NO157382B - Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav. - Google Patents

Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav. Download PDF

Info

Publication number
NO157382B
NO157382B NO813018A NO813018A NO157382B NO 157382 B NO157382 B NO 157382B NO 813018 A NO813018 A NO 813018A NO 813018 A NO813018 A NO 813018A NO 157382 B NO157382 B NO 157382B
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
solution
platinum
gold
palladium
iridium
Prior art date
Application number
NO813018A
Other languages
English (en)
Other versions
NO813018L (no
NO157382C (no
Inventor
Richard Keith Lea
Julian David Edwards
Frederick D 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 NO813018L publication Critical patent/NO813018L/no
Publication of NO157382B publication Critical patent/NO157382B/no
Publication of NO157382C publication Critical patent/NO157382C/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 en fremgangsmåte til i rekke-
følge og selektivt å skille gull og platinagruppemetaller, nemlig platina, palladium, rhodium,.iridium, ruthenium og osmium, fra en vandig kloridholdig oppløsning derav.
Platinagruppemetallene forekommer i alminnelighet sammen
i naturen i varierende andeler av komplekse malmer. Andre vik-tige kilder for platinagruppemetaller, og også for gull, er konsentrater som erholdes ved raffinering av nikkel-kobber-malm, f.eks. anodeslam, elektroraffinering av kobber eller residuer fra trykk-karbonyl-ekstraksjon av nikkel. Slike konsentrater kan også inneholde sølv og uedle metaller og andre forurensninger, vanligvis kobber, nikkel, jern, selen, tellur, arsen, antimon, tinn, bly, vismut og silika.
Det er notorisk vanskelig å utvinne de edelmetaller som foreligger i edelmetallkonsentrater, uansett om disse erholdes fra raffinering eller fra naturlig forekommende malmer, Hittil har det vært vanlig ved raffinering av slike konsentrater å be-virke en innledende separasjon ved utluting med kongevann, hvorved det meste av gullet, platinaet og palladiumet oppløses, slik at det blir tilbake et residuum inneholdende det meste av de andre platinagruppemetallene, sammen med sølv om dette er til stede. Oppløsningen ble behandlet for utfelling av gullet, platinaet og palladiumet, og de øvrige edelmetaller ble utvunnet ved selektive utlutingsreaksjoner etter smelting med bly.
I praksis var separasjonen av metaller langt fra fullstendig,
og som et resultat herav måtte hvert av metallene underkastes en utstrakt rensebehandling. I tillegg til at prosessen i seg selv var kostbar og kompleks, medførte dette at betydelige pengebeløp til enhver tid var bundet i mellomprodukter.
Av disse grunner har det i den senere tid vært betydelig interesse for løsningsmiddelekstraksjon av gull, palladium og platina fra oppløsninger derav. Mange forslag er blitt frem-satt vedrørende egnede ekstraksjonsmidler for spesielle metal-er, og noen av disse er blitt anvendt i den konvensjonelle prosess til erstatning av individuelle utfellingstrinn. En av de viktigste fordeler ved løsningsmiddelekstraksjon er at man med et tilstrekkelig selektivt løsningsmiddel vil oppnå at det metall som erholdes fra løsningsmidlet, etter vasking vil være av salgbar renhet. Det har imidlertid vært problemer med anvendelse av mer enn ett løsningsmiddelekstraksjonstrinn i en gitt prosess, da de fleste løsningsmidler ikke er selektive overfor gull, platina og palladium innbyrdes. Gull, platina og palladium som ekstraheres på denne måte kan også være forurenset med andre edelmetaller.
Den foreliggende oppfinnelse er basert på den oppdagelse at gull og alle platinagruppemetaller kan utvinnes fra en opp-løsning derav ved en selektiv separasjonsprosess i hvilken se-parasjonssekvensen nøye reguleres.
Den foreliggende oppfinnelse tilveiebringer således en fremgangsmåte til i rekkefølge og selektivt å skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig, kloridholdig oppløsning derav, omfattende de følgende trinn: Man oksyderer ruthenium og osmium til deres respektive tetraoksyder og fjerner tetraoksydene fra oppløsningen, fjerner gull fra oppløsningen selektivt ved løsningsmiddelekstraksjon, fjerner palladium og platina fra oppløsningen selektivt ved løsningsmiddelekstraksjon med henholdsvis et dialkylsulfid og tributylfosfat (TBP), idet ekstraksjonen av platina utføres, etter at iridium i opp-løsningen er blitt redusert til treverdig tilstand, reoksyderer iridiumet til fireverdig tilstand og fjerner det fra oppløsningen og til slutt fjerner rhodiumet fra den gjenværende oppløsning.
