NO125777B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO125777B NO125777B NO4892/70A NO489270A NO125777B NO 125777 B NO125777 B NO 125777B NO 4892/70 A NO4892/70 A NO 4892/70A NO 489270 A NO489270 A NO 489270A NO 125777 B NO125777 B NO 125777B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- lead
- zinc
- silver
- solution
- concentrates
- Prior art date
Links
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 26
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 26
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 25
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 23
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 17
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 16
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 6
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 5
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 claims description 5
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 4
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical class Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 3
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 2
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 22
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 7
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 description 4
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 4
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 3
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 3
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021591 Copper(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 2
- OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M copper(I) chloride Chemical compound [Cu]Cl OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 2
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 229910052946 acanthite Inorganic materials 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 description 1
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- -1 chloride anions Chemical class 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- FSJWWSXPIWGYKC-UHFFFAOYSA-M silver;silver;sulfanide Chemical compound [SH-].[Ag].[Ag+] FSJWWSXPIWGYKC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenesilver Chemical class [Ag]=S PGWMQVQLSMAHHO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical group 0.000 description 1
- 238000013022 venting Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 0.000 description 1
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 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
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- 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
-
- 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
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
- C22B13/045—Recovery 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
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Description
Fremgangsmåte for gjenvinning av bly og sølv fra re-
sidua fra elektrolytisk fremstilling av sink fra sink-
konsentrater og/eller komplekse konsentrater.
Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte for gjenvinning av bly og sølv fra residua fra elektrolytisk fremstilling av sink hvor det anvendte råmateriale er sinkkonsentrater eller komplekse konsentrater. Med begrepet "sinkkonsentrater" forståes konsentrater hvor sinkkonsentrasjonen er tilstrekkelig høy til at man kan utføre en elektrolytisk utvinning av sink, mens begrepet "komplekse konsentrater" betegner konsentrater fremstilt ved en generell flota-sjon av komplekse sulfiderte konsentrater, f.eks. av den type som kalles "blandede" ved en selektiv fIotasjon. Analyser av disse konsentrater gir verdier som varierer innenfor følgende grenser: 10 - h5% Zn, 3 - 40 % Pb, 0 - 25 % Cu, 0 - 5000g Ag per tonn, og fra 5 - 30 % Fe.
Sink kan fremstilles fra sulfiderte sinkkonsentrater ved at disse røstes til et kalsinert produkt hvor sinken, er tilstede i oksyd-form. Ved den vanlige kjente fremgangsmåte for fremstilling av sink ved elektrolyse, blir sinkoksydet oppløst i en vandig svovelsyreopp-løsning, og den resulterende sinksulfatoppløsning blir så renset og elektrolysert for innvinning av nevnte sink. Det oksygen som ut-vikles under elektrolysen, regenererer svovelsyren som så brukes for å oppløse mer sinkoksyd* Denne regenererte syre som ofte betegnes "brukt elektrolytt" eller "retursyre" har en konsentrasjon på fra 150 - 200 g HgSO^ per liter.
Under røstingen av sinkkonsentratene og komplekse konsentrater vil jernet kombinere seg med andre metaller til forbindelser som vanligvis betegnes ferritter og som generelt kan angis med form-elen MeO.PegO^, hvor Me betegner andre metaller som er tilstede sammen med jernet i konsentratene. Disse MeO.FegOyferrittene er uløselige i den vandige svovelsyreoppløsning som brukes for utluting av .sinkoksyd under normale betingelser. Jo større jernkonsentrasjonen er i konsentratene, jo større mengder metaller vil bli gjort uløselige under røstingen. Nevnte utluting gir derfor et residuum hvis sink-innhold kan variere meget sterkt, dvs. fra 15 - 35 %, alt avhengig av hvorvidt det utlutede materiale er et vanlig sinkkonsentrat eller et komplekst konsentrat.
Det har i de senere år vært foreslått en rekke fremgangsmåter for utvinning av sink og andre verdifulle metaller fra disse residua. Noen av disse fremgangsmåter er ikke utviklet utover la-boratorieforsøk, mens andre er blitt meget anvendt i industrien, f. eks. den fremgangsmåte som er beskrevet i fransk patent nr. 1 447 094.
