JPS6137932A - 金の回収方法 - Google Patents
金の回収方法Info
- Publication number
- JPS6137932A JPS6137932A JP59157273A JP15727384A JPS6137932A JP S6137932 A JPS6137932 A JP S6137932A JP 59157273 A JP59157273 A JP 59157273A JP 15727384 A JP15727384 A JP 15727384A JP S6137932 A JPS6137932 A JP S6137932A
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- JP
- Japan
- Prior art keywords
- gold
- nacl
- precipitate
- powder
- leaching
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
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-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は、煙灰その他の様々の非鉄製錬副産物を出発原
料として様々の方法で生成される粗金に等しく応用しう
るものであるが、ここでは銅電解原物の塩素ガス浸出液
を例にとって説明する。
料として様々の方法で生成される粗金に等しく応用しう
るものであるが、ここでは銅電解原物の塩素ガス浸出液
を例にとって説明する。
銅電解原物は、まだかな）の量の銅を含んでいるので、
脱鉛、併せて脱砒処理されるのが一般的である。脱銅処
理としては、様々の方法が既に確立されてお）、硫酸浸
出、硫酸化焙焼及び酸浸出、あるいはＦｅ３＋イオン添
加浸出等の方法がいずれも使用しうる。脱銅景物は、そ
の出所源及び処理方法に応じてＡｕ） Ａｇ、％Ｐｅ、
Ｐｄ、 Ｃｕ、 Ａｓ、 Ｓｅ。
脱鉛、併せて脱砒処理されるのが一般的である。脱銅処
理としては、様々の方法が既に確立されてお）、硫酸浸
出、硫酸化焙焼及び酸浸出、あるいはＦｅ３＋イオン添
加浸出等の方法がいずれも使用しうる。脱銅景物は、そ
の出所源及び処理方法に応じてＡｕ） Ａｇ、％Ｐｅ、
Ｐｄ、 Ｃｕ、 Ａｓ、 Ｓｅ。
Ｔｅ、 Ｐｂ、 Ｂｉ、Ｆｅ、 ｓｂ、 ｓ、 ｓｉｏ
、等を様々の範囲で含んでいる。これらの有価元素を回
収するシステムにおいて考慮すべき最重要な夕＝ゲット
が全回収であることは前にも述べたとおシである。
、等を様々の範囲で含んでいる。これらの有価元素を回
収するシステムにおいて考慮すべき最重要な夕＝ゲット
が全回収であることは前にも述べたとおシである。
銅電解殿物或いは脱銅景物、好ましくは脱銅景物は、塩
素ガス浸出工程においてスラリー状態で塩素ガス浸出さ
れる。銅電解原物あるいは脱銅景物をスラリー化する媒
体としては、これまで水、塩酸溶液及び周期表第■族乃
至■族の金属の塩化物水溶液が提唱されていることは前
述したが、水や塩酸を使用した場合、金の溶出率及び銀
の固定化率が悪いため、ＮａＣｌやＭｇＣｉ２に代表さ
れる周期表第１乃至■族の金属の塩化物水溶液を使用し
て殿物のスラリー化を計るのが好都合である。例えば、
塩酸スラリーを使用した場合には、塩化銀のかなシの量
が再溶解して浸出液中の全濃度を下げると共に、人ｇｃ
１残渣としての銀回収率を最大限でも９８．２％どまシ
とするのに対し、ＮａＣｌスラリーを使用すると９９５
％以上の金を溶出させた浸出液と９９５％以上の銀をＡ
ｇＣ１・とじて固定した残液を生成しうる。
素ガス浸出工程においてスラリー状態で塩素ガス浸出さ
