NO156655B - Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater. - Google Patents

Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater. Download PDF

Info

Publication number
NO156655B
NO156655B NO813017A NO813017A NO156655B NO 156655 B NO156655 B NO 156655B NO 813017 A NO813017 A NO 813017A NO 813017 A NO813017 A NO 813017A NO 156655 B NO156655 B NO 156655B
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
leaching
slurry
liquid
silver
residue
Prior art date
Application number
NO813017A
Other languages
English (en)
Other versions
NO156655C (no
NO813017L (no
Inventor
Richard Keith Lea
Julian David Edwards
D Frederick Colton
Original Assignee
Inco Ltd
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 Inco Ltd filed Critical Inco Ltd
Publication of NO813017L publication Critical patent/NO813017L/no
Publication of NO156655B publication Critical patent/NO156655B/no
Publication of NO156655C publication Critical patent/NO156655C/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G7/00Compounds of gold
    • C01G7/003Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G55/00Compounds of ruthenium, rhodium, palladium, osmium, iridium, or platinum
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G55/00Compounds of ruthenium, rhodium, palladium, osmium, iridium, or platinum
    • C01G55/001Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/262Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds using alcohols or phenols
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/302Ethers or epoxides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/306Ketones or aldehydes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/32Carboxylic acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/34Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing sulfur, e.g. sulfonium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/38Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
    • C22B3/384Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
    • C22B3/3846Phosphoric acid, e.g. (O)P(OH)3
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Description

