RU2071978C1 - Способ переработки медеэлектролитных шламов - Google Patents

Способ переработки медеэлектролитных шламов Download PDF

Info

Publication number
RU2071978C1
RU2071978C1 SU5041835A RU2071978C1 RU 2071978 C1 RU2071978 C1 RU 2071978C1 SU 5041835 A SU5041835 A SU 5041835A RU 2071978 C1 RU2071978 C1 RU 2071978C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
solution
lead
antimony
leaching
hydrochloric acid
Prior art date
Application number
Other languages
English (en)
Inventor
Татьяна Сергеевна Шалаева
Алексей Васильевич Южанин
Сергей Аркадьевич Мастюгин
Константин Анатольевич Плеханов
Фанис Габдулхакович Хусаинов
Original Assignee
Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь"
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 Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" filed Critical Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь"
Priority to SU5041835 priority Critical patent/RU2071978C1/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2071978C1 publication Critical patent/RU2071978C1/ru

Links

Images

Classifications

    • 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

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование: цветная металлургия, может быть использовано для комплексного извлечения из медеэлектролитных шламов сурьмы, мышьяка, свинца, сульфатной серы и селективного выделения в отдельные концентраты свинца, сурьмы, благородных и редких металлов. Сущность: для переработки медеэлектролитных шламов осуществляют выщелачивание шлама и промывку кека оборотным солянокислым раствором хлорида натрия, содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония к соляной кислоте, равном 1:(3-5), затем осуществляют в две стадии регенерацию раствора солевого выщелачивания, при этом на первой стадии отделяют концентрат сурьмы, а на второй - выделяют концентрат свинца, продукты регенерации промывают насыщенным раствором хлорида натрия, фильтрат корректируют по соляной кислоте и возвращают на выщелачивание. 2 з.п. ф-лы, 2 табл.

