi katodilla uuton alussa elektrolyytin tulisi sisältää alunperin jonkin verran anio-nista lyijyä. Esimerkiksi lyijykloridia voidaan sisällyttää elektrolyyttiin.
Edelleen lyijyä sisältävää mineraalia voidaan sekoittaa sähkökemiallisen diafragmakennon anodiosastossa elektrolyytin tasaisen vaikutuksen sallimiseksi.
Mitä tulee reaktion mekanismiin lyijysulfidin arvellaan hajaantuvan yhtälön:
PbS + 2H+-> Pb++ + H2S
mukaisesti ja rikkiyhdiste hapetetaan edelleen anodilla alkuaine-rikiksi yhtälön: H2S -*k 2H+ + S + 2e mukaisesti.
Kennon kokonaisreaktio on:
PbS --> Pb + S
Päinvastoin kuin edellä mainitussa australialaisessa patenttihakemuksessa 41938/78 mineraalin ei tarvitse olla anodin välittömässä läheisyydessä ja kasvava selektiivisyys on saavutettu lievällä sekoituksella anodiosaston pohjalla johtuen kasvaneesta hapetustasosta anodien välittömässä läheisyydessä, mikä saattaa aiheuttaa muiden mineraalien liukenemista, mikä ei ole toivottavaa. Kuten aikaisemmin mainittiin on toivottavaa suspendoida mineraali vaikutuksen sallimiseksi kaikilla pinnoilla ja virtauskuvion aikaansaamiseksi rikkiyhdisteiden johtamiseksi mineraalin pinnalta anodille.
Seuraava esimerkki kuvaa prosessin erittäin selektiivistä luonnetta monimutkaisten Pb-Zn-Cu-Fe-sekasulfidien käsittelyssä.
Näissä sulfidiseoksissa olevaa lyijyä ei voitu erottaa taloudellisesti perinteisillä vaahdotusmeneteimillä.
__ · r 6 66028
Esimerkki 1 1 kg kutakin sulfidiseosta sekoitettiin hitaasti 5 litran sähkökemiallisten diafragmakennojen anodiosaston pohjalla elektrolyytissä, joka sisälsi 30 % paino/tilavuus natriumkloridia ja 4 % lyijykloridia pH-arvolla n. 1,5-2,5. Virtaa johdettiin grafiit-tianodien ja katodien välille 90 A/m :n anoditiheydellä ja kato-divirrantiheydellä, joka sopii pulverin tuotantoon katodilla, 5 tunnin ajan 80°C:ssa seuraavin tuloksin. Katodikiertopunppu huuhtoi lyijypulverituotteen laskeutuskammioon koejakson aikana.
Pb % Zn % Cu % Fe %
Syöttö 1 (espanjalainen) 8,0 24,0 10,1 18,8 Jäännös 1 0,21 26,7 10,9 20,6
Tuote 1 99+ 0,018 0,090 0,003
Syöttö 2 (australialainen) 11,6 18,4 10,2 15,2 Jäännös 2 0,14 18,8 11,0 17,0
Tuote 2 99+ 0,007 0,017 0,0032
Virtahyötysuhde molemmissa kokeissa oli yli 90 % alle 2 voltin kennojännitteellä ja alle 1 kWh/kg:n energiankulutuksella. Tulokset osoittavat uuton erittäin selektiivisen luonteen ja lyijytuot-teen suuren puhtauden. Uuttohyötysuhteet ovat 97 % ja 99 % lyijylle vain hyvin vähäisten Zn- ja Cu-määrien mennessä liuokseen.
y
Seuraava esimerkki kuvaa prosessin soveltamista kaupallisiin lyijyrikasteisiin.
Esimerkki 2 100 g lyijyrikastetta, jonka analyysi oli 70 % Pb, 1,0 % Cu ja 1,9 % Fe, sekoitettiin hitaasti 5 litran diafragmakennossa, joka sisälsi hapanta elektrolyyttiä, jossa oli 30 % NaCl ja 4 % PbC^» 70°C:ssa. Virtaa johdettiin grafiittianodien ja katodien välille 5 A:n määrä 5 tunnin ajan. Kennojännite oli 1,9 V ja anodi-virran tiheys oli 90 A/m2.
Jäännöksen analyysi osoitti 0,9 % Pb, 4,9 % Fe ja 3,2 % Cu, mikä merkitsee 99,5 %:sta Pb:n uuttohyötysuhdetta samalla, kun Cu ja Fe jäivät jäännökseen.
7 66028
Yllä oleva esimerkki osoittaa edelleen prosessin erittäin selektiivistä luonnetta, pieniä energiakustannuksia ja suuria uutto-hyötysuhteita, jotka saavutetaan toimimalla näissä olosuhteissa.
Kuva 1 on poikkileikkauskuvanto laitteistosta, jossa tämän hakemuksen kohteena oleva prosessi voidaan suorittaa.
Piirros sisältää elektrolyysikennon 1, joka on sijoitettu läm-mittimen 2 päälle, joka lämmitin nostaa elektrolyytin 3 ja lyijy-malmin tai -rikasteen 4 lämpötilan haluttuun lämpötilaan. Häm-mennin tai sekoitin 5 on sijoitettu kennon 1 pohjan viereen ja pyörimällä se aiheuttaa malmin tai rikasteen 4 ja elektrolyytin 3 liikkeen. Pari anodeja 6 ja katodi 7 on osittain upotettu elektrolyyttiin 3 ja potentiaali on asetettu katodin ja anodin poikki niiden upottamattorniin osiin. Katodin 7 ympärillä on huokoinen katodipussi 8.
Tämän mukaisesti lyijymalmi tai -rikaste 4 dissosioituu ionilyi-jyksi ja rikkivälituoteyhdisteiksi (H^S) , jotka (kuten aikaisemmin mainittiin) tekevät mahdolliseksi rikin diffuusion mineraalin pinnalta ennen muuttumista alkuainemuotoon. Rikkiyhdisteet vaeltavat kohti anodia, kun taas ioninen lyijy vaeltaa katodille.