れる。銅電解原物あるいは脱銅景物をスラリー化する媒
体としては、これまで水、塩酸溶液及び周期表第■族乃
至■族の金属の塩化物水溶液が提唱されていることは前
述したが、水や塩酸を使用した場合、金の溶出率及び銀
の固定化率が悪いため、ＮａＣｌやＭｇＣｉ２に代表さ
れる周期表第１乃至■族の金属の塩化物水溶液を使用し
て殿物のスラリー化を計るのが好都合である。例えば、
塩酸スラリーを使用した場合には、塩化銀のかなシの量
が再溶解して浸出液中の全濃度を下げると共に、人ｇｃ
１残渣としての銀回収率を最大限でも９８．２％どまシ
とするのに対し、ＮａＣｌスラリーを使用すると９９５
％以上の金を溶出させた浸出液と９９５％以上の銀をＡ
ｇＣ１・とじて固定した残液を生成しうる。
上記金属塩化物を使用しての塩素浸出法において、金属
塩化物としてはＮａＣｌやＭｇＣｌ２が代表的に使用さ
れるが、この他ＫＣＩ、 ＣａＣ１１、ＢａＣ１ｔ。
塩化物としてはＮａＣｌやＭｇＣｌ２が代表的に使用さ
れるが、この他ＫＣＩ、 ＣａＣ１１、ＢａＣ１ｔ。
Ｂｅ１ｌ、も好適に使用しうる。金属塩化物濃度は一般
に１〜５Ｎ、好ましくは２５〜３．５Ｎとされる。
に１〜５Ｎ、好ましくは２５〜３．５Ｎとされる。
開放或いは密閉型の容器において、上記スラリーが６０
〜８０℃の温度の下で塩素ガスを吹き込まれる。スラリ
ーは容器に設置された攪拌羽根によって例えば２００〜
１０００ ｒｐｒｉの攪拌速度で攪拌されることが好ま
しい。塩素ガス吹込量は所定の全溶出をもたらすに適当
金とされるが、２００〜１５００ｃｃ／分／ｌスラリー
の割合で５〜７時間の吹き込みで９９５％以上の銀の残
渣への固定化と９９％以上の金その他の有価金属の溶出
が可能である。好ましい吹き込み方法として前半の方を
後半よシ１．５〜３倍多量に吹き込むのが有益であるこ
とが判った。例えば、最初の２〜４時間を４００〜６０
０ＣＣ／分／ｌスラリーとし、残る１〜４時間をその半
分量とするのがよい。スラリー濃度は２００〜４００
ｇ／ｌとされる。スラリー濃度が低すぎると、液ｐＨが
下シ、銀や鉛が溶出しやすくなる。
〜８０℃の温度の下で塩素ガスを吹き込まれる。スラリ
ーは容器に設置された攪拌羽根によって例えば２００〜
１０００ ｒｐｒｉの攪拌速度で攪拌されることが好ま
しい。塩素ガス吹込量は所定の全溶出をもたらすに適当
金とされるが、２００〜１５００ｃｃ／分／ｌスラリー
の割合で５〜７時間の吹き込みで９９５％以上の銀の残
渣への固定化と９９％以上の金その他の有価金属の溶出
が可能である。好ましい吹き込み方法として前半の方を
後半よシ１．５〜３倍多量に吹き込むのが有益であるこ
とが判った。例えば、最初の２〜４時間を４００〜６０
０ＣＣ／分／ｌスラリーとし、残る１〜４時間をその半
分量とするのがよい。スラリー濃度は２００〜４００
ｇ／ｌとされる。スラリー濃度が低すぎると、液ｐＨが
下シ、銀や鉛が溶出しやすくなる。
とうして所定期間塩素ガスを吹き込まれた殿物スラリー
は、金が９９５％以上溶出した浸出液と銀を９９５％以
上ＡｇＣ１として保持した残渣とに変換され、固液分離
後、それぞれに含まれる有価元素回収の為爾後処理に供
される。塩素浸出法は、工程の早期において、獲物から
金を高濃度の浸出液としてそして銀をＡｇＣ１の形で濃
縮された浸出残液として入手しうる点で優れた方法であ
る。金と銀との分離率が良好であることも特筆すべき利
点である。
は、金が９９５％以上溶出した浸出液と銀を９９５％以
上ＡｇＣ１として保持した残渣とに変換され、固液分離
後、それぞれに含まれる有価元素回収の為爾後処理に供
される。塩素浸出法は、工程の早期において、獲物から
金を高濃度の浸出液としてそして銀をＡｇＣ１の形で濃
縮された浸出残液として入手しうる点で優れた方法であ
る。金と銀との分離率が良好であることも特筆すべき利