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для комплексного извлечения из медеэлектролитных шламов сурьмы, мышьяка, свинца, сульфатной серы и селективного выделения в отдельные концентраты свинца, сурьмы, благородных и редких металлов.
По известным в мировой практике способам переработки медеэлектролитных шламов, в том числе и по действующей в нашей стране обжигово-селенидной технологии, перед извлечением редких и благородных металлов из шламов извлекают только медь. Другие компоненты: сурьма, свинец, сульфат-ион, мышьяк, хотя на их долю вместе со связанным кислородом приходится до 60-65% общей массы обезмеженного шлама, предварительно не извлекаются. Эти примеси, участвуя во всем технологическом цикле, в 2-3 раза завышают объемы рабочих потоков, а также незавершенного производства, снижают технико-экономические показатели и качество товарных продуктов, усложняют технологию переработки шламов.
При переработке шламов по обжигово-селенидной технологии наличие в шламе свинца, сурьмы, мышьяка особенно отрицательно сказывается на стадии плавки, они образуют целый ряд промпродуктов: тугоплавкие силикатные, а также содистые, медистые шлаки, плавильные пыли и газы, с которыми теряется до 4-7% серебра и 30-35% теллура. Большая доля этих примесей в пыле- и газовыносе основных переделов обусловливает высокую токсичность производства. Повышенное, например, содержание свинца в атмосфере цеха (в 5-7 раз превышающее ПДК) создает опасность свинцовых отравлений.
Концентрирование редких и благородных металлов в шламах за счет выщелачивания из них свинца, сурьмы, мышьяка, сульфатной серы существенно расширяет технологические возможности любого способа дальнейшей переработки шламов. Выделение свинца и сурьмы из шлама сразу в отдельные концентраты позволит повысить качество их по содержанию основного компонента и степень готовности для дальнейшей переработки, тем более, что сурьмяное и свинцовое предприятие находятся в разных регионах.
Известен способ солевого выщелачивания свинца из медеэлектролитных шламов, включающий выщелачивание насыщенным раствором хлорида натрия (300 г/л) при Ж:Т 15:1 и 90-95oС в течение 6 ч. Пульпу фильтруют и отделяют кек. Регенерацию фильтрата осуществляют в три стадии: 1) охлаждением до 15-20oС кристаллизуют хлорид свинца и отделяют от маточника фильтрацией; 2) из маточника при 60-65oС карбонатом натрия осаждают карбонат свинца, расход карбоната натрия 130-150% от стехиометриия, карбонат свинца отфильтровывают; 3) из фильтрата осаждают сульфатную серу хлоридом кальция при 80-85o и расходе реагента в 1000-120% Продолжительность каждой стадии регенерации 2 ч. Содержание свинца в первом продукте (хлориде свинца) 50-75% во втором (карбонате свинца) 64-67% (Лайкин В.К. Шарипов Г.Ш. Денисюк Г.А. и др. Гидрометаллургическое извлечение свинца из медеэлектролитных шламов. Труды Института М и О АН Каз. СССР. Гидрометаллургия халькогенидных материалов, Алма-Ата, Наука Каз. ССР, 1978, т. 53 с.100-105).
Недостатки способа.
1. Применим только для выщелачивания свинца сульфатной формы; оксиды, антимонаты свинца в этих условиях не вскрываются. (Беленький А.М. и др. Выщелачивание антимоната свинца из обезмеженных медеэлектролитных шламов. - Цветные металлы, 1986, N 6, с. 24). В нейтральный солевой раствор не переходят также сурьма и мышьяк.
2. Большое значение Ж:Т 15:1 это большие объемы рабочих растворов, большая абсолютная масса серебра в них и, как следствие, значительные потери его при последующей регенерации. С кристаллами хлорида свинца соосаждается до 60% серебра из раствора (Справочник по растворимости. Наука. 1969, табл. N 3807).
Общее извлечение серебра из шлама в кек солевого выщелачивания не превышает 90%
3. Выщелачивание продолжительно (не менее 6 часов).
4. При регенерации горячий раствор охлаждают, затем снова нагревают.
Наиболее близким по технической сущности заявляемому изобретению является способ переработки медеэлектролитных шламов, включающий выщелачивание при 80-90oС и Ж:Т 7:1 насыщенным раствором хлорида натрия (300 г/л), содержащим 35 г/л cоляной кислоты, в течение 1-2 ч. Пульпу фильтруют. Кек солевого выщелачивания промывают 15%-ным раствором хлорида натрия и горячей водой. Промводы объединяют с фильтратом и раствор направляют на регенерацию оксидом кальция. Расход реагента 200-300% Осаждают свинцово-сурьмяный концентрат при 80-90oС в течение 3 ч. Пульпу фильтруют. Кек отжимают на фильтре и сушат. Раствор после корректировки по соляной кислоте до концентрации 35 г/л возвращают в оборот.
Извлечение сурьмы и свинца из шлама в сурьмяно-свинцовый концентрат составляет 98-99% а суммарное их содержарние в полученном концентрате - 40-50% (Петров Г.В. Исследование и разработка бессбросного гидрометаллургического метода извлечения цветных, благородных и редких металлов из шламов электролиза меди. Автореф. диссертации. Ленинград. ЛГИ, 1989, с. 9 11 и 17. Разработать технологию рафинирования медеэлектролитных шламов от тяжелых металлов, обеспечивающую повышенное извлечение серебра. Промежуточный отчет о НИР N 0182806781 по теме "Изучить закономерности поведения серебра в металлургических процессах, разработать и внедрить в производство способ повышения его извлечения", ЛГИ, Руководитель Грейвер Т.Н. Беленький А.М. 1984, с. 73, N 533).
Недостатки этого способа.