Det er et viktig trekk ved fremgangsmåten at ruthenium
og osmium er de første metaller som skal fjernes fra oppløs-ning. Hvis dette ikke gjøres, hår de tendens til å forurense produktene fra de øvrige ekstraksjonstrinn, og utvinningen av dem forringes vesentlig. Egnede 1oksydasjonsmidler for ruthenium og osmium innbefatter klorater, perklorater og bromater av alkalimetaller. Oppløsningens pH reguleres i alminnelighet til mellom 0 og 2 før oksydasjonsmidlet tilsettes. Mengden av oksydasjonsmiddel som anvendes, er hensiktsmessig 7-10 ganger den støkiometriske mengde som er påkrevet for å oksydere alt ruthenium og osmium til deres tetraoksyder. Tetraoksydene kan fjernes fra oppløsningen ved løsningsmiddelekstraksjon eller destillasjon. I dette tilfelle foretrekkes destillasjon, da den er lettere, mer effektiv og fullstendig. Ved utførel-sen av destillasjonen kan oppløsningen oppvarmes til like under kokepunktet (90-95°C) under redusert trykk. De flyktige
Ru- og Os-tetraoksyder avdestilleres og kan oppfanges i saltsyre, fra hvilke de kan utvinnes ved behandling med salpeter-syre fulgt av en ytterligere destillasjon for adskillelse av osmium fra ruthenium. Metallisk ruthenium og osmium kan utvinnes på konvensjonell måte, såsom utfelling av deres komplekse klorider med ammoniumklorid, fulgt av glødning av saltet til metall. Under destillasjonen, etter hvert som oksydasjons-reaksjonen dabber av, stiger oppløsningens pH etter hvert som oksydasjonsmidlet reagerer med syre i oppløsningen. Man foretrekker i denne forbindelse å bruke natriumbromat som oksydasjonsmiddel, fordi dette pufrer oppløsningens pH ved ca. 3-4 og begunstiger hydrolyse (og således utfelling) av de fleste av de uedle metaller i oppløsningen sammen med en liten mengde av edelmetaller. Hvis oppløsningen inneholder en relativt stor mengde av uedle metaller, er det ønskelig å fjerne bunnfallet og behandle det separat for utvinning av innesluttede edelme-tallverdier, da nærvær av uedle metaller i oppløsningen kan forurense de metaller som skal utvinnes senere. Hvis oppløs-ningens innhold av uedle metaller er lite, kan bunnfallet opp-løses påny in situ ved ny surgjøring av oppløsningen. Små mengder av uedle metaller påvirker ikke i vesentlig grad ren-heten av de senere ekstraherte edelmetaller.
Det neste trinn i prosessen er fjerningen av gull ved løs-ningsmiddelekstraks jon . Nær sagt hvilke som helst alkoholer, etere eller ketoner som er ublandbare med vann, kan anvendes for ekstraksjon av gullet. Et foretrukket ekstraksjonsmiddel er dibutylkarbitol, som har meget god selektivitet, et høyt kokepunkt og er lett tilgjengelig. Ekstraksjonen av gull med dibutylkarbitol bør utføres som en kontinuerlig flertrinns motstrømsprosess. Det gullholdige løsningsmiddel kan deretter vaskes med fortynnet saltsyre for fjerning av forurensninger av uedle metaller, og gull kan reduseres direkte fra det vaskede løsningsmiddel under anvendelse av et reduksjonsmiddel så som vandig oksalsyre. Gull med en renhet på minst 99,5% kan fremstilles på denne måte.
Det er viktig å fjerne gullet fra oppløsningen ned til
et restinnhold på mindre enn 2 ppm (deler pr. million) for å unngå å forurense metaller som senere skal utvinnes. Det raffinat fra hvilket gullet er blitt fjernet, destilleres for fjerning av eventuelt innesluttet og oppløst løsningsmiddel
og surgjøres påny til en saltsyrekonsentrasjon på 3-6 M.
Den rekkefølge i hvilken palladium og platina ekstraheres, avhenger av det fortynningsmiddel som anvendes sammen med det løsningsmiddel (TBP) som anvendes for ekstraksjon av platina. Egnede fortynningsmidler er klorerte hydrokarboner så som 1,2,3-triklorpropan eller alifatiske hydrokarboner, eksempelvis det som leveres av Esso som "Isopar M", modifisert med isodekanol, hvorved dannelse av en tredje fase unngås. Mens TBP i et klorert fortynningsmiddel vil ekstrahere platina selektivt i nærvær av palladium, så er TBP i et hydrokarbon-fortynningsmiddel ikke-selektivt. Hvis sistnevnte klasse av fortynningsmiddel skal anvendes,bør derfor palladium ekstraheres først. I praksis vil platina alltid bli svakt forurenset med palladium hvis man forsøker å fjerne platina før palladium. I alminnelighet foretrekker man derfor å fjerne palladium først. I ethvert tilfelle må eventuelt tilstedeværende iridium reduseres til treverdig tilstand før platina fjernes fra opp-løsningen, da TBP vil ekstrahere fireverdig iridium. Reduksjonen kan oppnås ved tilsetning av SC^ til oppløsningen inntil dennes redoks-potensial i forhold til en standard calomel-elektrode er ca. +500 mV. Eventuelt tilstedeværende selen i oppløsningen vil bli utfelt på dette stadium og bør frafiltreres. Denne behandling vil også redusere platina i oppløs-ning til toverdig tilstand.