点である。
こうして得られる浸出後液には、殿物中に含有されてい
た金の９９５％以上が溶出してくるが、同時にＰｔ、Ｐ
ｄ等の白金族元素及び銀も溶出し、またＰｂ、Ｓｅ、Ｔ
ｅ、Ｂｉ、８ｂ、Ｆｅその他の不純物も存在する。
た金の９９５％以上が溶出してくるが、同時にＰｔ、Ｐ
ｄ等の白金族元素及び銀も溶出し、またＰｂ、Ｓｅ、Ｔ
ｅ、Ｂｉ、８ｂ、Ｆｅその他の不純物も存在する。
この後、随意的ではあるが、ｐｔ、ｐｄ等の白金族元素
が全回収に先立って回収されうる。との目的に、溶媒抽
出法も使用しうるが、よシ簡便で効率的な方法は、アン
モニア水を加えて、一般に６〜８Ｎの酸濃度（ＮａＯＨ
添加換算）を有する浸出後液を４〜４．５Ｎまで酸濃度
調整し、Ｐｔ、Ｐｄ等を不溶性塩として沈殿せしめるこ
とである。
が全回収に先立って回収されうる。との目的に、溶媒抽
出法も使用しうるが、よシ簡便で効率的な方法は、アン
モニア水を加えて、一般に６〜８Ｎの酸濃度（ＮａＯＨ
添加換算）を有する浸出後液を４〜４．５Ｎまで酸濃度
調整し、Ｐｔ、Ｐｄ等を不溶性塩として沈殿せしめるこ
とである。
次いで、浸出後液は金に対する選択性の良い溶媒を使用
して溶媒抽出法によ多処理される。
して溶媒抽出法によ多処理される。
溶媒としては、ＤＢＣ（ジブチルカルビトールスなわち
ジエチレングリコール−ｎ−ブチルエーテル）が代表的
に使用されるが、メチルイソブチルケトン或いはそれと
イソアミルアセテートとの混合物等も使用しうる。溶媒
抽出は、１〜２のＡ１０比において室温で浸出後液と溶
媒との良く混合した後静置して有機相と水性相とを分相
せしめることによシ実施され、塩化物の形態で浸出後液
中に存在した金は有機相に移行する。その際、Ａｇ。
ジエチレングリコール−ｎ−ブチルエーテル）が代表的
に使用されるが、メチルイソブチルケトン或いはそれと
イソアミルアセテートとの混合物等も使用しうる。溶媒
抽出は、１〜２のＡ１０比において室温で浸出後液と溶
媒との良く混合した後静置して有機相と水性相とを分相
せしめることによシ実施され、塩化物の形態で浸出後液
中に存在した金は有機相に移行する。その際、Ａｇ。
Ｔｅ、％ｐｅ、Ｐｂ等の不純物も随伴的に移行する。
抽出に際して、不純物が金と共に抽出される割合が浸出
後液の遊離塩酸濃度に大きく依存することが見出された
。即ち、通常の浸出後液中の遊離塩酸濃度は６〜８Ｎで
あるが、これを希釈してα５〜３Ｎ、好ましくは１Ｎ前
後となした後で溶媒抽出にかけると、不純物のかな少の
月が抽出されずにとどまることが判明した。尚、前述し
た白金族元素回収の為アンモニア水添加による酸濃度の
低減は、上記最適全抽出濃度に近づくものであり、との
点でもアンモニア水添加法は好都合である。遊離塩酸の
希釈は、ＮａＯＨでの部分中和、浸出液の水希釈による
目標塩酸濃度への調整、イオン透析等の方法によって適
宜行いうる。
後液の遊離塩酸濃度に大きく依存することが見出された
。即ち、通常の浸出後液中の遊離塩酸濃度は６〜８Ｎで
あるが、これを希釈してα５〜３Ｎ、好ましくは１Ｎ前
後となした後で溶媒抽出にかけると、不純物のかな少の
月が抽出されずにとどまることが判明した。尚、前述し
た白金族元素回収の為アンモニア水添加による酸濃度の
低減は、上記最適全抽出濃度に近づくものであり、との
点でもアンモニア水添加法は好都合である。遊離塩酸の
希釈は、ＮａＯＨでの部分中和、浸出液の水希釈による
目標塩酸濃度への調整、イオン透析等の方法によって適
宜行いうる。
こうして金を抽出した抽出抜液は、そのまま蓚酸のよう
な還元剤を使用して還元析出せしめてもよいが、抽出工
程後にスクラビングを施すことによって抽出された不純
物をかなシ除去しうることか見出された。スクラビング
工程を組込むことによって不純物のかなシの量が除かれ