1. Низкая степень извлечения серебра в кек солевого выщелачивания (КСВ) за счет перехода серебра в оборотный раствор не менее 8-11% из которых 85-90% на стадии регенерации, осаждается в свинцово-сурьмяный концентрат. Общая степень извлечения серебра в КСВ составляет не более 89-92%
2. При регенерации растворов выщелачивания сурьма и свинец выделяются совместно в один концентрат.
3. В оборотном растворе постоянно нарастает концентрация кальция, в среднем по 14 г/л для каждого оборота, степень извлечения серы из шлама соответственно снижается от цикла к циклу с 80 до 1-2% а выход кека солевого выщелачивания возрастает с 35-40% до 60-80% Получить при этом богатый концентрат редких и благородных металлов невозможно; сурьмяно-свинцовый концентрат также сильно разубожен кальцием (до 14%).
4. Перещелачивание растворов при их регенерации увеличивает потери серебра в свинцово-сурьмяный концентрат с 50 (для рН=7-8) до 90% (при рН более 8).
5. Повышенный расход соляной кислоты при корректировке растворов.
6. Сурьма, присутствующая в шламе в труднорастворимых формах (антимонаты), не выщелачивается полностью.
Целью изобретения является комплексное извлечение из медеэлектролитных шламов разного состава свинца на 95-98%0, сурьмы на 90-98% сульфатной серы на 70-80% мышьяка на 60-80% повышение извлечения серебра в кек солевого выщелачивания концентрат редких и благородных металлов до 98,2% с выделением свинца и сурьмы в селективные концентраты при одновременном повышении их качества и концентрировании основного вещества: по сурьме - 03-60% по свинцу 60-70%
Поставленная цель достигается тем, что выщелачивание медеэлектролитного шлама проводят при 80-85oС раствором хлорида натрия концентрации 300 г/л, подкисленным соляной кислотой и содержащим хлорид аммония при соотношении хлорид аммония: соляная кислота, равном 1:(3-15). Кек солевого выщелачивания отделяют и промывают солевым раствором, содержащим соляную кислоту, при 85-90oС и водой при 90-100oC.
Регенерацию раствора солевого выщелачивания осуществляют в две стадии: на первой вводят оксид кальция при соотношении сульфат-ион: оксид кальция, равном 1: (0,5-0,7), доводят рН до 2-3 раствором гидроксида натрия концентрации 200-240 г/л, отфильтровывают концентрат сурьмы; на второй стадии доводят раствором гидроксида натрия рН до 7-8, концентрат свинца отфильтровывают. Оба концентрата промывают насыщенным раствором хлорида натрия и затем водой при 90-100oС, фильтрат корректируют по соляной кислоте и направляют на выщелачивание.
От прототипа разработанный авторами способ отличается тем, что выщелачивание осуществляют кислым раствором хлорида натрия, содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония: соляная кислота, равном 1:(3-15), регенерацию раствора солевого выщелачивания проводят в две стадии: на первой стадии вводят оксид кальция при соотношении сульфат-ион оксид кальция, равном 1:(0,5-0,7), раствором гидроксида натрия концентрации 200-240 г/л устанавливают рН 2-3, отделяют концентрат сурьмы; на второй стадии доводят рН до 7-8 гидроксидом натрия той же концентрации, выделяют концентрат свинца.
Оба концентрата промывают насыщенным раствором хлорида натрия и водой при 90-100oС, а как солевого выщелачивания промывают подкисленным до 30-35 г/л соляной кислоты фильтратом после регенерации при 85-90oС и водой при 90-100oС.
Условия осуществления способа подобраны экспериментально. Оптимальные условия приведены в таблице 1 (пп.1,2,3,12,13,20,21).
При соотношении хлорид аммония: соляная кислота большем, чем 1:3 (таблица 1, п.6) извлечение сурьмы из шлама снижается до 84,2%
При соотношении хлорид аммония: соляная кислота меньшем, чем 1:15 (таблица 1, п.7), извлечение компонентов в раствор не изменяется, но увеличивается расход кислоты.
При содержании хлорида аммония в растворе большем 10 г/л извлечение серебра в кек солевого выщелачивания уменьшается до 96,8% и менее (таблица 1, пп 5 и 23).
При содержании хлорида аммония в растворе меньшем 6 г/л степень извлечения серебра в кек падает до 93,5% и менее (таблица 1, пп. 4 и 22).
При рН < 2 на первой стадии регенерации степень извлечения сурьмы в сурьмяный концентрат падает (75,6% и менее таблица 1, пп.12 и 18), снижается степень разделения сурьмы и свинца, при этом увеличивается извлечение сурьмы в свинцовый концентрат (1,20% и более таблица 1, пп.20 и 21), снижая качество свинцового концентрата.
При рН > 3 на первой стадии регенерации степень перехода свинца в сурьмяный концентрат увеличивается с 1,3 до 99,0% (таблица 1, пп.13 и 19), снижая качество сурьмяного концентрата.
На первой стадии регенерации солевого раствора при соотношении сульфат-ион: оксид кальция меньше, чем 1:0,7, снижается степень извлечения сульфатной серы из шлама с 84% до 44% и менее, и повышается расход оксида кальция (см. пример 4 и таблицу 1, п.15) при соотношении больше, чем 1:0,5 степень очистки раствора от сульфатной серы меньше 80% (таблица 1, пп.12 и 14).
На второй стадии регенерации при рН < 7 снижается степень извлечения свинца в концентрат (таблица 1, пп.20 и 26) с 97,1% до 94,3% и менее, а при рН > 8 повышаются потери серебра со свинцовым концентратом (таблица 1, п. 27), и извлечение его в кек солевого выщелачивания соответственно уменьшается с 98 до 96,3% и менее.
