NO172569B - Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering - Google Patents
Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering Download PDFInfo
- Publication number
- NO172569B NO172569B NO881305A NO881305A NO172569B NO 172569 B NO172569 B NO 172569B NO 881305 A NO881305 A NO 881305A NO 881305 A NO881305 A NO 881305A NO 172569 B NO172569 B NO 172569B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- flotation
- sulfuric acid
- silver
- cake
- slurry
- Prior art date
Links
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title description 6
- 239000002689 soil Substances 0.000 title 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 64
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 51
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 44
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 33
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 27
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 27
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 20
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 11
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 10
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims description 5
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 3
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 claims description 3
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 claims description 3
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 43
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 21
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 4
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 4
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 3
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 3
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000859 α-Fe Inorganic materials 0.000 description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 2
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 description 2
- 241000511343 Chondrostoma nasus Species 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012190 activator Substances 0.000 description 1
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 description 1
- 125000003118 aryl group Chemical group 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- KIACEOHPIRTHMI-UHFFFAOYSA-N o-propan-2-yl n-ethylcarbamothioate Chemical compound CCNC(=S)OC(C)C KIACEOHPIRTHMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 238000011112 process operation Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M sulfonate Chemical compound [O-]S(=O)=O BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 1
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
- Compounds Of Unknown Constitution (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Description
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken som dannes under den hydrometallurgiske sinkraffineringsprosessen og en selektiv utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken ved skumflotasjonsprosessen ved anvendelse av svovelsyre som en reagens i flotasjonsoperasjonen eller ved tilsats av det sulfidiserende midlet dertil, i den sterkt sure tilstanden på 10-70 g/l svovelsyre.
Sinkkonsentratet som i dag omsettes på det internasjonale markedet inneholder vanligvis 48-53$ Zn, 30-34$ S, 2-12$ Fe, 1-3$ Pb, 50-500 g/tonn Ag. Blant disse utgjør sølv ved det foreliggende prisnivået ca. 5$ av verdien av sink i sinkkonsentratet, og derfor er sølv et viktig biprodukt, og når det utvinnes i en salgbar form vil det i stor grad gjøre sinkraffineringen mer økonomisk på grunn av det utvunnede sølvet.
Den hydrometallurgiske raffineringen av sink består av: et røstetrinn for konsentrert malm; et utvaskingstrinn hvori røstet oksydmalm utvaskes i svovelsyren slik at man oppnår en oppløsning av sinksulfat; et rensetrinn som fjerner forurens-ningen fra oppløsningen av sinksulfat; og et elektrolytisk trinn hvori metallisk sink oppnås fra en ren oppløsning av et sinksulfat. Sølv og bly i sinkkonsentrat oppløses ikke i svovelsyreoppløsningen under utvaskingstrinnet, og forblir som en rest og betegnes en Pb/Ag-kake. Sammensetningen av Pb/Ag-kaken kan variere avhengig av sammensetningen av sinkkonsentratet og betingelsene for utvaskingstrinnet, men inneholder generelt 300-1200 g/tonn sølv, 15-25$ bly, og/eller andre bestanddeler. En slik Pb/Ag-kake benyttes som et råmateriale for en blyraffineringsovn eller en bly- og sink-simultant raffinerende ISP (Imperial Smelting Process) ovn, men blyinnholdet er lavt og energiverdien av kaken er lav, derfor er dens uavhengige anvendelse upraktisk, og den må blandes med annet i små mengder. På grunn av dette har dens anvendelse vært sterkt begrenset. Fremgangsmåten for utvinning av sølv og bly fra den ublandede Pb/Ag-kaken alene i elektrisk ovn ble forsøkt av Mitsubishi Metal Co.. i Japan, men ble forkastet av økonomiske grunner.
En annen fremgangsmåte for igjen å behandle Pb/Ag-kaken for å raffinere sølv- og blyinnholdet ble omfattende undersøkt i finsk patent 7400214A<l fra Asturiana De Zinc S.A. I dette patentet ble sølv og blykomponentene i Pb/Ag-kaken oppløst som klorid-dobbeltsalt i nærvær av et oksydasjonsmiddel i kloridoppløsningen, og deretter omvandles sølv og bly til sulfid av sølv eller bly, eller til metallisk tilstand, som er uoppløselig og utvinnes. Denne prosessen krever ikke bare store mengder av reagensen, men forårsaker også problemer med avhending av spillvann under forløpet av utvinningen av sølv og bly. Derfor er denne prosessen ikke kommersielt anvendelig.