Denne oppfinnelse angår utvinning av edelmetaller, d.v.s. metaller fra platinagruppen, gull og sølv, fra konsentrater inneholdende disse. Den er spesielt anvendbar ved, men ikke begrenset til, behandling av edelmetall-konsentrater dannet ved raffinering av nikkel-kobber-malm, f.eks. anodeslam fra elektroraffinering av kobber eller residuer fra trykk-karbonyl-ekstraksjon av nikkel. Slike konsentrater inneholder vanligvis gull, sølv og alle de seks platinagruppe-metaller, nemlig platina, palladium, rhodium, ruthenium, iridium og osmium, i va-rierende mengder, sammen med uedle metaller og andre forurens-ninger, vanligvis kobber, nikkel, jern, selen, tellur, arsen, antimon, tinn, bly, vismut og silika.
Det er notorisk vanskelig å oppløse de edelmetaller som foreligger i edelmetall-konsentrater, og hittil har det ved raffinering av slike konsentrater vært vanlig å bevirke en inn-ledende separasjon ved utlutning med kongevann eller saltsyre og klorgass, hvorved det meste av gullet, platinaet og palladiumet oppløses, slik at det blir tilbake et residuum inneholdende det meste av sølvet og andre platinametallex. I praksis er denne deling langt fra fullstendig, og dette kompliserer sterkt den påfølgende separasjon, utvinning og rensning av de individuelle metaller.. Hvis kongevann anvendtes, blir det også avgitt en skadelig brun røk under reaksjonen, og da denne røk . er miljømessig uakseptabel, må den behandles før den slippes ut fra anlegget, hvilket gjør prosessen mer komplisert og mindre attraktiv økonomisk sett.
Uansett hvilket utlutningsmiddel som anvendes, er slutt-resultatet det samme: En oppløsning inneholdende det meste av gullet, platinaet og palladiumet og en fast rest inneholdende det meste av sølvet og andre edelmetaller sammen med noe rest-gull, platina og palladium. De oppløste metallforbindelser kan utvinnes ved utfelling eller løsningsmiddelekstraksjon, mens . edelmetall-innholdet ekstraheres fra den faste rest ved selek-tive utlutningsreaksjoner etter smelting med bly.
Det vil forstås at disse prosesser er lange og komplekse, og at en betydelig mengde av edelmetaller derfor vil bli bundet i mellomprodukter på hvilket som helst tidspunkt. Av disse grunner har det i den senere tid vært betydelig interesse for å utvikle en kortere og mer effektiv prosess, og ett område på hvilket forskningen har vært resultatrik, er løsningsmiddel-ekstraksjon av oppløste metaller fra løsning.
Den foreliggende oppfinnelse er basert på den oppdagelse at det er mulig å behandle et edelmetall-konsentrat på en slik måte at hovedsakelig alle platinagruppe-metaller og gull skilles fra sølvet og erholdes som en enkelt kloridoppløsning.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen med foretrukne utførel-sesformer er angitt i kravene, og det vises til disse.
På denne måte er det mulig å oppnå en utlutingsvæske eller -oppløsning som inneholder mer enn 99,5 vekt% av det gull, platina og palladium som opprinnelig var tilstede i konsentratet, sammen med minst 97 vekt% av de øvrige platinagruppe-metaller i konsentratet. En slik oppløsning er særlig godt egnet til bruk i en prosess hvor edelmctailene i rekkefølge utvinnes ved løsningsmiddei-ckstraksjon.
I det første utlutingstrinn oppløses det meste av gullet, platinaet og palladiumet. Det faste rcsiduum vil inneholde praktisk talt alt sølv og det meste av rhodium-, iridium-, ruthenium- og osmium-innholdet, sammen med rester av gull, palladium og platina. Det antas at behandlingen av det faste residuum med et alkalisk oksydasjonsmiddel for å oppløseliggjøre rutheniumet ved omdannelse av dette til et ruthenat, som deretter løses ut fra det oksyderte residuum, påvirker residuets struktur, slik at når det på ny underkastes utluting, kan det resterende gull, platina og palladium oppløses. Det er også blitt funnet at de øvrige edelmetaller, rhodium og iridium, gjø-res følsomme for ny utluting ved den oksyderende behandling. Grunnene- til dette er ikke helt klarlagt, men det antas at høy-ere oksyder av disse metaller kan dannes under oksydasjonen, og kan deretter reagere med syren under den fornyede utluting under dannelse av et oppløselig produkt. Det kan også gjøre seg gjeldende visse overflate-aktiverings-effekter. Hva osmium angår, så reagerer dette metall nesten alltid på samme måte som ruthenium, og av denne grunn skal det som i det foreliggende angis om rutheniumets reaksjoner forstås å gjelde også osmium, medmindre annet er sagt. I et hvert tilfelle inneholder konsentratene i alminnelighet ikke betydelige mengder av osmium.