На стадии регенерации солевого раствора использование гидроксида натрия концентрации меньше 200 г/л нецелесообразно, так как ведет к увеличению объемов рабочих растворов (табл.1, пп.16 и 24), а при концентрации выше 240 г/л повышаются потери серебра со свинцовым концентратом до 1,8% а с сурьмяным до 0,5% (табл.1, пп.17 и 25).
При промывке кека солевого выщелачивания раствором, содержащим соляной кислоты менее 30 г/л, понижается степень очистки шлама от сурьмы на 7% (с 97% до 90%), (примеры 2, 4), а увеличение концентрации соляной кислоты выше 35 г/л нецелесообразно, так как показатели извлечения не изменяются.
При промывке сурьмяного и свинцового концентратов одной водой (без добавки хлорида натрия) серебро из маточного раствора переходит в сурьмяный и свинцовый концентраты, содержание его в этих концентратах увеличивается на 0,4-0,6%
Способ проверен в полупромышленном масштабе на комбинате "Уралэлектромедь".
Пример 1. Медеэлектролитный шлам (состав приведен в табл.3) в количестве 100 кг загружают в эмалированный реактор на 1 м3 c мешалкой и паровой рубашкой и выщелачивают 400 л нагретого до 80-85oС оборотного раствора, содержащего в г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 36, хлорида аммония 6 (соотношение NH4Cl:HCl 1:6), серебра 1,80, сурьмы 0,31, свинца 0,21, мышьяка 0,33, серы 0,31, кальция 2,12 при перемешивании пульпы 60 минут.
Кек солевого выщелачивания (КСВ) отфильтровывают и промывают оборотным солевым раствором при Ж:Т=1:1 и 85-90oС, затем водой при 90-100oС и Ж:Т=1:1, отжимают на фильтре.
Раствор выщелачивания, содержащий в г/л: Ag 2,70; Pb 40,30; Sb - 40,28; As 4,3; S 12,03; Ca 2,23 регенерируют в 2 стадии:
на первой к раствору при 80-85oС добавляют известковое молоко при концентрации оксида кальция 100 г/л (соотношение SO4-2:СаО 1:0,5) и раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л доводят рН пульпы до 2,0, перемешивают нагретую до 80-85oС смесь 30 минут;
на второй стадии концентрат сурьмы отфильтровывают, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС при Ж:Т=1:1; нагретый до 80-85oС солевой раствор состава (г/л):Pb 39,83, Sb 2,30, As 3,25; S 0,35; Ca 2,05, Ag 2,53 нейтрализуют раствором гидроксида натрия концентрации 240 г/л до рН 7,0; пульпу перемешивают 30 минут, отфильтровывают концентрат свинца, промывают раствором хлорида натрия (концентрация 300 г/л) и водой при 90-100oС и Т:Ж=1:1.
Фильтрат, объединенный с промводами, после упарки и корректировки по кислоте направляют на выщелачивание шлама.
Получено 3 продукта (данные в таблице 2).
Пример 2. 100 кг шлама медеэлектролитного состава, Ag 24,03; Au - 1,59; Pd 0,11; Pb 18,95; Sb 13,16; Se 4,93; Te 1,52; As 1,54; Са - 0,64; S 5,94 загружают в эмалированный реактор на 1 м3 с мешалкой и паровой рубашкой и выщелачивают 800 л нагретого до 80-85oС раствора при перемешивании 1,5 ч, содержащего (в г/л) хлорида натрия 300, соляной кислоты - 30, хлорида аммония 10 (NH4Cl: HCl 1:3), свинца 0,21, мышьяка - 0,22, серы 0,20, сурьмы 0,39, кальция 1,92, серебра 1,90.
Кек отфильтровывают, промывают, отжимают, как в примере 1, и регенерируют раствор выщелачивания в 2 стадии:
на первой стадии при 80-85oС к раствору добавляют известковое молоко при соотношении SO4: CaO, равном 1:0,6, и выделяют концентрат сурьмы, раствором гидроксида натрия концентрации 200 г/л доводят рН до 3 и отделяют концентрат сурьмы, как описано в примере 1.
на второй стадии из нагретого до 80-85oС солевого раствора при рН 8, которое устанавливают раствором гидроксида натрия концентрации 200 г/л, выделяют концентрат свинца; промывают, как в примере 1.
Получены 3 продукта (данные сведены в таблицу 2).
Пример 3. Медеэлектролитный шлам, содержащий трудновскрываемые формы сурьмы, в количестве 32 кг, состава, Ag 19,20; Au 0,89; Pd -0,04; Se - 7,30; Te 1,30; Sb 16,24; Pb 16,15; As 1,80; S 5,11; Sa 0,63 загружают в реактор и выщелачивают 400 л раствора, содержащего, г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 90, хлорида аммония 6, серебра 1,83, сурьмы 0,32, свинца 0,24, мышьяка 0,31, серы 0,41, кальция 1,90, при 80-85oC и перемешивании 40 мин, затем в пульпу вводят при перемешивании 68 кг медеэлектролитного шлама состава, Ag 19,42; Au 1,72; Pd 0,08; Se - 3,73; Te 1,23; Pb 20,71; Sb 16,03; As 2,12; S 5,72; Ca 0,54 и 400 л горячего (80-85oС) солевого раствора того же состава, но без соляной кислоты, и выщелачивают пульпу еще 40 мин при тех же условиях. Фильтрация и промывка кека, как в примере 1. Регенерацию раствора проводят в 2 стадии, как в примере 1, но при соотношении сульфат-ион оксид кальция, равном 1:0,7.
Получены три продукта (данные сведены в таблице 2).
Пример 4 (по прототипу). 100 г медеэлектролитного шлама состава, в Au 1,59; Ag 24,03; Pd 0,11; Se 4,93; Te 1,52; Sb 13,16; Pb 18,95; As 1,54; S 5,94; Sa 0,64 загружают в 700 мл (Т:Ж 1:7) солевого раствора, содержащего, г/л: хлорида натрия 300, соляной кислоты 35, серебра 0,3; сурьмы 0,3; свинца 0,2; мышьяка 0,1; серы 0,1; кальция 14,8; и выщелачивают при 85-90oС и перемешивании в течение 2 ч.
Пульпу отфильтровывают, кек промывают 15% раствором хлорида натрия при 80-90oС, а затем горячей водой.
Регенерацию фильтрата состава, в Ag 2,91; Sb 17,43; Pb 26,69; As 1,73; S 3,84; Ca 11,39, осуществляют при 80-90oС введением 31 г оксида кальция (2-х кратный избыток) при перемешивании пульпы 2 ч.
Полученный коллективный свинцово-сурьмяный концентрат отделяют.
Данные по составу концентрата и кека и извлечению представлены в таблице.