Claims (9)

1. Menetelmä lyijyn talteenottamiseksi selektiivisesti lyijypitoisesta malmista tai rikasteesta, joka sisältää myös muita metallisulfideja kuin lyijvsulfideja, elektro-lyysikennossa, jossa on ainakin yksi anodi ja yksi katodi ja kloridi-ioneja sisältävä elektrolyytti, tunnettu siitä, että elektrolyytin ja malmin tai rikasteen sekoitusta säädetään siten, että anodin välittömässä läheisyydessä oleva malmin tai rikasteen määrä on mahdollisimman pieni, niin että mikä tahansa sulfideihin sisältyvä muu metalli kuin lyijy jää pääasiassa liukenematta, että elektrolyytti pidetään lämpötilassa, joka on elektrolyytin kiehumispisteeseen asti ja pH:ssa alle 7 ja käytetään alhaista alle 200 A/m2 anodivirran tiheyttä ja lieviä hapetusolosuhteita, jolloin malmiin tai rikasteeseen sisältyvä rikki muuttuu olennaisesti alkuainemuotoon ja lyijy menee liuokseen, ja että lyijy otetaan selektiivisesti talteen katodisesti.
2. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet- 2 t u siitä, että anodivirran tiheys on alle 130 A/m .
3. Patenttivaatimuksen 1 mukainen menetelmä, tunnet- 2 t u siitä, että anodivirran tiheys on välillä 50-100 A/m'.
4. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-3 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytin pH on välillä 0,5-7.
5. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-3 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytin pH on välillä 1 ,5-2,5.
6. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-5 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytin lämpötila on välillä 30-110°C. 66028 9
7. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-6 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytin lämpötila on välillä 50-80°C.
8. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-7 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytti sisältää alunperin lonimuotoista lyijyä.
9. Minkä tahansa patenttivaatimuksista 1-8 mukainen menetelmä, tunnettu siitä, että elektrolyytti on alkali-metallikloridi ja/tai maa-alkalimetallikloridi.
FI801109A 1979-04-09 1980-04-08 Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat FI66028C (fi)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AUPD832979 1979-04-09
AUPD832979 1979-04-09