Fremgangsmåten skal nå beskrives mer detaljert.
Utlutingstrinnene utføres fortrinnsvis under de samme be-tingelser. Den syre som anvendes er hensiktsmessig en blanding av like store volummengder av konsentrert saltsyre og vann, og reaksjonstemperaturen bør være i området 60-105°C, mer fore-trukket ca. 95°C. Klorgassen bobles gjennom oppslemningen av konsentrat og syre, og bør tilføres etter behov. Reaksjonen krever vanligvis 5-10 timer for fullførelse, avhengig av slike faktorer som konsentratets art og reaksjonstemperaturen.
Det faste residuum fra den første utluting skilles fra utlutingsvæsken, tørkes og blandes med et overskudd av et alkalisk oksydasjonsmiddel. Egnede oksydasjonsmidler innbefatter metallperoksyder, såsom natriumperoksyd og bariumperoksyd, og en blanding av kaliumhydroksyd med kaliumnitrat. Av disse foretrekkes natriumperoksyd, da det er mindre kostbart enn bariumperoksyd og mor effektivt enn KOH/KNO^,. Siden man ikke kjenner oksydasjons-reaksjonens støkiometri (den varierer fra konsentrat til konsentrat), må det anvendes et overskudd av oksydasjonsmidde1. Når dette beregnes på vektbasis, bør vekten av oksydasjonsmiddel være omtrent det dobbelte av vekten av det tørre residuum (støkiometrisk tilsvarer dette minst et ti-dobbelt overskudd). Blandingen av fast residuum og oksydasjonsmiddel blir så oppvarmet. Den temperatur som anvendes avhenger av oksydasjonsmidlet, men er i alminnelighet i området 550- . 650°C. Reaksjonstiden er i alminnelighet 1-2 timer. Når natriumperoksyd anvendes som oksydasjonsmiddel, betegnes oksydasjons-reaks jonen som en "peroksyd-smelting", skjønt reaktantene ikke alltid smelter.
De -faste stoffer fra oksydasjonsreaksjonen blir deretter oppslemmet i vann for utløsning av det oppløseliggjorte ruthenium. Hele oppslemningen kan deretter forenes med væsken fra utlutingstrinnet. Oppslemningen av de oksyderte faste stoffer vil imidlertid være sterkt alkalisk, og den fornyede utluting må utføres med syre. Dette vil resultere i en meget fortynnet endelig oppløsning, som sannsynligvis må oppgraderes før den kan behandles videre, spesielt hvis konsentratet ikke er av høy kvalitet. Av denne grunn foretrekker man undertiden å for-ene hele oppslemningen med utlutingsvæsken, men å redusere rutheniumet og på ny utfelle dette, idet det herved forenes med de faste stoffer i oppslemningen. De faste stoffer i oppslemningen kan deretter frafiltreres fra den alkaliske væske, som ikke inneholder noen andre edelmetaller, vaskes og tilsettes til utlutingsvæsken. Egnede reduksjonsmidler innbefatter maursyre, metanol og hydrazin. Av disse foretrekkes maursyre, fordi den miljømessig er å foretrekke fremfor hydrazin, og i motset-ning til metanol vil den redusere både ruthenium og osmium. Fortrinnsvis kokes oppslemningen før de faste stoffer frafiltreres, da dette forbedrer filtreringsegenskapene og bidrar til fullstendig reduksjon.
Fremgangsmåten som anvendes for utvinningen av sølv, vil i høy grad avhenge av mengden av sølv i konsentratet. Hvis sølv-konsentrasjonen er lav, d.v.s. 10 vekt% eller mindre, vil mengden av uoppløselig materiale som blir tilbake' etter den første utluting være tilfredsstillende liten. Hvis sølvkonsentrasjo-nen stiger vesentlig over 10 vekt'%, blir imidlertid .mengden av uoppløselig materiale så stor at meget store mengder av oksydasjonsmiddel ville måtte anvendes for å sikre full oppløselig-gjørelse av rutheniumet. Dessuten kan hovedsakelig fullstendig smelting finne sted under oksydasjonen og føre til vanskelig-heter ved oppslemmingen av reaksjonsblandingen i vann. Hvis sølvinnholdet i konsentratet er over 10 vekt%, foretrekker man derfor å fjerne sølvet før oksydasjonstrinnet. Dette kan gjø-res på to måter: Enten kan sølvet fjernes fra konsentratet før det første utlutingstrinn, eller det kan fjernes fra residuet fra det første utlutingstrinn før dette oksyderes.