I alle de foreslåtte fremgangsmåter vil en oppløsning av sink og jern følges av en samtidig oppløsning av store mengder andre verdifulle elementer såsom kadmium, kobber, etc.
Alle fremgangsmåtene gir et endelig uløselig residuum med høyt innhold av bly og sølv samt andre verdifulle metaller. Dette uløselige residuum blir vanligvis nedsmeltet i en ovn, og det er hit-til ikke kjent noen industriell hydrometallurgisk fremgangsmåte som kan brukes for å utvinne bly, sølv og andre edelmetaller i nevnte type residua.
Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte for utvinning av bly, sølv og andre edelmetaller fra residua oppstått ved en elektrolytisk fremstilling av sink, og hvor det anvendte råmateriale enten er sinkkonsentrater eller komplekse konsentrater.
Man har utført en rekke eksperimenter hvor man som råmateriale har anvendt de to ovennevnte typer konsentrater. I begge til-feller har man anvendt en vanlig utluting og så den fremgangsmåte for utvinning av sink fra ferritter som er beskrevet i ovennevnte franske patent nr. 1 447 094 og sluttproduktet hadde vanligvis følgende typ-iske analyse:
Disse prosentsatser kan selvsagt variere meget sterkt, alt avhengig
av konsentratets opprinnelige sammensetning.
I nevnte residuum vil sølvet vanligvis opptre som sølvklorid mens blyet opptrer som blysulfat. Man har også funnet en mindre mengde sølv i sulfidform.
Foreliggende fremgangsmåte er basert på det faktum
at sølvklorid og blysulfat begge kan oppløses i et overskudd av klorid-anioner, hvorved man får dannet de tilsvarende kloriderte komplekser. Ifølge foreliggende oppfinnelse utlutes nevnte residua med en surgjort oppløsning av klorider, fortrinnsvis i nærvær av midler som fremmer oksydasjon av de tilstedeværende metallsulfider, f.eks. kobberklorider, ved temperaturer mellom romtemperatur og oppløsningens kokepunkt, i
ett eller flere trinn, hvoretter det tilstedeværende bly og sølv gjenvinnes på kjent måte i form av uløselige salter.
Det er imidlertid en rekke faktorer som påvirker denne opp-løsning, heri innbefattet Cl^-konsentrasjonen, surhetsnivået, midler som omdanner Ag2$ til ClAg samt temperaturen.
De eksperimenter som har vært utført, har ført til følgende konklusjoner:
(a) Oppløsningen av bly og sølv øker med konsentrasjonen
av Cl -ioner, det er følgelig foretrukket å anvende en mettet oppløs-ning av vanlig salt i vann.
(b) Man har funnet at man ved å surgjøre oppløsningen av klorider i meget høy grad kan øke sølvutvinningen. Effekten av svovelsyre har vært undersøkt i så henseende. Svovelsyre har den ulempe at den tilfører SO^ -ioner i oppløsningen, og etterhvert som slike ioner akkumulerer seg kan de svekke oppløseligheten av blyet. For å unngå denne ulempe kan man tilsette CaCl^ som fjerner nevnte S.O^ "-ionene fra oppløsningen ved at det dannes CaSO^. Saltsyre har den fordel at man da får tilsatt mer Cl -ioner til. oppløsningen, hvorved man kan kompensere for mekaniske og andre tap som måtte opptre under gjennomføringen av fremgangsmåten. (c) Man har funnet at et nærvær av visse midler, såsom kobberklorider som omdanner Ag2S til AgCl, bedrer oppløsningen av sølv. (d) Økende temperatur gir økende oppløsningshastighet av blyet og sølvet. Man må imidlertid ta spesielt hensyn til temperaturen for å hindre en utskillelse av blykloridet, ettersom dettes opp-løselighet avtar med temperaturen. (e) Utlutningstiden er avhengig av oppløseligheten på de bly- og sølvklorider som er tilstede i hvert enkelt tilfelle.