Palladium fjernes fra oppløsningen ved løsningsmiddel-ekstraksjon med et dialkylsulfid. Man foretrekker å bruke di-n-oktylsulfid, men andre dialkylsulfider som kan anvendes er di-n-heksy1-sulfid, metyl-n-decyl-sulfid og tert.-butyl-decylsulfid. Alkylsulfidet bli-r med fordel oppløst i et ali-fatisk hydrokarbon-oppløsningsmiddel, så som "Shell MSB"
210, "Shellsol T" eller "Esso Isopar M". Ekstraksjonen av palladium er ganske langsom og utføres derfor som en charge-vis prosess under omrøring. Faseforholdet mellom organisk ekstraksjonsmiddel og vandig oppløsning bør velges under hensyntagen til konsentrasjonen av palladium i oppløsningen. Reaksjonens forløp kan overvåkes ved gjentatt måling av Pd-konsentrasjonen i den vandige fase, og omrøringen bør fort-sette inntil likevekt er oppnådd. I alminnelighet vaskes den anrikede" organiske fase med fortynnet saltsyre, og palladiumet
strippes fra den vaskede organiske fase med vandig ammoniakk. Palladiummetall kan utvinnes ved utfelling av palladiumsaltet Pd(NH3)2Cl2 med saltsyre og glødning av saltet til metall. Palladium med en renhet på minst 99,99% kan fremstilles på denne måte.
Platina fjernes ved løsningsmiddelekstraksjon med TBP.
TBP bør blandes med et av de ovenfor nevnte fortynningsmidler. Ekstraksjonen utføres fortrinnsvis som en kontinuerlig fler-trinnsmotstrømsprosess. Forholdet mellom ekstraksjonsmiddel og fortynningsmiddel og faseforholdet i ekstraksjonsprosessen bør velges under hensyntagen til Pt-innholdet i oppløsningen. Den anrikede organiske fase kan vaskes med saltsyre, og platina kan deretter strippes med vann eller meget fortynnet (eksempelvis 0,1 M) syre eller alkali. Platinametall kan utvinnes ved reoksydering av metallforbindelsen i oppløsning til Pt(IV), om-dannelse til ammoniumklorplatinat og glødning av saltet til platinametall. Platina med en renhet på minst 99,95% kan fremstilles på denne måte. Oppløsningen blir så destillert for fjerning av innesluttet og oppløst løsningsmiddel.
Det neste trinn er ekstraksjonen■av iridium. (Denne kan ikke foretas i nærvær av platina eller palladium da de vil forurense iridiumet). For å ekstrahere iridiumet må man reoksy-dere dette til fireverdig tilstand. Dette kan utføres ved at man bobler klorgass gjennom oppløsningen inntil dennes redoks-potensial overstiger +1000 mV. Iridiumet fjernes helst ved løs-ningsmiddelekstraks jon med TBP på lignende måte som platina. Etter vaskning kan iridiumet strippes under anvendelse av en oppløsning inneholdende et reduksjonsmiddel, så som HCl mettet med S02. Iridiurnmetall kan utvinnes ved utfelling av ammonium-heksakloriridat ved tilsetning av ammoniumkloridoppløsning og påfølgende glødning av saltet til metall. Alternativt kan iridium utfelles direkte fra den reoksyderte oppløsning som ammonium-heksakloriridat. Det metall som erholdes fra dette salt kan være forurenset med spor av uedle metaller og innesluttet rhodium.
Til slutt ekstraheres rhodium fra oppløsningen. Rhodium
er det siste platinagruppemetall som skal fjernes, da rhodiumet vil være forurenset hvis man forsøker å fjerne det i nærvær av de øvrige metaller. Rhodium kan ekstraheres ved behandling av oppløsningen med et reduksjonsmiddel, så som maursyre eller
sink og saltsyre, hvorved rhodiumet utfelles som rhodium-sort. Reduksjonen kan hensiktsmessig utføres ved ca. 90°C. Rhodium-sort kan renses på konvensjonell måte.
Fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse er særlig godt egnet for behandling av en vandig kloridholdig oppløsning av gull og platinagruppe-metaller, hvor oppløsningen erholdes fra et konsentrat av metallene, forurenset med sølv og uedle metaller og andre forurensninger, ved en prosess som beskrevet i EP-A-0048103, det vil si en,prosess som omfatter at konsentratet underkastes en første utluting med varm saltsyre og klorgass for oppløsning av det meste av gullet, platinaet og palladiumet, utlutingresiduet skilles fra væsken og behandles med et overskudd av et alkalisk oksydasjonsmiddel for å bringe rutheniumet i oppløsning, det resulterende faste stoff oppslemmes i vann, edelmetallene fra oppslemningen forenes med væsken fra det første utlutingstrinn, og den resulterende oppslemning underkastes en andre utluting med varm saltsyre og klorid. Væsken fra den andre utluting, som deretter skilles fra de gjenværende faste stoffer, er en kloridoppløsning som inneholder hovedsakelig hele mengden av platinagruppe-metaller og gull i konsentratet.