Claims (3)

1. Способ переработки медеэлектролитных шламов, включающий солевое выщелачивание шлама соляно-кислым раствором хлорида натрия при нагревании, фильтрацию и промывку кека, регенерацию раствора солевого выщелачивания оксидом кальция при нагревании, фильтрацию и промывку выделенного концентрата, отличающийся тем, что выщелачивание шлама и промывку кека осуществляют оборотным соляно-кислым раствором хлорида натрия, дополнительно содержащим хлорид аммония, при соотношении хлорида аммония к соляной кислоте, равном 1: (3 5), а регенерацию раствора солевого выщелачивания проводят в две стадии: оксид кальция вводят на первой стадии при соотношении сульфатиона к оксиду кальция, равном 1: (0,5 0,7), устанавливают рН пульпы, равный 2 3, гидроксидом натрия и отделяют концентрат сурьмы, а на второй стадии устанавливают рН 7 8 и выделяют концентрат свинца, продукты регенерации промывают насыщенным раствором хлорида натрия, фильтрат корректируют по соляной кислоте и возвращают на выщелачивание.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что используют раствор гидроксида натрия концентрации 200 240 г/л.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что раствор для выщелачивания содержит 6 10 г/л хлорида аммония.
SU5041835 1992-05-13 1992-05-13 Способ переработки медеэлектролитных шламов RU2071978C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5041835 RU2071978C1 (ru) 1992-05-13 1992-05-13 Способ переработки медеэлектролитных шламов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5041835 RU2071978C1 (ru) 1992-05-13 1992-05-13 Способ переработки медеэлектролитных шламов