るからその後の還元剤による還元工程が容易になるしま
た還元剤の不純物への消費量も節約できるメリットが得
られる。スクラビングは、水或いは０．５〜２Ｎ塩酸を
使用してＯ／Ａ −１〜２、通常い＝１／１前後で行わ
れる。水のみでは分相性が悪いため希塩酸の使用が好ま
しい。
な還元剤を使用して還元析出せしめてもよいが、抽出工
程後にスクラビングを施すことによって抽出された不純
物をかなシ除去しうることか見出された。スクラビング
工程を組込むことによって不純物のかなシの量が除かれ
るからその後の還元剤による還元工程が容易になるしま
た還元剤の不純物への消費量も節約できるメリットが得
られる。スクラビングは、水或いは０．５〜２Ｎ塩酸を
使用してＯ／Ａ −１〜２、通常い＝１／１前後で行わ
れる。水のみでは分相性が悪いため希塩酸の使用が好ま
しい。
この後、適当な還元剤、好ましくは蓚酸、デキストロー
ズ又はアスコルビン酸等の有１ａ還元剤ヲ用いて、金が
還元される。還元剤を抽出後液中に投入し、充分に振と
うすることにより金が還元析出する。蓚酸を使用する場
合、６０〜８０℃、好ましくは７０℃前後において２〜
４時間振とうすることにより金が全量還元析出し、残留
金は溶媒相及び水性相共実質上零となる。
ズ又はアスコルビン酸等の有１ａ還元剤ヲ用いて、金が
還元される。還元剤を抽出後液中に投入し、充分に振と
うすることにより金が還元析出する。蓚酸を使用する場
合、６０〜８０℃、好ましくは７０℃前後において２〜
４時間振とうすることにより金が全量還元析出し、残留
金は溶媒相及び水性相共実質上零となる。
こうして得られる還元粗金は、９９３〜９９５％の品位
を有している。通常Ａｇを１００〜３００ｐｐｍ含み、
他にｐｔ、 Ｐｄ、 Ｐｂ、 ８ｂ、人ｓ、 ８ｅ、
Ｔｅ等が極微量存在している。
を有している。通常Ａｇを１００〜３００ｐｐｍ含み、
他にｐｔ、 Ｐｄ、 Ｐｂ、 ８ｂ、人ｓ、 ８ｅ、
Ｔｅ等が極微量存在している。
本発明に従えば、還元粗金粉末はその重量の１〜１０倍
量のＮａＣｌ粉末と均一に混合した後適当なるつぼ等に
充填して高温溶融処理される。混合は両粉末が均一に混
じるよう行うことが好ましい。
量のＮａＣｌ粉末と均一に混合した後適当なるつぼ等に
充填して高温溶融処理される。混合は両粉末が均一に混
じるよう行うことが好ましい。
るつぼとしては、非汚染性容器、例えば特殊雰囲気焼成
等によって製造された高純度グラファイトが使用される
。溶融処理温度は１１００〜１２００℃とされる。１１
００℃よシ低いと処理時間が長くなシまた不純物除去効
果を低下する。−他方、１２００℃を越えると金の四ス
が懸念される。混合粉をα５〜２時間位溶湯状態におく
ことによって還元粗金中に含まれていたＡｇ）ＢｅＳＴ
ｅ、Ｓｂ。
等によって製造された高純度グラファイトが使用される
。溶融処理温度は１１００〜１２００℃とされる。１１
００℃よシ低いと処理時間が長くなシまた不純物除去効
果を低下する。−他方、１２００℃を越えると金の四ス
が懸念される。混合粉をα５〜２時間位溶湯状態におく
ことによって還元粗金中に含まれていたＡｇ）ＢｅＳＴ
ｅ、Ｓｂ。
Ｐｂ、Ｃｕといった微量不純物は殆んどが除去され、従
ってこれから作成される最終型金中のこれら不純物は全
てｌｐｐｍ以下の品位とすることができる。
ってこれから作成される最終型金中のこれら不純物は全
てｌｐｐｍ以下の品位とすることができる。
スカムとして発生するＮａＣｌは適宜金から切離して回
収し、再使用できる。
収し、再使用できる。
こうして９９．９９８％以上の金が電解精製工程の関与
なく精製しうる。
なく精製しうる。
還元粗金を予じめ濃硝酸で処理することも有益である。
例えば７０〜８５℃の濃硝酸を使用して１〜３時間程度
硝酸処理することにより詩にＡｇの残留値を低減するこ