Fremgangsmåten skal nå beskrives mer detaljert ved hjelp
av et eksempel.
EKSEMPEL
Den anvendte oppløsning var en vandig kloridoppløsning inneholdende oppløst platina, palladium, rhodium, ruthenium, iridium og gull sammen med uedle metaller og silika. Oppløs-ningen inneholdt også en liten mengde oppløst osmium, men ingen målinger av dettes konsentrasjon ble foretatt. Da osmium nesten alltid reagerer på samme måte som ruthenium, skal imidlertid det som i dette eksempel angis om rutheniumet reaksjoner også forståes å gjelde osmium. Den nøyaktige sammensetning av oppløsningen er angitt i tabell 1 nedenfor.
150 liter av denne oppløsning ble behandlet med 40% NaOH-oppløsning, hvorved pH-verdien ble hevet til 1,7. Under pH-reguleringen steg oppløsningens temperatur til 40°C.
EKSTRAKSJON AV RUTHENIUM
Til den pH-regulerte oppløsning som er beskrevet ovenfor, ble det tilsatt 22 liter av en 2o % (vekt pr. volumenhet) opp-løsning av natriumbromat. Trykket i beholderen som inneholdt disse reaktanter ble redusert til litt under atmosfæretrykk, og temperaturen ble hevet til 80°C, hvorved ruthenium-tetra-oksyd ble avdestillert. Reaksjonen var fullstendig etter 2 timer, og på dette tidspunkt hadde oppløsningens pH steget til 4. Små mengder av uedle metaller var blitt utfelt, men da konsentrasjonen av uedle metaller i oppløsningen var lav (se tabell 1) ble bunnfallet ikke fjernet. Oppløsningen ble igjen surgjort med saltsyre, slik at saltsyrekonsentrasjonen i opp-løsningen var 3 M. Bunnfallet ble oppløst ved ny surgjøring. Det endelige volum av oppløsningen var 240 liter, og dens sammensetning var som angitt i tabell 1.
Av tabellen vil det sees at nesten alt ruthenium som opp-rinnelig forelå i oppløsningen, ble fjernet. Ruthenium-tetraoksydet ble oppfanget i saltsyre, fra hvilken det ble utvunnet som beskrevet ovenfor.
EKSTRAKSJON AV GULL
123 liter av den påny surgjorte oppløsning fra ruthenium-ekstraksjonen ble underkastet løsningsmiddelekstraksjon med dibutylkarbitol i en kontinuerlig totrinns motstrømsprosess under anvendelse av et faseforhold (vandig/organisk) på 2,6:1.
(Alle faseforhold som angis i det følgende er mellom vandig og organisk fase). Den anrikede organiske fase ble vasket med 1,9 M saltsyre i en tretrinns motstrømsprosess under anvendelse av et faseforhold på 2,4:1 for fjerning av uedle metaller ekstrahert sammen med gullet. Etter vaskningen ble den anrikede organiske fase behandlet med en 10 % (vekt pr. volumenhet) vandig oppløsning av oksalsyre i en ett-trinns charge-prosess ved 70°C i 2 timer, hvorved gullet ble redusert. Gullpulver samlet seg på bunnen av beholderen. Etter vaskning og tørking ble pulveret analysert og funnet å ha en renhet høyere enn 99,99 % gull. Dette utgjør gull av salgbar renhet.
Sammensetningen av raffinatet (dvs. vandig fase etter løs-ningsmiddelekstraks jon) og vaskevæsken er angitt i tabell 2 nedenfor.
Av tabellen vil det sees at gullet ble nesten fullstendig fjernet fra oppløsningen, idet det gjenværende gullinnhold var under 1 ppm. Noe jern ble ekstrahert sammen med gullet, men ble fjernet fra dibutulkarbitolet ved vaskeprosessen. Raffinatet ble destillert for fjerning av innesluttet og opp-løst løsningsmiddel.
EKSTRAKSJON AV PALLADIUM
33 liter av det rensede raffinat fra ekstraksjonen av gull ble fortynnet til 50 liter med konsentrert saltsyre, hvilket gav en oppløsning med en surhetsgrad på ca. 6 M. Oppløsningens sammensetning er angitt i tabell 3 nedenfor. Oppløsningen ble ekstrahert med en 20 volum% oppløsning av dioktylsulfid i "Shellsol T" i en ett-trinns charge-prosess ved et faseforhold på 1:1. Blandinger av oppløsninger ble omrørt i 3 timer og deretter hensatt for sedimentering. Den anrikede organiske fase ble vasket 3 ganger i en chargeprosess under anvendelse av et faseforhold på 1:1. For de første to vaskninger ble det anvendt like store volumer av konsentrert saltsyre og vann, mens den tredje vaskning ble utført med 0,5 M HC1. Ved hver vaskning ble væskene omrørt sammen i 30 minutter og ble deretter hensatt for sedimentering i 30 minutter. Palladium ble strippet fra den vaskede anrikede organiske fase under anvendelse av en 25 volum% vandig oppløs-ning av 880 ammoniakk ved et faseforhold på 1:1. Væskene ble omrørt sammen i 30 minutter og deretter hensatt for sedimentering natten over. Strippevæsken ble fjernet og surgjort til 2 % (vekt pr. volumenhet) HC1 for utfelling av Pd(NH3)2Cl2. Saltet ble frafiltrert, vasket med vann, tørket og deretter glødet til metall. Metallet ble analysert og funnet å være 99.998 % palladium. Dette utgjør palladium av salgbar renhet.