Sølvet kan fjernes før. utlutingstrinnet ved hjelp av en forhånds-utluting med salpetersyre. Denne utluting kan utføres ved 90-95°C under anvendelse av en 25-30% vandig oppløsning av
salpetersyre inntil ryking opphører. Herved vil 50-60 vekt%
av sølvet oppløses sammen med ca. 20 vekt% av palladiumet og en del av de tilstedeværende uedle metaller. Sølvet kan fjernes fra oppløsning som sølvklorid, og de uedle metaller kan også fjernes ved utfelling. Palladiumet kan utvinnes ved reduksjon, og blir fortrinnsvis på ny forenet med det uoppløse-lige residuum fra forhåndsutlutingen før det utlutes med saltsyre og klor. Skjønt sølvet ikke fjernes i sin helhet ved en sådan forbehandling, vil hovedmengden av det uoppløselige residuum fra HCl/C^-utlutingen reduseres.
Alternativt, eller i ti-llegg om så ønskes, kan sølv fjernes fra det uoppløselige residuum fra den første HCl/C^-utluting ved behandling av dette residuum med vandig natriumhydroksyd og deretter med salpetersyre under dannelse av en oppløs-ning av sølvnitrat, hvorfra sølvet kan utvinnes på konvensjo-nell måte.
Hvis sølvinnholdet i konsentratet er lite, kan sølvet til-lates å yå rakt gjennom prosessen i den uoppløselige fase til en hver tid, hvorved det til slutt erholdes som sølvklorid i de uoppløselige stoffer fra siste utluting. Sølv utvinnes i alminnelighet fra sølvkloridet ved konvensjonelle smelteproses-ser, men hvis det er meget lite faststoff-residuum fra den fornyede utluting, kan' det resirkuleres til prosessens begyn-nelse og blandes med innkommende konsentrat, da det ikke vesentlig vil øke volumet derav.
Det følgende eksempel, hvor alle prosentangivelser er på vektbasis, vil ytterligere belyse oppfinnelsen.
EKSEMPEL
25,7 kg av et pulverisert edelmetallkonsentrat med en sammensetning som vist i nedenstående tabell, ble oppslemmet i 100 liter av en blanding av like store volumdeler av konsentrert saltsyre og vann. Klorgass ble boblet gjennom oppslemningen, som ble holdt ved en temperatur i området 90-101°C i en beholder under omrøring. Klorgassen ble boblet inn i beholderen etter behov, og reaksjonstiden var 8 timer (reaksjonen ble ansett som
avsluttet når behovet for klor opphørte). Reaksjonen forbrukte 16,75 kg klor. Utlutingsvæsken ble frafiltrert, og det uoppløse-lige materiale ble vasket og tørket. Tørrvekten av det uoppløse-
lige materiale, som var i pulverform, var 6,1 kg, og volumet av filtratet og vaskévæsken var 135 liter. Analysen av dette uoppløselige materiale og oppløsningsprosenten i den første utluting er angitt i tabellen.
Det tørkede uoppløselige materiale ble intimt blandet med 12,0 kg natriumperoksyd-pulver. Blandingen ble oppvarmet på plater i en muffelovn ved en temperatur i området 600-620°C i 1,5 time og deretter kjølt i luft og oppslemmet i 24 liter vann. Oppslemningen ble forenet med filtratet fra den' første utluting, og 100 liter konsentrert saltsyre ble tilsatt. Blandingen ble holdt ved en temperatur i området 90-101°C i en beholder under omrøring, mens klorgass ble boblet gjennom væsken. Reaksjonens sluttpunkt ble bedømt som før. Denne gang tok reaksjonen 6 timer og forbrukte 4,35 kg klor. Oppslemningen ble hensatt til kjøling og deretter filtrert. Det uoppløselige materiale ble vasket og tørket. Tørrvekten av dette materiale var 2,56 kg, og volumet av den filtrerte væske og vaskévæsken var 287 liter. Væskens sammensetning, oppløsningsprosenten og analysen av det uoppløselige materiale er angitt i tabellen.
Av tabellen vil det ses at det ved fremgangsmåten dannes
en oppløsning som inneholder mer enn 99% av gullet, platinaet og palladiumet i konsentratet og mer enn 97% av de øvrige platinagruppemetaller i konsentratet. Virkningen av den oksyderende behandling og fornyede utluting på oppløse liggjøreIsen av rhodium, ruthenium og iridium vil ses ved sammenligning mel-lom kolonnene C og E. Da dette konsentrat var relativt rikt på edelmetaller, ble det valgfrie ruthenat-reduksjonstrinn ikke anvendt.