Publications (3)

Publication Number Publication Date
FI801109A FI801109A (fi) 1980-10-10
FI66028B true FI66028B (fi) 1984-04-30
FI66028C FI66028C (fi) 1984-08-10

Family

ID=3768057

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
FI801109A FI66028C (fi) 1979-04-09 1980-04-08 Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat

Country Status (32)

Country Link
US (1) US4381225A (fi)
EP (1) EP0026207B1 (fi)
JP (1) JPS5832235B2 (fi)
AR (1) AR220270A1 (fi)
BR (1) BR8008117A (fi)
CA (1) CA1148893A (fi)
CS (1) CS227306B2 (fi)
DD (1) DD150083A5 (fi)
DE (1) DE3041437C2 (fi)
DK (1) DK523880A (fi)
EG (1) EG14134A (fi)
ES (1) ES8102598A1 (fi)
FI (1) FI66028C (fi)
GB (1) GB2057014B (fi)
GR (1) GR67296B (fi)
HU (1) HU183166B (fi)
IE (1) IE49671B1 (fi)
IN (1) IN152888B (fi)
IT (1) IT1127440B (fi)
MW (1) MW5080A1 (fi)
MX (1) MX154261A (fi)
MY (1) MY8500168A (fi)
NL (1) NL186021C (fi)
NO (1) NO154273C (fi)
OA (1) OA07376A (fi)
PL (1) PL223225A1 (fi)
RO (1) RO81242B (fi)
SE (1) SE446463B (fi)
WO (1) WO1980002164A1 (fi)
YU (1) YU41919B (fi)
ZA (1) ZA801861B (fi)
ZM (1) ZM3980A1 (fi)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
MX171716B (es) * 1982-12-10 1993-11-11 Dextec Metallurg Un electrodo para una celda electrolitica para la recuperacion de metales de minerales metaliferos o concentrados y metodo para fabricarlo
SE8504140L (sv) * 1985-09-05 1987-03-06 Boliden Ab Forfarande for selektiv utvinning av bly fran komplexa sulfidiska icke-jernmetallsliger
ITMI20072257A1 (it) * 2007-11-30 2009-06-01 Engitec Technologies S P A Processo per produrre piombo metallico a partire da pastello desolforato
FR3060610B1 (fr) * 2016-12-19 2020-02-07 Veolia Environnement-VE Procede electrolytique pour extraire de l'etain et/ou du plomb compris dans un melange conducteur

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US556092A (en) * 1896-03-10 Oscar frolich
US846642A (en) * 1905-12-26 1907-03-12 Harvey Atchisson Process of reducing metallic sulfids.
US1285690A (en) * 1914-05-18 1918-11-26 Adrien Armand Maurice Hanriot Process for the treatment of ores and solid salts by electrochemical reduction.
US1456798A (en) * 1920-04-30 1923-05-29 Cons Mining & Smelting Company Process for the extraction of lead from sulphide ores
US2761829A (en) * 1951-06-29 1956-09-04 Norman H Dolloff Polarization prevention in electrolysis of sulfide ores
US3787293A (en) * 1971-02-03 1974-01-22 Nat Res Inst Metals Method for hydroelectrometallurgy
US3673061A (en) * 1971-02-08 1972-06-27 Cyprus Metallurg Process Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides
AU466387B2 (en) * 1971-04-13 1975-10-30 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organization Compacted bodies
US3772003A (en) * 1972-02-07 1973-11-13 J Gordy Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore
US3736238A (en) * 1972-04-21 1973-05-29 Cyprus Metallurg Process Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides
US3957601A (en) * 1974-05-17 1976-05-18 Mineral Research & Development Corporation Electrochemical mining
JPS5352235A (en) * 1976-10-25 1978-05-12 Nat Res Inst Metals Electrorefining method of lead
AU527808B2 (en) * 1977-11-06 1983-03-24 The Broken Hill Proprietary Company Limited Simultaneous electrodissolution and electrowinning of metals from sulphide minerials