Sammensetningen av utgangsoppløsningen før løsningsmid-delekstraks jon , raffinatet etter ekstraksjon og de tre vaske-væskene er angitt i tabell 3 nedenfor.
EKSTRAKSJON AV PLATINA
Utgangsoppløsningen var raffinatet fra palladiumekstrak-sjonen. Før platina ble ekstrahert, ble oppløsningens potensial redusert fra +710 mV til +460 mV ved tilsetning av S02. Noe elementært selen ble utfelt under denne reduksjon, og opp-løsningen ble filtrert for fjerning av dette. Deretter ble oppløsningen ekstrahert med en 40 volum% oppløsning av TBP i 1,2,3-triklorpropan i en kontinuerlig tretrinns motstrøms-prosess under anvendelse av et faseforhold på 2,4:1. Den anrikede organiske fase ble vasket med 5 M HC1 i en kontinuerlig totrinns motstrømsprosess under anvendelse av et faseforhold på 4,8:1. Den vaskede organiske fase ble så strippet med 0,2 M HC1 i en kontinuerlig totrinns motstrømsprosess under anvendelse av et faseforhold på 1,5:1. Strippevæske ble inndampet til ca. en sjettedel av sitt opprinnelige volum, platina ble oksy-dert til Pt(IV) med klorgass, og et overskudd av mettet NH^Cl-oppløsning ble tilsatt ved 80°C for utfelling av ammoniumklorplatinat. Blandingen fikk kjølne, og platinasaltet ble deretter frafiltrert , vasket og glødet til platinametall. Metallet ble analysert og funnet å ha en renhet høyere enn 99,99 %. Dette utgjør platina av salgbar renhet. Sammensetningen av utgangsoppløsningen, raffinatet etter ekstraksjon, vaskevæsken og strippevæsken er angitt i tabell 4 nedenfor.
Av tabellen vil det sees at platina ble nesten fullstendig fjernet fra oppløsningen.
Raffinatet ble destillert for fjerning av innesluttet og oppløst løsningsmiddel.
EKSTRAKSJON AV IRIDIUM
Utgangsoppløsningen var det rensede raffinat fra platina-ekstraksjonen. Både løsningsmiddelekstraksjons- og utfellings-prosessene. for utvinningen av iridium skal beskrives.
Før iridium ble utvunnet fra oppløsningen ble klor boblet gjennom denne inntil oppløsningens redoks-potensial var steget til over +1000 mV. a) Løsningsmiddelekstraksjon: Ekstraksjonen ble, under anvendelse av den samme ekstraksjonsoppløsning som for platina, utført i en tretrinns charge-prosess ved et faseforhold på 1:1. Konsentrasjonen av iridium i raffinatet var 0,013 g/l, og intet
rhodium ble ekstrahert. Den anrikede organiske fase ble vasket i en ett-trinns charge-prosess under anvendelse av 6 M HC1 ved et faseforhold på 1:1. Intet iridium ble funnet i vaskevæsken. Den vaskede organiske fase ble strippet med 0,23 M
HCl mettet med SO2 i en ett-trinns charge-prosess ved et faseforhold på 1:1. Iridiummetall ble utvunnet ved inndampning av strippevæsken ved koking og påfølgende behandling med et overskudd av mettet NH^Cl-oppløsning for utfelling av ammoniumklor-iridat. Saltet kan frafiltreres, vaskes og glødes til metall. b) Utfelling: Til den oksyderte utgangsoppløsning til-sattes 1,1 liter mettet NH^Cl-oppløsning. Rå-ammoniumklor-iridat ble utfelt, frafiltrert og vasket med fortynnet NH^Cl-oppløsning. Det gjenværende iridiuminnhold i filtratet var 33 ppm, dvs. over det dobbelte av innholdet i raffinatet for løsningsmiddelekstraksjon. Løsningsmiddelekstraksjonsmetoden er også å foretrekke av den grunn at det iridiumsalt som erholdes, er renere. Iridiumsaltet fra utfelling vil måtte underkastes ytterligere raffinering før iridiummetall av salgbar renhet kan oppnås.
EKSTRAKSJON AV RHODIUM
Oppløsningen fra iridiumekstraksjonen ble behandlet for utvinning av rhodium ved reduksjon under anvendelse av maursyre. Reduksjonen ble utført ved 90°C og fortsatt inntil oppløsningen var fargeløs. Rhodium-sort, en uren form for rhodiummetall ble utfelt. Rhodium-sort kan raffineres under oppnåelse av rent rhodium av salgbar kvalitet på konvensjonell måte.
For å vise hvor viktig det er å fjerne ruthenium og osmium som det første trinn gjentok man de ovenfor beskrevne gull-, palladium- og platina-ekstraksjonstrinn uten først å fjerne ruthenium og osmium. Mens gullet og palladiumet ikke var særlig sterkt forurenset, hadde det fremstilte platina en renhet på bare 99,95 % og var forurenset med 320 ppm osmium.