En enestående og kommersielt vellykket fremgangsmåte i dag er fremgangsmåten for anrikning av innholdet av sølv og bly ved skumfIotasjon av Pb/Ag-kaken. Fremgangsmåten for konsentrasjon av sølv og bly ved skumflotasjonsprosessen foreslås i spansk patent nr. 411058 som beskriver skumflotasjon av Pb/Ag-kake som ikke inneholder ferritt, og utvinning av sølvkonsentrat inneholdende 14 000 g sølv pr. tonn i det første trinnet og blykonsentrat inneholdende 55$ bly i det andre flotasjonstrinnet. I den første flotasjonen innstilles pH av f Iotasjonsoppslemmingen på 2-4,5 og en skummekollektor så som xanthat, ditiofosfat eller lignende tilsettes. Eksemplet på den nevnte oppfinnelsen beskriver at omfanget av sølvutvinning i den første flotasjonen var ca. 60$ og i den andre flotasjonen nådde 91$.
Videre beskriver japansk utlagt patentpublikasjon nr. 52-3519 en fremgangsmåte for behandling av sinkmalm-utvaskings-rest hvorved Pb/Ag-kaken behandles i høy konsentrasjon av syre ved høy temperatur for fullstendig å eliminere ferritt, og underkastes deretter den første skumflotasjonen for å oppnå sølvkonsentrat med sølvkonsentrasjon på 5700-10 500 g/tonn, og deretter den andre flotasjonen for å oppnå blykonsentratet med 56-59$ bly. Også i denne fremgangsmåten reguleres pH av flotasjonsoppslemmlngen i det første flotasjonstrinnet til 1-5, og xantat, alkyl- eller arylditiofosfat eller en blanding av alkyl- og arylditiofosfat eller isopropyletyltiokarbamat (tilsats av ca. 10$ av sulfonat) benyttes som skumkollektorer, og i den andre flotasjonen benyttes alkyl eller arylkomplekssalt av pseudosyre (spesielt uorganiske salter) som skummekollektorer.
Et eksempel i den nevnte utlagte patentpublikasjonen viser at omfanget av sølvutvinning i den første flotasjonen er 80-91$, og blyutvinningen utgjør 94$ i den andre flotasjonen. Denne fIotasjonsprosessen gir et salgbart sølv av høyere renhet og sinkkonsentrat som sluttprodukt og deres utvinningshastighet er tilfredsstillende høy, men den har følgende ulempe: for å fremstille en Pb/Ag-kake som ikke inneholder ferritt må sinkutvaskingsresten utvaskes ved den sterke konsentrasjonen av svovelsyre. Og deretter blir, i flotasjonsprosessen, en slik Pb/Ag-kake fortynnet med en stor mengde vann for å opprettholde Pb/Ag-kaken i området på pH 1-5 (eller 2-4,5). Videre anvendes i den første og andre flotasjonsprosessen mange typer midler, så som skummemiddel, skummekollektor og-aktivator, i tillegg til høyere pris medfører dette forurens-ning av en større mengde vann som benyttes for å regulere pH og videre medfører oppslemmingskonsentrasjon en stor mengde spillvann.
Formålet med foreliggende oppfinnelse er å tilveiebringe en ny fIotasjonsprosess for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken, og spesielt å minimalisere ulempene med det nevnte tidligere kjente spanske patent nr. 411058 og den japanske utlagte patentpublikasjonen nr. 52-35197.
Trekkene og fordelene ved foreliggende oppfinnelse oppnås ved at det tilveiebringes en ny skumfIotasjonsfremgangsmåte for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken som dannes ved hydrometallurgisk sinkraffinering, kjennetegnet ved at den innbefatter at flotasjonen utføres ved anvendelse av svovelsyre som flotasjonsmiddel, eller svovelsyre og sulfidiseringsmiddel, ved svovelsyrekonsentrasjon på 10-70 g/l som sterkt sur betingelse, og ved en oppslemmingskonsentrasjon på 100-300 g/l.
Fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse utføres hensiktsmessig ved å tilsette til Pb/Ag-kaken en resirkulert væske (filterpressefiltrat, supernatant fra sentrifugesepara-tor), vann og svovelsyre slik at flotasjonsoppslemmingen har en oppslemmingskonsentrasjon på 100-300 g/l og en aciditet på 10-70 g/l (ekvivalent med pH 0,9-0,1) som HgSO^konsentrasjon. Den resulterende oppslemmingen sendes til skumflota-sj onsprosessen og sølv skummes ved anvendelse av luft, eller den resulterende oppslemmingen tilsettes videre sulfidiseringsmiddel, så som H2S, Na£S og/eller NaSE, og føres til fIotasjonsprosessen og sølves skummes ved anvendelse av luft. Sølv (og en liten mengde bly) samles som skum og det resulterende skummet vaskes, filtreres og utvinnes som sølvkonsentrat. Sølvinnholdet av sølvkonsentratet er 8000-12 000 g pr. tonn konsentrat, og dette tallet utgjør en utvinning på 80-90$.
Selv om aciditeten for Pb/Ag-kaken, ved foreliggende oppfinnelse, faller innenfor et visst område, finnes det imidlertid variasjoner for den individuelle kaken. Følgelig reguleres tilsatsen av resirkuleringsvæsken og sterk svove-lsyre slik at konsentrasjonen av svovelsyre i flotasjonsoppslemmingen blir 10-70 g/l.
Svovelsyren som benyttes som en reagens består av summen av svovelsyren som inneholdes i Pb/Ag-kaken, og den mengden svovelsyre som tilsettes til "repulper"-enheten og kondi-sjoner ingsenheten . Ved foreliggende oppfinnelse inneholder Pb/Ag-kaken i seg selv store mengder svovelsyre og aciditeten av resirkuleringsvaesken i seg selv er også høy. Følgelig er mengden svovelsyre som tilsettes relativt liten.
Foreliggende oppfinnelse tilveiebringer en flotasjonsprosess hvori skumflotasjonen gjennomføres ved anvendelse av svovelsyre alene som reagens, og tilveiebringer også en skumflotasjon som gjennomføres uten tilsats av et flotasjons-og skummemiddel og bare tilsats av et sulfidiseringsmiddel til flotasjonsoppslemmingen.
Som et sulfidiseringsmiddel kan f.eks. EtøS, Na£S og/eller NaSH tilsettes til fIotasjonoppslemmingen i en mengde på 2,0-4,0 g/l fIotasjonsoppslemming. Forbedringen som oppnås ved foreliggende oppfinnelse på mer enn 5$ ekstra utvinning oppnås ved å tilsette sulfidiseringsmidlet.
Tilførselen av luft til skumfIotasjonsprosessen er kontrol-lert og skummer alt sølvinnholdet som kan utvinnes og generelt tilføres ca. 700 Nm<3> pr. tonn Pb/Ag-kake.
De karakteristiske trekkene ved foreliggende oppfinnelse ligger i en enkel og hensiktsmessig prosessdrift som omfatter anvendelse av bare svovelsyre, eller tilsats av noe sulfidiseringsmiddel , og også en enestående prosess som letter resirkuleringen av filtratet.
SkumfIotasjonsprosessen ifølge foreliggende oppfinnelse kan utføres i et antall trinn, om nødvendig, og en vaskeprosess, en faststoff-væskeseparasjonsprosess osv., kan anvendes der prosessen utføres.
Ytterligere fordeler ved foreliggende oppfinnelse oppnås idet det opererbare syreområdet for skumflotasjonsprosessen er utvidet. Operasjonsaciditeten er fleksibel og ligger i et hensiktsmessig område. Pb/Ag-kaken kan tilsettes direkte som et råmateriale for flotasjonen uten vasking med vann eller nøytralisering. Det er derfor intet behov for en nøytrali-seringsinnretning eller fortynnende vann hvilket resulterer i en reduksjon av vannforbruket.
Fig. 1 viser et skjematisk flytdiagram for fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse.
Som vist i fig. 1 blandes råmaterialet Pb/Ag-kaken (1) omhyggelig med et resirkuleringsfilterpresse-filtrat (20), sentrifugeseparatorsupernatant (19), vann (3) og svovelsyre (2) i "repulper"-enheten (5) for å oppnå oppslemmingstil-stand. Konsentasjonen av oppslemmingen ved dette punktet er 300-600 g/l og konsentrasjonen av svovelsyren er 50-120 g/l. Denne oppslemmingen flyter til kondisjoneringsenheten (6) hvor vann og avgang fra rensecellen (12) videre tilsettes for å bringe konsentrasjonen av svovelsyre til området 10-70 g/l. I tilfeller hvor sulfidiseringsmiddel er påkrevet, tilsettes dette i området på 0,2-4,0 g/l til oppslemmingen, og konsentrasjonen av oppslemmingen kontrolleres endelig til 100-300 g/l.