Både blyet og sølvet skiller seg ut fra oppløsningen i form av uløselige salter såsom sulfidet eller ved hjelp av flere påfølgende utfellinger. I det førstnevnte tilfelle kan man etter å ha fjernet Cl -ioner ved vasking smelte blyet og sølvsulfidene, hvoretter blyet og sølvet kan utvinnes på vanlig kjent måte. I det sistnevnte tilfelle kan sølvet utskilles fra oppløsningen som inneholder blyet og sølvet, som kloriderte komplekser ved hjelp av en blysement. Denne sementering opptrer nesten øyeblikkelig og kan frembringes ved en svak røring av væsken. Det gjenvundne produkt kan ha et sølvinnhold på opptil 80 %. Sølvet kan .utvinnes fra produktet på vanlig kjent måte, f.eks. ved kupellasjon, oppløsning og etterfølgende utsementering med kobber etc.
Blyet i oppløsningen kan utskilles ved hjelp av metallisk sink, og det resulterende produkt kan ha et blyinnhold på opptil 99 %• Denne blysement har meget gode karakteristika for etterfølgende om-dannelse til blyoksyd.
■Den sink som brukes ved utsementeringen av blyet kan utvinnes etterpå i form av et uløselig salt. Etter at sinkforbindelsen er ut-vasket for å fjerne klorider, kan den returneres til den elektrolytiske fremstillingen av sink..
De etterfølgende eksempler viser blant annet effekten av to av de forannevnte faktorer, nemlig surhetsnivået og nærværet av CuCl.
Følgende eksempler illustrerer oppfinnelsen.
Eksempel 1.
300 g (tørrvekt) residuum inneholdende 18 % bly og 550 g sølv per tonn ble utlutet med 2 liter mettet vanlig saltoppløsning ved romtemperatur i et laboratoriekar som var utstyrt med en rører, og utlutingen ble foretatt i 2 timer hvoretter omrøringen ble stoppet og de faste stoffer ble fjernet og vasket. Det faste produkt fra denne første utlutingen ble igjen behandlet med 2 liter fersk mettet vanlig saltoppløsning. Oppløsningen ble rørt ved romtemperatur i 2 timer, hvoretter omrøringen ble stoppet og det faste produkt ble frafiltrert, vasket og tørket.
De følgende resultater ble oppnådd:
Analyse av oppløsningen oppnådd ved første utlutning:
Pb<++> = 9.50 g per liter
Ag<+> = 0.004 g per liter.
Annen utlutning:
Pb<++> = 9.50 g per liter
Ag<+> = 0.004 g per liter
Vekt av endelig residuum = 265 g
Analyse av dette residuum:
Ag = 562 g per tonn
Pb = 6.0 3 %.
Disse tall angir en oppløsende effekt på 70.3 % for blyet og 9.6 %
for sølvet.
Denne prøve ble gjentatt ved såmne betingelser bortsett fra at man tilsatte 2 ml HC1 (tetthet 1.19) under hvert utlutningstrinn.
Følgende resultater ble oppnådd:
Analyse av oppløsningen oppnådd ved første utlutningstrinn:
Pb++ = 14.0 g per liter
Ag+ = 0.065 g per liter
Annen utlutning:
Pb++ = 10.2 g per liter
Ag+ = 0.007 g per liter
Vekt av endelig residuum = 253 g
Analyse av dette residuum:
Pb x 2.2 %
Ag = 85 g per tonn.
Disse tall indikerer en oppløsning på 89.6 % for blyet og 87.4 % for sølvet.
Eksempel 2
300 g (tørrvekt) residuum inneholdende 18 % bly og ca. 550 g sølv per tonn ble utlutet med 2 liter vanlig mettet saltoppløsning, surgjort med 2 ml HC1 (tetthet 1.19) ved romtemperatur i et laboratoriekar ved omrøring i 2 timer, hvoretter omrøringen ble stoppet og de faste stoffer utskilt og vasket. Det faste produkt fra denne første utlutning ble igjen behandlet med 2 liter fersk mettet vanlig salt-oppløsning og surgjort med 2 ml HC1 (tetthet 1.19). Oppløsningen ble omrørt ved romtemperatur i 2 timer, hvoretter omrøringen ble stoppet, og det faste produkt ble utskilt ved filtrering, vasket og tørket.
De følgende resultater ble oppnådd:
Analyse av oppløsningen oppnådd ved første utlutningen:
Pb<++> = 14.68 g per liter
Ag+ = 0.065 g per liter.