Claims (9)

1. Fremgangsmåte til i rekkefølge og selektivt å skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig oppløsning derav, karakterisert ved de følgende trinn: man oksyderer ruthenium og osmium til deres respektive tetraoksyder og fjerner tetraoksydene fra oppløs-ningen; man fjerner gull selektivt fra oppløsningen ved løs-ningsmiddelekstraks jon ; man fjerner palladium og platina selektivt fra oppløsningen ved løsningsmiddelekstraksjon med henholdsvis et dialkylsulfid og tributylfosfat, idet platina-ekstraksjonen utføres først etter at iridium i oppløsningen er blitt redusert til treverdig tilstand; man reoksyderer iridiumet til fireverdig tilstand og fjerner det fra oppløsningen og fjerner rhodiumet fra*den gjenværende oppløsning.
2. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at ruthenium og osmium oksyderes til sine respektive tetraoksyder ved hjelp av natriumbromat.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1 eller 2, karakterisert ved at ruthenium- og osmium-tetraoksydene fjernes fra oppløsningen ved destillasjon.
4. Fremgangsmåte ifølge et av de foregående krav, karakterisert ved at gull fjernes fra opp-løsningen ved løsningsmiddelekstraksjon med dibutylkarbitol.
5. Fremgangsmåte ifølge et av de foregående krav, karakterisert ved at palladium ekstraheres før platina.
6. Fremgangsmåte ifølge et av de foregående krav, karakterisert ved at palladium ekstraheres fra oppløsningen med di-n-oktyl-sulfid.
7. Fremgangsmåte ifølge et av de foregående krav, karakterisert ved at iridium fjernes selektivt fra oppløsningen ved løsningsmiddelekstraksjon med tributylfosfat.
8. Fremgangsmåte ifølge et av kravene 1-6, karakterisert ved at iridium fjernes fra oppløsningen ved at man behandler oppløsningen med ammoniumklorid for å utfelle ammonium-kloriridat.
9. Fremgangsmåte ifølge et av de foregående krav, karakterisert ved at rhodium fjernes fra oppløsningen ved reduksjon av oppløst rhodium med maursyre.
NO813018A 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav. NO157382C (no)