とができる。
硝酸処理することにより詩にＡｇの残留値を低減するこ
とができる。
発明の効果
（１）金の電解精製工程が不要となる結果、金のプラン
ト内停滞量及び停滞期間の著しい縮少が画れる。
ト内停滞量及び停滞期間の著しい縮少が画れる。
（２）塩素ガス揮発法に見られた精製炉設備、ランニン
グコスト上の問題が軽減され、ＮａＣｌと還元粗金との
一層堅密なそして均一な接触反応を通して反応時間が短
縮され、製品への信頼性も向上する。
グコスト上の問題が軽減され、ＮａＣｌと還元粗金との
一層堅密なそして均一な接触反応を通して反応時間が短
縮され、製品への信頼性も向上する。
（３）溶融処理を簡易に実施しうるので、溶媒抽出−還
元−溶融処理と全体として効果的且つ効率的全回収プ四
七スが確立される。
元−溶融処理と全体として効果的且つ効率的全回収プ四
七スが確立される。
以下、参考例、比較例及び実施例を示す。
参考例（銅電解殿物の塩素ガス浸出）
銅製錬所において副生される銅電解殿物をＦｅ ３＋イ
オンで脱銅処理して表１の化学組成の脱銅殿物を得た。
オンで脱銅処理して表１の化学組成の脱銅殿物を得た。
表１ 脱銅獲物組成（重電％）
この脱銅殿物を３ＮＮａＣｌを用いて３７５ｇ／ｌのス
ラリー濃度のスラリーとし、ここに塩素ガスを吹込ｔｒ
ことによシ塩素浸出を行った。浸出温度は、６０℃そし
て浸出時間は６時間と固定した。塩素ガス吹込量は最初
の３時間に５００ｃｃ／分／ｌスラリーとし、残シの時
間をその半分量とした。処理後の浸出液の浸出率を表２
に示す。
ラリー濃度のスラリーとし、ここに塩素ガスを吹込ｔｒ
ことによシ塩素浸出を行った。浸出温度は、６０℃そし
て浸出時間は６時間と固定した。塩素ガス吹込量は最初
の３時間に５００ｃｃ／分／ｌスラリーとし、残シの時
間をその半分量とした。処理後の浸出液の浸出率を表２
に示す。
Ａｕの浸出率は９９％以上の高い値を示し、また浸出液
中の々濃度は低く、それだけＡ、ｇがＡｇＣ１として浸
出残渣中に固定されているととを示す。
中の々濃度は低く、それだけＡ、ｇがＡｇＣ１として浸
出残渣中に固定されているととを示す。
表 ２
こうして生成された浸出液は本発明に従って処理するに
きわめて好適な例の一つである。
きわめて好適な例の一つである。
比較例（塩素ガス揮発法）
高純度電気金（９９，９９８％＋）に所定の不純物α０
１％Ａｇ、０．０８％Ｓｅ、０．０１％Ｔｅ、α０１２
％ｐｂ及び ［１０１％ｓｂを添加して塩素ガス揮発法
用の試料を調製した。この試料２００Ｉｉを高純度グラ
ファイトるつほにて１２００℃で溶解し、この溶湯命中
に１ ： Ｉ Ｃ１，＋Ｎ、混合ガスを３０ｏｃｃ／分
の流量で吹込んだ。３時間の吹込処理でＡｇ以外の不純
物はｉ ｐｐｍ以下に下ったが、Ａｇを２ ｐｐｍ以下
にするには３．５時間を要した。
１％Ａｇ、０．０８％Ｓｅ、０．０１％Ｔｅ、α０１２
％ｐｂ及び ［１０１％ｓｂを添加して塩素ガス揮発法
用の試料を調製した。この試料２００Ｉｉを高純度グラ
ファイトるつほにて１２００℃で溶解し、この溶湯命中
に１ ： Ｉ Ｃ１，＋Ｎ、混合ガスを３０ｏｃｃ／分
の流量で吹込んだ。３時間の吹込処理でＡｇ以外の不純
物はｉ ｐｐｍ以下に下ったが、Ａｇを２ ｐｐｍ以下
にするには３．５時間を要した。
従って、９９．９９８％以上の高純度金を得るのに３．
５時間の長い反応時間と、多量の吹込みガス量を必要と
するととがわかる。
５時間の長い反応時間と、多量の吹込みガス量を必要と
するととがわかる。
実施例１
参考例に示したような銅電解殿物浸出液をＤＥＣ溶媒抽
出しモして離削還元して得られた還元粗金粉末６０９に
Ｍａｉｌ粉末を１０倍量加えて良く混合した。この混合
粉を高純度グラファイト製るつほに充填し１２００℃で
２時間溶解処理し、炉外放冷した。大過剰に加えたＮａ