Claims (9)

1. Fremgangsmåte for ekstraksjon av edelmetaller fra et konsentrat inneholdende platinagruppemetaller, gull og sølv, hvor platinagruppemetallene og gull skilles fra sølvet og oppløses i en enkelt kloridoppløsning, karakterisert ved at man underkaster konsentratet en første utluting med varm saltsyre og klor for å oppløse det meste av det gull, platina og palladium som er tilstede, hvorved det blir tilbake et fast residuum inneholdende hovedsakelig alle de øvrige edelmetaller, skiller utlutingsresiduet fra utlutingsvæsken og behandler residuet med et overskudd (på vektbasis) av et alkalisk oksydasjonsmiddel for å oppløseliggjøre rutheniumet, oppslemmer de resulterende faste stoffer i vann, forener edelmetall-andelen fra oppslemningen med væsken fra den første utluting, underkaster den resulterende oppslemning en andre utluting med varm saltsyre og klor, og skiller væsken fra den andre utluting fra de gjenværende faste stoffer.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at begge utlutingstrinn utføres ved en temperatur i området 60-105°C.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1 eller 2, karakterisert ved at det som alkalisk oksydasjonsmiddel anvendes natriumperoksyd.
4. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakterisert ved at residuet fra utlutingstrinnet oppvarmes med oksydasjonsmidlét ved en temperatur i området 550-650°C i 1-2 timer.
5. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakterisert ved at edelmetall-andelen fra oppslemningen forenes med væsken fra det første utlutingstrinnet ved at hele oppslemningen forenes med væsken.
6. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av kravene 1-4, karakterisert ved at edelmetall-andelen fra oppslemningen forenes med væsken fra det første utlutingstrinnet ved at man reduserer rutheniumet i oppslemningsvæsken til ruthenium-metall, som utfelles sammen med de faste stoffer i oppslemningen, filtrerer oppslemningen og forener de således erholdte faste stoffer med væsken fra det første utlutingstrinnet.
7. Fremgangsmåte ifølge krav 6, karakterisert ved at ruthenium reduseres under anvendelse av maursyre.
8. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakterisert ved det ytterligere trinn at man utluter konsentratet med salpetersyre for å oppløse en del av sølvet før den første utluting med saltsyre og klor.
9. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakterisert ved det ytterligere trinn at man behandler det faste residuum fra det første utlutingstrinnet med vandig natriumhydroksyd og deretter med salpetersyre for å fjerne sølv fra residuet før dette oksyderes.
NO813017A 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater. NO156655C (no)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
GB8028662 1980-09-05