Applications Claiming Priority (1)

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

Publications (3)

Publication Number Publication Date
NO813018L NO813018L (no) 1982-03-08
NO157382B true NO157382B (no) 1987-11-30
NO157382C NO157382C (no) 1988-03-09

Family

ID=10515869

Family Applications (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO813017A NO156655C (no) 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater.
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.

Family Applications Before (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO813017A NO156655C (no) 1980-09-05 1981-09-04 Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater.

Country Status (10)

Country Link
US (2) US4390366A (no)
EP (2) EP0048103B1 (no)
JP (2) JPS5782125A (no)
AU (2) AU542195B2 (no)
BR (2) BR8105636A (no)
CA (2) CA1177254A (no)
DE (2) DE3163890D1 (no)
FI (2) FI71341C (no)
NO (2) NO156655C (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
EP0263910B1 (de) * 1986-10-13 1989-03-22 Austria Metall Aktiengesellschaft Hydrometallurgisches Verfahren zur Abtrennung und Anreicherung von Gold, Platin und Palladium, sowie Gewinnung von Selen aus dem Anodenschlamm der Kupferelektrolysen und ähnlicher nichtmetallischer Stoffe
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
US5364452A (en) * 1992-02-25 1994-11-15 Cupertino Domenico C Chemical process for the recovery of metal from an organic complex
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
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.
EP1152409B1 (en) * 1994-06-07 2006-08-09 Hitachi Global Storage Technologies Japan, Ltd. Information storing device
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
JP3079034B2 (ja) * 1996-05-27 2000-08-21 日鉱金属株式会社 白金の回収方法
JP3079035B2 (ja) * 1996-05-27 2000-08-21 日鉱金属株式会社 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
CN1653198B (zh) * 2002-03-15 2010-05-26 三菱麻铁里亚尔株式会社 铂族元素的分离方法
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
JP4448937B2 (ja) * 2004-02-27 2010-04-14 独立行政法人産業技術総合研究所 パラジウムの抽出剤及びパラジウムの分離回収方法
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
JP5007983B2 (ja) * 2007-06-26 2012-08-22 独立行政法人産業技術総合研究所 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
US20110083531A1 (en) * 2008-02-29 2011-04-14 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
MX2023002015A (es) 2020-08-18 2023-04-11 Enviro Metals Llc Refinamiento metálico.