Analyse av oppløsning oppnådd ved annen utluftning:
Pb<++> = 9.72 g per liter
Ag<+> = 0'.008 g per liter
Vekt av endelig residuum, = 2 35 g
Analyse av dette residuum:
Pb = 2.2 %
Ag = 82 g per tonn.
Disse tall indikerer at man fikk oppløst 90 % av blyet og 88 % av sølvet.
Eksperimentet ble gjentatt under de samme betingelser, bortsett fra at man tilsatte 5 g CuCl i hvert utlutningstrinn.
De følgende resultater ble oppnådd:
Analyse av oppløsningen oppnådd ved første utlutningstrinn:
Pb<++> = 14.68 g per liter
Ag<+> = 0.0714 g per liter
Analyse av oppløsningen oppnådd ved annen utlutning:
Pb++ = 9.72 g per liter
Ag+ = 0.007 g per liter
Vekt av endelig residuum = 235 g
Analyse av dette residuum:
Pb = 2.2 %
Ag = 35 g per tonn.
Disse tall indikerer at man fikk oppløst 90 % av blyet og 95 % av sølvet.
Claims (3)
1. Fremgangsmåte for gjenvinning av sølv og bly fra residua fra elektrolytisk fremstilling av sink fra sinkkonsentrater og/eller komplekse konsentrater, karakterisert ved at man ut-luter nevnte residua med en surgjort oppløsning av klorider, fortrinnsvis i nærvær av midler som fremmer oksydasjon av de tilstedeværende metallsulfider, ved temperaturer mellom romtemperatur og koke-punktet for oppløsningen, i ett eller flere trinn, hvoretter det tilstedeværende bly og sølv gjenvinnes på kjent måte i form av uløselige salter.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den surgjorte oppløsning er mettet med klorider.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at man anvender kobberklorider som nevnte midler for å fremme oksydasjon av sulfidene.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
ES374812A ES374812A1 (es) | 1969-12-22 | 1969-12-22 | Procedimiento para la recuperacion del plomo y plata conte-nidos en los residuos procedentes de la obtencion electroli-tica del cinc a partir de concentrados de cinc yno de concen-trados complejos. |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO125777B true NO125777B (no) | 1972-10-30 |
Family
ID=8454619
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO4892/70A NO125777B (no) | 1969-12-22 | 1970-12-21 |
Country Status (17)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS5214205B1 (no) |
AT (1) | AT326371B (no) |
BE (1) | BE759986A (no) |
CA (1) | CA925305A (no) |
DK (1) | DK131309B (no) |
ES (1) | ES374812A1 (no) |
FR (1) | FR2073803A5 (no) |
GB (1) | GB1337739A (no) |
HU (1) | HU162711B (no) |
IE (1) | IE34833B1 (no) |
NL (1) | NL7018515A (no) |
NO (1) | NO125777B (no) |
PL (1) | PL81429B1 (no) |
RO (1) | RO63375A (no) |
SE (1) | SE372563B (no) |
ZA (1) | ZA708603B (no) |
ZM (1) | ZM14470A1 (no) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
ZW22281A1 (en) * | 1980-09-29 | 1981-12-09 | Dextec Metallurg | Recovery of silver and gold from ores and concentrtes |
CH671780A5 (no) * | 1987-09-28 | 1989-09-29 | Recytec S A C O Orfigest S A | |
FI124882B (fi) * | 2012-10-03 | 2015-03-13 | Outotec Finland Oy | Menetelmä ja laite hopean talteenottamiseksi rikkipitoisista sinkin uuttojäännöksistä selektiivisellä liuotuksella ja menetelmä ja säätöjärjestelmä liuotusprosessin säätämiseksi ja tietokoneohjelma |
CN105463196B (zh) * | 2015-12-22 | 2017-11-07 | 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司 | 一种铅锌尾矿焙烧浸出处理工艺 |
EP3822374B1 (de) * | 2019-11-18 | 2023-10-04 | Heraeus Deutschland GmbH & Co. KG | Verfahren zur rückgewinnung von edelmetall |
-
0
- BE BE759986D patent/BE759986A/xx unknown
-
1969
- 1969-12-22 ES ES374812A patent/ES374812A1/es not_active Expired