Ｃｌは上部にいわば「水食塩」の状態となった。下部の
金を回収し、充分に水洗した後化学分析を行った。以下
に示す通シネ純物はすべてｌｐｐｍ以下となった。
出しモして離削還元して得られた還元粗金粉末６０９に
Ｍａｉｌ粉末を１０倍量加えて良く混合した。この混合
粉を高純度グラファイト製るつほに充填し１２００℃で
２時間溶解処理し、炉外放冷した。大過剰に加えたＮａ
Ｃｌは上部にいわば「水食塩」の状態となった。下部の
金を回収し、充分に水洗した後化学分析を行った。以下
に示す通シネ純物はすべてｌｐｐｍ以下となった。
不純物品位、ｐｐｍ
Ａｇ ８ｅ Ｔｅ Ｐｂ Ｓｂ Ｐｄ Ｃ
ｕ還元粗金 ５６＜５ ５ １＜５＜５ ２
ＮａＣｌ処理後 １＜１＜ｊ ＜１＜１ ＜１
＜１実施例２ 実施例１で行った試験を繰シ返し行った。但し還元粗金
の量は１４ｇ、加えたＮａＣｌ量は１４１Ｉ（１倍量）
、反応時間を３０分とした。得られた精製金の銀品位は
５ ｐｐｍ −、Ｔｅ＜１ ｐｐｍ ％ Ｐｄｘｌ ｐ
ｐｍであった。反応時間を１５時間に延長したとζろ銀
品位は１ｐＩ）ｆｆｌに下った。
ｕ還元粗金 ５６＜５ ５ １＜５＜５ ２
ＮａＣｌ処理後 １＜１＜ｊ ＜１＜１ ＜１
＜１実施例２ 実施例１で行った試験を繰シ返し行った。但し還元粗金
の量は１４ｇ、加えたＮａＣｌ量は１４１Ｉ（１倍量）
、反応時間を３０分とした。得られた精製金の銀品位は
５ ｐｐｍ −、Ｔｅ＜１ ｐｐｍ ％ Ｐｄｘｌ ｐ
ｐｍであった。反応時間を１５時間に延長したとζろ銀
品位は１ｐＩ）ｆｆｌに下った。
実施例３
実施例１で得た還元粗金１６１１ にＮａＣｌ８０、ｆ
（５倍量）加えて、１２００℃でＮａＣｌ処理を行った
。但しここでは粗金を溶湯にする前に予め濃硝酸（８０
℃）で約２時間処理した。このＨＮＯ。
（５倍量）加えて、１２００℃でＮａＣｌ処理を行った
。但しここでは粗金を溶湯にする前に予め濃硝酸（８０
℃）で約２時間処理した。このＨＮＯ。
−処理金の化学分析値はＡｇ＝１２ｐｐｍ、 Ｔｅ＜５
ｐｐｍ。
ｐｐｍ。
ｐｄ＜５ｐｌ）”で、ＮａＣｌ−処理後ではＡ ｇ ”
’ １１）Ｉ）ｍ）Ｔｅ、％Ｐｄ共にｌｐｐｍ以下であ
った。
’ １１）Ｉ）ｍ）Ｔｅ、％Ｐｄ共にｌｐｐｍ以下であ
った。
手続補正書
昭和５９年１０月１１０
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １）粗金にＮａＣｌ粉末を混合し、１１００〜１２００
℃の高温で溶解処理することにより高純度金を回収する
方法。 ２）粗金が、金を濃縮した水溶液を溶媒抽出し、そして
還元することによって生成する還元粗金である特許請求
の範囲第１項記載の方法。 ３）金を濃縮した水溶液が銅電解殿物或いはそれから脱
銅及び脱砒した脱銅殿物を塩素ガス浸出して金を濃縮し
た浸出後液である特許請求の範囲第１項あるいは第２項
記載の方法。 ４）塩素ガス浸出が殿物を周期表第 I 族乃至II族の金
属の塩化物の水溶液によりスラリー化し、そこに塩素ガ
スを吹込むことにより実施される特許請求の範囲第３項
記載の方法。 ５）溶媒抽出に先立って浸出後液の遊離塩酸濃度が１．
５〜３Ｎに調整される特許請求の範囲第３項記載の方法
。 ６）粗金を予じめ硝酸処理する特許請求の範囲第１項記
載の方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP59157273A JPS6137932A (ja) | 1984-07-30 | 1984-07-30 | 金の回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP59157273A JPS6137932A (ja) | 1984-07-30 | 1984-07-30 | 金の回収方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS6137932A true JPS6137932A (ja) | 1986-02-22 |