Publications (3)

Publication Number Publication Date
NO813017L NO813017L (no) 1982-03-08
NO156655B true NO156655B (no) 1987-07-20
NO156655C NO156655C (no) 1987-10-28

Family

ID=10515869

Family Applications (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO813018A NO157382C (no) 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav.
NO813017A NO156655C (no) 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater.

Family Applications Before (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO813018A NO157382C (no) 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav.

Country Status (10)

Country Link
US (2) US4397689A (no)
EP (2) EP0048103B1 (no)
JP (2) JPS5779135A (no)
AU (2) AU542195B2 (no)
BR (2) BR8105637A (no)
CA (2) CA1177254A (no)
DE (2) DE3163890D1 (no)
FI (2) FI71341C (no)
NO (2) NO157382C (no)
ZA (2) ZA815733B (no)

Families Citing this family (51)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS6065730A (ja) * 1983-09-19 1985-04-15 Agency Of Ind Science & Technol 廃触媒からルテニウムを回収する方法
CA1223125A (en) * 1984-06-07 1987-06-23 George P. Demopoulos Direct recovery of precious metals by solvent extraction and selective removal
US4722831A (en) * 1985-08-26 1988-02-02 Asarco Incorporated Process for purifying silver refinery slimes
US4723998A (en) * 1985-11-29 1988-02-09 Freeport Minerals Co Recovery of gold from carbonaceous ores by simultaneous chlorine leach and ion exchange resin adsorption process
ES2008044B3 (es) * 1986-10-13 1990-04-16 Austria Metall Procedimiento hidrometalúrgico para la separación y la concentración de oro, platino y paladio, así como la extracción de selenio a partir del lodo anódico de la electrolísis de cobre y a partir de materias no metálicas similares.
JP2685758B2 (ja) * 1987-08-28 1997-12-03 田中貴金属工業株式会社 ルテニウム中に含有されるオスミウムの除去方法
JPH02254126A (ja) * 1989-03-28 1990-10-12 Tanaka Kikinzoku Kogyo Kk ルテニウムの回収方法
JPH02281697A (ja) * 1989-04-21 1990-11-19 Matsushita Electric Ind Co Ltd 電子機器の筐体
USRE36990E (en) * 1992-02-25 2000-12-19 Zeneca Limited Chemical process for the recovery of metal from an organic complex
GB9303017D0 (en) * 1992-02-25 1993-03-31 Zeneca Ltd Chemical process
US5364452A (en) * 1992-02-25 1994-11-15 Cupertino Domenico C Chemical process for the recovery of metal from an organic complex
JPH0649555A (ja) * 1992-08-04 1994-02-22 N E Chemcat Corp ロジウムの回収方法
JPH06180392A (ja) * 1992-12-15 1994-06-28 Power Reactor & Nuclear Fuel Dev Corp 高レベル放射性廃液からルテニウムを分離回収する方法
JPH0653224U (ja) * 1992-12-31 1994-07-19 川崎重工業株式会社 建設機械用のピラーレスキャビン
JP2887036B2 (ja) * 1993-01-19 1999-04-26 住友金属鉱山株式会社 核分裂生成貴金属の分離・精製方法
FR2705102B1 (fr) * 1993-05-12 1995-08-11 Rhone Poulenc Chimie Procede de traitement de compositions contenant des metaux precieux et autres elements de valeur en vue de leur recuperation.
CN1287377C (zh) * 1994-06-07 2006-11-29 日立环球储存科技日本有限公司 对多种运作模式进行选择后进行记录/再生的信息存储设备
US5491247A (en) * 1994-11-14 1996-02-13 Elf Atochem North America, Inc. Preparation of a precious metal salt of a nonoxidizing acid by direct reaction
JP3079035B2 (ja) * 1996-05-27 2000-08-21 日鉱金属株式会社 金の回収方法
JP3079034B2 (ja) * 1996-05-27 2000-08-21 日鉱金属株式会社 白金の回収方法
AT405841B (de) * 1997-09-11 1999-11-25 Prior Eng Ag Verfahren zum aufarbeiten von edelmetallhaltigen materialien
GB9918437D0 (en) * 1999-08-05 1999-10-06 Anglo American Platinum Corp Separation of platinium group metals
DE10000275C1 (de) * 2000-01-05 2001-05-03 Heraeus Gmbh W C Verfahren zur Abtrennung von Ruthenium aus Edelmetall-Lösungen
DE10000274C1 (de) * 2000-01-05 2001-05-03 Heraeus Gmbh W C Verfahren zur Gewinnung von Osmium und Ruthenium aus Edelmetallkonzentraten
WO2003078670A1 (fr) * 2002-03-15 2003-09-25 Mitsubishi Materials Corporation Procede de separation d'element du groupe platine
US6827837B2 (en) * 2002-11-22 2004-12-07 Robert W. Halliday Method for recovering trace elements from coal
JP3741117B2 (ja) * 2003-09-26 2006-02-01 住友金属鉱山株式会社 白金族元素の相互分離方法
GB2426758B (en) * 2004-02-27 2008-10-01 Nat Inst Of Advanced Ind Scien Extractants for palladium and process for separation and recovery of palladium
JP4188365B2 (ja) * 2005-12-05 2008-11-26 日鉱金属株式会社 ロジウムの回収方法
WO2007080648A1 (ja) * 2006-01-13 2007-07-19 Asaka Riken Co., Ltd. 貴金属の分離回収方法
JP4268646B2 (ja) 2007-03-30 2009-05-27 日鉱金属株式会社 ロジウムの回収方法
WO2009001897A1 (ja) * 2007-06-26 2008-12-31 National Institute Of Advanced Industrial Science And Technology 白金族金属の分離試薬及びそれを用いた白金族金属の分離回収方法
DE102008006796A1 (de) * 2008-01-30 2009-08-27 W.C. Heraeus Gmbh Verfahren zum Gewinnen von Ruthenium aus Ruthenium oder Rutheniumoxide enthaltenden Materialien oder rutheniumhaltigen Edelmetall-Erzkonzentraten
AU2009219115B2 (en) * 2008-02-29 2013-10-31 Australian Nuclear Science And Technology Organisation Selective gold extraction from copper anode slime with an alcohol
KR100876682B1 (ko) * 2008-06-24 2009-01-07 한국지질자원연구원 귀금속 용해장치
JP5004103B2 (ja) * 2009-01-29 2012-08-22 Jx日鉱日石金属株式会社 Tbp中のイリジウムを逆抽出する方法。
US7935173B1 (en) 2010-07-23 2011-05-03 Metals Recovery Technology Inc. Process for recovery of precious metals
AU2012201510B2 (en) * 2011-03-18 2013-03-28 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method of recovering gold from dilute gold solution
JP5767951B2 (ja) * 2011-11-29 2015-08-26 Jx日鉱日石金属株式会社 イリジウムの回収方法
CA2857687C (en) 2011-12-02 2019-07-09 Stillwater Mining Company Quantitative precious metals recovery in the presence of interfering metals, salts, and ions
WO2014062289A1 (en) 2012-10-19 2014-04-24 Kennecott Utah Copper Llc Process for the recovery of gold form anode slimes
US20160040266A1 (en) * 2013-03-15 2016-02-11 Brian R. Anderson Platinum group metal refining
JP6320026B2 (ja) * 2013-08-05 2018-05-09 三菱ケミカル株式会社 金属回収方法
RU2542181C1 (ru) * 2013-08-06 2015-02-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук (ИХТРЭМС КНЦ РАН) Способ извлечения золота из солянокислого раствора
KR101768694B1 (ko) * 2015-09-23 2017-08-16 롯데케미칼 주식회사 폐유기용매의 정제 방법
CN106244820A (zh) * 2016-08-29 2016-12-21 金川集团股份有限公司 一种氯压快速溶解复杂稀贵金属精矿的方法
US10648062B1 (en) 2017-03-23 2020-05-12 George Meyer Strategic metal and mineral element ore processing using mixing and oxidant treatment
RU2674371C1 (ru) * 2017-11-03 2018-12-07 Общество с ограниченной ответственностью "Сольвекс" Экстрагент на основе частично фторированного триалкиламина и способ извлечения металлов и кислот из водно-солевых растворов
CN109055774B (zh) * 2018-09-13 2020-08-18 陈永福 一种从含有铂族金属离子的溶液中分离铂、钌和其它铂族金属氢氧化物的方法
CN110694300B (zh) * 2019-10-23 2021-08-27 金川集团股份有限公司 一种铂钯高效萃取分离系统及其萃取分离的方法
US11319613B2 (en) 2020-08-18 2022-05-03 Enviro Metals, LLC Metal refinement