-
1970
- 1970-11-26 GB GB5620770A patent/GB1337739A/en not_active Expired
- 1970-12-09 AT AT1104870A patent/AT326371B/de not_active IP Right Cessation
- 1970-12-15 FR FR7045216A patent/FR2073803A5/fr not_active Expired
- 1970-12-16 CA CA100761A patent/CA925305A/en not_active Expired
- 1970-12-16 ZM ZM14470A patent/ZM14470A1/xx unknown
- 1970-12-18 DK DK645070A patent/DK131309B/da unknown
- 1970-12-18 NL NL7018515A patent/NL7018515A/xx unknown
- 1970-12-21 NO NO4892/70A patent/NO125777B/no unknown
- 1970-12-21 PL PL1970145120A patent/PL81429B1/pl unknown
- 1970-12-22 HU HUAU000234 patent/HU162711B/hu unknown
- 1970-12-22 JP JP11656070A patent/JPS5214205B1/ja active Pending
- 1970-12-22 IE IE1628/70A patent/IE34833B1/xx unknown
- 1970-12-22 ZA ZA708603A patent/ZA708603B/xx unknown
- 1970-12-22 RO RO6539270A patent/RO63375A/ro unknown
- 1970-12-22 SE SE1746470A patent/SE372563B/xx unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
IE34833L (en) | 1971-06-22 |
FR2073803A5 (no) | 1971-10-01 |
RO63375A (fr) | 1978-06-15 |
IE34833B1 (en) | 1975-09-03 |
GB1337739A (en) | 1973-11-21 |
ZA708603B (en) | 1971-09-29 |
BE759986A (fr) | 1971-05-17 |
PL81429B1 (no) | 1975-08-30 |
ATA1104870A (de) | 1975-02-15 |
SE372563B (no) | 1974-12-23 |
CA925305A (en) | 1973-05-01 |
ZM14470A1 (en) | 1971-08-23 |
ES374812A1 (es) | 1972-02-01 |
DE2060408B2 (de) | 1972-07-27 |
DK131309C (no) | 1975-12-22 |
DK131309B (da) | 1975-06-23 |
DE2060408A1 (de) | 1971-06-24 |
AT326371B (de) | 1975-12-10 |
NL7018515A (no) | 1971-06-24 |
JPS5214205B1 (no) | 1977-04-20 |
HU162711B (no) | 1973-04-28 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US3434947A (en) | Process for the separation of iron from metal sulphate solutions and a hydrometallurgic process for the production of zinc | |
US6843976B2 (en) | Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing | |
CA1155084A (en) | Process for the recovery of metal values from anode slimes | |
CN108359805B (zh) | 一种全湿法处理锡铜渣的方法 | |
DE2234971C3 (de) | Verfahren zur Gewinnung von Nichteisenmetallen aus eisenhaltigen Oxyden | |
DE2617348B2 (de) | Hydrometallurgisches verfahren zur behandlung schwefelhaltiger mineralien | |
CN102936659A (zh) | 铜、铅电解阳极泥回收多种金属闭路工艺技术 | |
US3434798A (en) | Process for recovering zinc from ferrites | |
AU2004270530B2 (en) | Method of separation/purification for high-purity silver chloride and process for producing high-purity silver by the same | |
US4082629A (en) | Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide | |
JPS604892B2 (ja) | 銅精製陽極スライムから金属を回収する方法 | |
JPS5952218B2 (ja) | 銅電解スライムよりの金の回収法 | |
US4666514A (en) | Hydrometallurgical process for recovering silver from copper-electrolysis anode sludge | |
US4662938A (en) | Recovery of silver and gold | |
US4127639A (en) | Process for recovering silver from residues containing silver and lead | |
NO125777B (no) | ||
US20040200730A1 (en) | Hydrometallurgical copper recovery process | |
US3440155A (en) | Extraction and recovery of metals from ores,concentrates and residues | |
US4225342A (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
EP0089184A1 (en) | Process for the recovery of silver from metallurgical intermediates | |
EP0010365A1 (en) | Treatment of zinc plant leach residues for recovery of the contained metal values | |
JP3407600B2 (ja) | 銀の抽出回収方法 | |
US1232080A (en) | Process of recovering copper. | |
US1284910A (en) | Process for recovering metals from ores. | |
US2205565A (en) | Extraction of metals |