Pb/Ag-kakeoppslemmingen med innstilt svovelsyrekonsentrasjon og oppslemmingskonsentrasjon føres til skumflotasjonscellen (7, 8 og 12) hvor flotasjon finner sted. Flotasjonsoperasjonen utføres vanligvis ved å boble luft i området 600-800 Nm<3> pr. tonn Pb/Ag-kake. Flotasjonscellen er ikke av spesiell utforming, men standard fIotasjonsutstyr kan anvendes. For å øke utbyttet av sølv som et sluttprodukt utføres den første flotasjonen i "rougher"-cellen (7) og avganger fra "rougher"-celleh skummes igjen i lutrecellen (8). Det floterte skummet fra "rougher"-cellen (7) og lutrecellen (8) samles ved skummetanken (11) og føres deretter til rensecellen (12) for den endelige renseflotasjonen. Skummet (17) fra rensecellen (12) underkastes faststof f-vaeskeseparasjon ved sedimenta-sjonsinnretningen (13) og sentrifugeseparatoren (14) for å oppnå sølvkonsentrat (23) som et sluttprodukt, og avgangen returneres til "repulper"-enheten (5) for å utvinne det gjenværende sølvet igjen.
Avgangen fra lutrecellen (8) samles i avgangstanken (9), faststoff-væske separert i filterpressen (1) og avgangsresten (22) tømmes som avfall og filtratet resirkuleres delvis.
Den typiske sammensetningen av Pb/Ag-kaken som benyttes som et råmateriale for fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse er 3-15$ Zn, 3-13$ Fe, 15-35$ Pb, 12-18$ S og 200-1500 g/tonn Ag.
Sølvkonsentratet som oppnås etter flotasjonsoperasjonen inneholder 6000-12 000 g sølv pr. tonn konsentrat og dette representerer et utvinningsomfang på 80-90$.
De følgende eksemplene illustrerer foreliggende oppfinnelse.
Eksempel 1
2 kg (tørr vekt) Pb/Ag-kake med en sammensetning på 6,2$ sink, 6$ jern, 20,5$ bly, 15,5$ svovel og 802 g/tonn sølv ble blandet med 9 1 vann og 350 g svovelsyre i 5 minutter slik at det ble oppnådd en oppslemming med konsentrasjon 200 g/tonn og aciditet ca. 50 g/l ved hjelp av H2SO4.
Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i en laboratorieflotasjonscelle og skumflotert med luftbobling i 10 minutter og det floterte skummet ble samlet. Etter vasking av skummet med vann og separering av faststoff-væske ble det oppnådd 140 g sølvkonsentrat, den genererte fIotasjonsavgangsresten utgjorde 1820 g.
Sammensetningene av sølvkonsentratet og flotasjonsavgangs-resten var som følger:
Eksempel 2
2 kg av den samme Pb/Ag-kaken som ble benyttet i eksempel 1 ble blandet med 9,5 1 vann og 50 g svovelsyre i 3 minutter slik at det ble oppnådd en oppslemming med konsentrasjon ca. 200 g/l og aciditet ca. 17 g/l H2S04. Deretter ble 200 ml 3$ NaSH tilsatt som et sulfidiseringsmiddel og blandingen ble fortsatt i ytterligere 3 minutter. Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i en laboratorieflotasjonscelle og flotert ved bobling, og det floterte skummet ble samlet. Etter vasking av skummet og separasjon av faststoff-væske ble det oppnådd 148 g sølvkonsentrat. Videre ble det dannet 1859 g flotert avgangsrest. Sammensetningen av sølvkonsentratet og den floterte avgangsresten var som følger:
Eksempel 3
3 kg Pb/Ag-kake (tørrvekt) inneholdende 9,5$ Zn, 8,8$ Fe, 19,5$ Pb, 14,2$ S og 704 g/tonn Ag ble blandet med 20 1 vann og 250 g H2SO4 i 5 minutter under omrøring for å fremstille
oppslemmingen med konsentrasjon 150 g/l og aciditet på ca. 30 g/l. Den resulterende oppslemmingen ble anbrakt i labora-toriecellen og flotert ved bobling i ca. 10 minutter. Det samlede floterte skummet ble vasket og faststoff-væske-separert slik at det ble oppnådd 195 g sølvkonsentrat. Videre ble det dannet 2765 g av flotert avgangsrest. Sammensetningen av sølvkonsentratet og den floterte avgangsresten var som følger:
Claims (3)
1.