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
GB1497535A (en) 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Separation of palladium
GB1497534A (en) * 1973-12-13 1978-01-12 Matthey Rustenburg Refines Refining of metals
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
NO156655B (no) 1987-07-20
EP0048103B1 (en) 1984-07-18
US4390366A (en) 1983-06-28
FI812734L (fi) 1982-03-06
FI71341B (fi) 1986-09-09
EP0049567B1 (en) 1984-05-30
DE3164884D1 (en) 1984-08-23
FI71340B (fi) 1986-09-09
ZA815735B (en) 1982-08-25
FI71340C (fi) 1986-12-19
US4397689A (en) 1983-08-09
AU7434281A (en) 1982-03-11
DE3163890D1 (en) 1984-07-05
AU7473381A (en) 1982-03-11
JPH0240614B2 (no) 1990-09-12
JPS5782125A (en) 1982-05-22
FI71341C (fi) 1986-12-19
JPH0130896B2 (no) 1989-06-22
AU542195B2 (en) 1985-02-14
EP0049567A1 (en) 1982-04-14
NO813018L (no) 1982-03-08
EP0048103A1 (en) 1982-03-24
BR8105636A (pt) 1982-05-18
CA1178063A (en) 1984-11-20
BR8105637A (pt) 1982-05-18
JPS5779135A (en) 1982-05-18
FI812733L (fi) 1982-03-06
NO157382C (no) 1988-03-09
ZA815733B (en) 1982-08-25
CA1177254A (en) 1984-11-06
AU538364B2 (en) 1984-08-09
NO813017L (no) 1982-03-08
NO156655C (no) 1987-10-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
NO157382B (no) Fremgangsmaate til i rekkefoelge og selektivt aa skille gull og platinagruppemetaller fra en vandig kloridholdig opploesning derav.
US4293332A (en) Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CA1155084A (en) Process for the recovery of metal values from anode slimes
US7479262B2 (en) Method for separating platinum group element
US4288304A (en) Hydrometallurgical process for treatment of sulphur ores
EP3149214B1 (en) Hydrometallurgical treatment of anode sludge
KR100230826B1 (ko) 금 회수방법
US9732398B2 (en) Chloride process for the leaching of gold
CN113337723A (zh) 分离提取分银渣中银钯铜锗的方法
CA1086070A (en) Separation and purification of platinum and palladium
JP4116490B2 (ja) 高純度の白金族の回収方法
EP1577408B2 (en) Method for separating platinum group elements from selenum/tellurium bearing materials
EP0020826B1 (en) A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CN107475512B (zh) 一种综合开发低品位铂钯精矿的方法
JP7423467B2 (ja) ルテニウムの回収方法
WO1989012700A1 (en) Recovery of high purity selenium from ores, scrubber sludges, anode slime deposits and scrap
JP2771218B2 (ja) 水溶液からのパラジウムの回収方法
JP3309801B2 (ja) 金の回収方法
JPH09241768A (ja) 白金の精製方法
JP2814507B2 (ja) 塩化インジウム溶液の湿式精錬処理法
JPS62212B2 (no)
JP2018115380A (ja) テルルと白金族元素の分離方法
GOLD Lakshmanan et al.(43) Pub. Date: Oct. 31, 2013
IE45861B1 (en) Hydrometallurgical recovery of lead from mixed metal sulphides