Also Published As

Publication number Publication date
RO81242B (ro) 1983-04-30
CA1148893A (en) 1983-06-28
IE800713L (en) 1980-10-09
SE8008591L (sv) 1980-12-08
DD150083A5 (de) 1981-08-12
AR220270A1 (es) 1980-10-15
IN152888B (fi) 1984-04-28
MX154261A (es) 1987-06-29
DE3041437T1 (de) 1982-02-11
CS227306B2 (en) 1984-04-16
YU95880A (en) 1983-02-28
NL186021C (nl) 1990-09-03
PL223225A1 (fi) 1981-02-13
NL8020126A (nl) 1981-01-30
OA07376A (fr) 1984-06-30
GR67296B (fi) 1981-06-29
NO154273C (no) 1986-08-20
JPS5832235B2 (ja) 1983-07-12
SE446463B (sv) 1986-09-15
ZA801861B (en) 1981-04-29
RO81242A (ro) 1983-04-29
NO803673L (no) 1980-12-04
IT1127440B (it) 1986-05-21
GB2057014A (en) 1981-03-25
DE3041437C2 (de) 1985-08-01
HU183166B (en) 1984-04-28
FI801109A (fi) 1980-10-10
YU41919B (en) 1988-02-29
JPS56500378A (fi) 1981-03-26
EP0026207A1 (en) 1981-04-08
BR8008117A (pt) 1981-03-31
IT8048367A0 (it) 1980-04-09
FI66028C (fi) 1984-08-10
ES490341A0 (es) 1981-02-16
NO154273B (no) 1986-05-12
ZM3980A1 (en) 1982-09-21
IE49671B1 (en) 1985-11-27
DK523880A (da) 1980-12-09
ES8102598A1 (es) 1981-02-16
EG14134A (en) 1983-09-30
EP0026207B1 (en) 1984-03-21
NL186021B (nl) 1990-04-02
MY8500168A (en) 1985-12-31
GB2057014B (en) 1983-02-09
MW5080A1 (en) 1981-11-11
WO1980002164A1 (en) 1980-10-16
EP0026207A4 (en) 1981-08-28
US4381225A (en) 1983-04-26

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU669906C (en) Production of metals from minerals
US3673061A (en) Process for the recovery of metals from sulfide ores through electrolytic dissociation of the sulfides
AU2003261548A1 (en) Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral
US3772003A (en) Process for the electrolytic recovery of lead, silver and zinc from their ore
US4061552A (en) Electrolytic production of copper from ores and concentrates
KR20130029774A (ko) 유가금속을 회수하는 방법
WO1984000563A1 (en) Recovery of silver and gold from ores and concentrates
PL111879B1 (en) Method of recovery of copper from diluted acid solutions
FI66028B (fi) Foerfarande foer selektivt tillvaratagande av bly ur malm eller koncentrat
US3849265A (en) Electro-oxidative method for the recovery of molybdenum from sulfide ores
AU570580B2 (en) Production of zinc from ores and concentrates
Mahmood et al. The selective leaching of zinc from chalcopyrites-phalerite concentrates using slurry electrodes
CN1381612A (zh) 含锑硫化矿物矿浆电解生产锑的方法
US3766026A (en) Electrolytic process for the recovery of nickel, cobalt and iron from their sulfides
AU558740B2 (en) Recovery of silver and gold from ores and concentrates
RU2023758C1 (ru) Способ электрохимического выщелачивания меди из сульфидного медного концентрата
PL111091B1 (en) Process for recovering the high purity copper from diluted ammonia solution
US1138921A (en) Process of recovering metals by electrolysis.
IE43392B1 (en) Extraction of copper from ores and concentrates
CS209428B2 (cs) Způsob získávání mědi z rudy nebo koncentrátu
DK152225B (da) Fremgangsmaade til udvinding af kobber fra kobber- og jernholdig malm eller koncentrat

Legal Events

Date Code Title Description
MM Patent lapsed

Owner name: DEXTEC METALLURGICAL PTY. LIMITED