Family Cites Families (22)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB260451A (en) * 1926-01-11 1926-11-04 Arthur Gordon Improvements in the recovery and refining of precious metals
US2049488A (en) * 1933-12-23 1936-08-04 Standard Brands Inc Extraction of osmium from ores and minerals
US2945757A (en) * 1956-11-02 1960-07-19 Universal Oil Prod Co Recovery of noble metals from catalytic composites
DE1149912B (de) * 1960-12-27 1963-06-06 Licentia Gmbh Verfahren zur Herstellung von Gold mit einem Reinheitsgrad von mindestens 99,9999%
GB1090294A (en) * 1963-09-19 1967-11-08 Laporte Chemical Recovery of palladium, platinum and gold
US3238038A (en) * 1964-08-07 1966-03-01 Zareba Corp Ltd Precious metal recovery
FR1518305A (fr) * 1966-04-14 1968-03-22 Ajinomoto Kk Procédé de récupération du rhodium à partir d'un mélange provenant d'une réaction catalysée par le rhodium
ZA725490B (en) * 1972-08-10 1973-09-26 Swarsab Mining Improvements in or relating to the separation and purification of platinum group metals and gold
US3920789A (en) * 1972-08-10 1975-11-18 Swarsab Mining Separation of pgm's from each other and from gold
US3856912A (en) * 1973-05-03 1974-12-24 Universal Oil Prod Co Recovery of platinum from deactivated catalysts
GB1495931A (en) * 1973-12-07 1977-12-21 Matthey Rustenburg Refines Refining of metals
GB1497534A (en) * 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Refining of metals
GB1497535A (en) 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Separation of palladium
GB1517270A (en) 1974-06-12 1978-07-12 Johnson Matthey Co Ltd Recovery of precious metals from exhaust catalysts
ZA745109B (en) 1974-08-09 1976-03-31 Nat Inst Metallurg The separation of platinum group metals and gold
US4002470A (en) 1974-12-10 1977-01-11 The Japan Carlit Co., Ltd. Process for recovering ruthenium
US4188362A (en) * 1975-01-29 1980-02-12 National Institute For Metallurgy Process for the treatment of platinum group metals and gold
US3935006A (en) * 1975-03-19 1976-01-27 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Process for eluting adsorbed gold and/or silver values from activated carbon
ZA752093B (en) * 1975-04-03 1976-03-31 Swarsab Mining The separation and/or purification of precious metals
ZA775358B (en) * 1977-09-06 1979-04-25 Nat Inst Metallurg The recovery and purification of rhodium
GB2013644B (en) 1978-01-17 1982-09-22 Matthey Rustenburg Refines Solvent extraction
GB2065092B (en) 1979-12-17 1983-12-14 Matthey Rustenburg Refines Solvent extraction of platinum group metals