Skumflotasjonsfremgangsmåte for utvinning av sølv fra Pb/Ag-kaken som dannes ved hydrometallurgisk sinkraffinering, karakterisert ved at den innbefatter at flotasjonen utføres ved anvendelse av svovelsyre som flotasjonsmiddel, eller svovelsyre og sulfidiseringsmiddel, ved svovelsyrekonsentrasjon på 10-70 g/l som sterkt sur betingelse, og ved en oppslemmingskonsentrasjon på 100-300 g/l.
2.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at H2S, Na£S og/eller NaSH tilsettes til oppslemmingen som et sulfidiseringsmiddel i området 0,2-4,0 g/l.
3.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at svovelsyren utgjøres av summen av svovelsyre som opprinnelig finnes i Pb/Ag-kaken, svovelsyre tilsatt til "repulper"-enheten og svovelsyre inneholdt i resirkuleringsvæsken som er filterpresse-filtratet eller sentrifugesepara-torsupernatanten.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO881305A NO172569C (no) | 1988-03-24 | 1988-03-24 | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO881305A NO172569C (no) | 1988-03-24 | 1988-03-24 | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering |
Publications (4)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO881305D0 NO881305D0 (no) | 1988-03-24 |
NO881305L NO881305L (no) | 1989-09-25 |
NO172569B true NO172569B (no) | 1993-05-03 |
NO172569C NO172569C (no) | 1993-08-11 |
Family
ID=19890763
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO881305A NO172569C (no) | 1988-03-24 | 1988-03-24 | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
NO (1) | NO172569C (no) |
-
1988
- 1988-03-24 NO NO881305A patent/NO172569C/no not_active IP Right Cessation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
NO172569C (no) | 1993-08-11 |
NO881305D0 (no) | 1988-03-24 |
NO881305L (no) | 1989-09-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA2880395C (en) | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate | |
CA1072342A (en) | Recovery of lead | |
US4441993A (en) | Flotation process | |
CA2699893C (en) | Controlled copper leach recovery circuit | |
US4545963A (en) | Process for separately recovering zinc and lead values from zinc and lead containing sulphidic ore | |
BG63315B1 (bg) | Метод за излугване на минерали при атмосферно налягане | |
JP3328950B2 (ja) | 複雑硫化鉱石の選鉱方法 | |
CA1333199C (en) | Process for the recovery of silver from the pb/ag cake | |
RU2336344C1 (ru) | Способ получения катодной меди из сульфидно-окисленных медных руд | |
CA2107963A1 (en) | Tailings retreatment | |
US4130626A (en) | Flotation separation of iron oxide from undigested matte particles obtained from autoclave leach residues | |
US3860696A (en) | Production of iron sulfate monohydrate | |
CA1085172A (en) | Flotation process | |
NO172569B (no) | Fremgangsmaate for utvinning av soelv fra pb/ag-kaken oppnaadd fra hydrometallurgisk raffinering | |
GB763936A (en) | Improved method for the recovery of sulphur from ores | |
FI84323C (fi) | Foerfarande foer tillvaratagning av silver ur en pb/ag-kaka. | |
CN113042190A (zh) | 一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法 | |
US3224835A (en) | Treatment of sulfidic material | |
US2807533A (en) | Silver recovery method | |
CA1167179A (en) | Flotation of cu and pb concentrates | |
GB2204507A (en) | Method of concentration of difficult-to-concentrate oxidized copper ore | |
Kim et al. | Silver recovery from zinc plant residues by flotation | |
KR900001018B1 (ko) | 습식아연 제련 공정중에서 발생되는 Pb/Ag 케이크로 부터 은을 회수하는 방법 | |
RU2418872C2 (ru) | Способ переработки смешанных медных руд | |
US1810895A (en) | Copper extraction process |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MK1K | Patent expired |