| JPS6221851B2 JPS6221851B2 (ja) | 1987-05-14 |
Family
ID=15646047
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP59157273A Granted JPS6137932A (ja) | 1984-07-30 | 1984-07-30 | 金の回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS6137932A (ja) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH06142207A (ja) * | 1992-04-30 | 1994-05-24 | Hirakawa Hewtec Kk | 医療用チューブ，及びその製造方法 |
| KR100323290B1 (ko) * | 1999-12-06 | 2002-02-06 | 곽영훈 | 고순도 금 정제방법 |
| CN100386454C (zh) * | 2005-09-15 | 2008-05-07 | 灵宝市金源桐辉精炼有限责任公司 | 一种黄金湿法提纯工艺 |
| JP2011021259A (ja) * | 2009-07-17 | 2011-02-03 | Dowa Eco-System Co Ltd | 白金分離用溶液および白金分離回収方法 |
| CN102560137A (zh) * | 2011-12-28 | 2012-07-11 | 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 | 一种合质金的精炼工艺 |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
-
1984
- 1984-07-30 JP JP59157273A patent/JPS6137932A/ja active Granted
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| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPH06142207A (ja) * | 1992-04-30 | 1994-05-24 | Hirakawa Hewtec Kk | 医療用チューブ，及びその製造方法 |
| KR100323290B1 (ko) * | 1999-12-06 | 2002-02-06 | 곽영훈 | 고순도 금 정제방법 |
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| CN102560137A (zh) * | 2011-12-28 | 2012-07-11 | 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 | 一种合质金的精炼工艺 |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| US11578386B2 (en) | 2020-08-18 | 2023-02-14 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS6221851B2 (ja) | 1987-05-14 |
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