Also Published As

Publication number Publication date
FI71340B (fi) 1986-09-09
AU542195B2 (en) 1985-02-14
DE3163890D1 (en) 1984-07-05
AU538364B2 (en) 1984-08-09
EP0049567A1 (en) 1982-04-14
BR8105636A (pt) 1982-05-18
NO157382C (no) 1988-03-09
AU7473381A (en) 1982-03-11
EP0049567B1 (en) 1984-05-30
ZA815733B (en) 1982-08-25
US4397689A (en) 1983-08-09
EP0048103A1 (en) 1982-03-24
FI71341B (fi) 1986-09-09
FI71340C (fi) 1986-12-19
FI812734L (fi) 1982-03-06
NO156655C (no) 1987-10-28
CA1177254A (en) 1984-11-06
DE3164884D1 (en) 1984-08-23
JPS5779135A (en) 1982-05-18
FI71341C (fi) 1986-12-19
JPH0240614B2 (no) 1990-09-12
FI812733L (fi) 1982-03-06
AU7434281A (en) 1982-03-11
NO813017L (no) 1982-03-08
NO157382B (no) 1987-11-30
BR8105637A (pt) 1982-05-18
JPS5782125A (en) 1982-05-22
JPH0130896B2 (no) 1989-06-22
ZA815735B (en) 1982-08-25
EP0048103B1 (en) 1984-07-18
US4390366A (en) 1983-06-28
CA1178063A (en) 1984-11-20
NO813018L (no) 1982-03-08

Similar Documents

Publication Publication Date Title
NO156655B (no) Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater.
US8252252B2 (en) Processes for the recovery of ruthenium from materials containing ruthenium or ruthenium oxides or from ruthenium-containing noble metal ore concentrates
US4229270A (en) Process for the recovery of metal values from anode slimes
US4002544A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper
CA2326037C (en) The recovery of gold from refractory ores and concentrates of such ores
KR20100019577A (ko) 백금족 원소의 분리방법
US4389248A (en) Method of recovering gold from anode slimes
US6579504B1 (en) Hydrometallurgical treatment process for extraction of platinum group metals obviating the matte smelting process
EP0212453A1 (en) Process for the recovery of gold from a precious metal bearing sludge concentrate
JP4866732B2 (ja) 陽極汚泥の処理方法
US4188362A (en) Process for the treatment of platinum group metals and gold
EP0528361B1 (en) Improved method of tellurium separation from copper electrorefining slime
CA1068116A (en) Process for the treatment of platinum group metals and gold
JP4158706B2 (ja) 白金族含有溶液から金を分離する処理方法および製造方法
US3996046A (en) Extraction and purification of silver from sulfates
JPS6059975B2 (ja) 銅電解スライムよりの銀の濃縮法
JP7247049B2 (ja) セレノ硫酸溶液の処理方法
JP7247050B2 (ja) セレノ硫酸溶液の処理方法
CN111630193B (zh) 湿法冶金加工贵金属-锡合金的方法
JP2004035968A (ja) 白金族元素の分離方法
JPS6158530B2 (no)
WO2001012865A1 (en) Method of removal of impurities from gold concentrate containing sulfides
JPH0297430A (ja) 貴金属元素の分離方法
NO750275L (no)
BE875539A (fr) Procede de recuperation de valeurs metalliques a partir de boues d'anode