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2071978C1 true RU2071978C1 (ru) 1997-01-20

Family

ID=21604033

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5041835 RU2071978C1 (ru) 1992-05-13 1992-05-13 Способ переработки медеэлектролитных шламов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2071978C1 (ru)

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101660053A (zh) * 2009-09-22 2010-03-03 中南大学 一种从锡渣中回收锡锑铅并富集铟的方法
RU2532697C2 (ru) * 2013-02-28 2014-11-10 Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" Способ переработки серебросодержащих концентратов
RU2618050C1 (ru) * 2015-12-07 2017-05-02 Акционерное общество "Уралэлектромедь" Способ переработки медеэлектролитного шлама
RU2650663C1 (ru) * 2014-05-28 2018-04-16 Оутотек (Финлэнд) Ой Гидрометаллургическая переработка анодного шлама
RU2755597C1 (ru) * 2021-02-19 2021-09-17 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» Способ выделения мышьяка и сурьмы из медьсодержащего сырья
CN114892007A (zh) * 2022-05-18 2022-08-12 云南锡业股份有限公司铜业分公司 一种复杂铜阳极泥蒸硒渣中回收有价金属的方法
CN116005000A (zh) * 2022-11-15 2023-04-25 云南驰宏锌锗股份有限公司 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Петров Г.В. Автореферат диссертации "Исследование и разработка бессбросного гидрометаллургического метода извлечения цветных и редких металлов из шламов электролиза меди". - Л.: ЛГИ, 1989, с.9-11, 17. *

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101660053A (zh) * 2009-09-22 2010-03-03 中南大学 一种从锡渣中回收锡锑铅并富集铟的方法
RU2532697C2 (ru) * 2013-02-28 2014-11-10 Общество с ограниченной ответственностью Научно-исследовательский и проектный институт "ТОМС" Способ переработки серебросодержащих концентратов
RU2650663C1 (ru) * 2014-05-28 2018-04-16 Оутотек (Финлэнд) Ой Гидрометаллургическая переработка анодного шлама
RU2618050C1 (ru) * 2015-12-07 2017-05-02 Акционерное общество "Уралэлектромедь" Способ переработки медеэлектролитного шлама
RU2755597C1 (ru) * 2021-02-19 2021-09-17 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» Способ выделения мышьяка и сурьмы из медьсодержащего сырья
CN114892007A (zh) * 2022-05-18 2022-08-12 云南锡业股份有限公司铜业分公司 一种复杂铜阳极泥蒸硒渣中回收有价金属的方法
CN116005000A (zh) * 2022-11-15 2023-04-25 云南驰宏锌锗股份有限公司 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法
CN116005000B (zh) * 2022-11-15 2023-10-13 云南驰宏锌锗股份有限公司 一种粗铅冶炼烟尘的脱砷方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
SU1165238A3 (ru) Способ гидрометаллургической переработки сырь ,содержащего цветные металлы и железо
EP0259454B1 (en) Preparation of ultra-pure silver nitrate
RU2071978C1 (ru) Способ переработки медеэлектролитных шламов
US4082629A (en) Hydrometallurgical process for treating metal sulfides containing lead sulfide
GB2358408A (en) Preparation of ultra-pure silver
US3876747A (en) Separation and purification of iridium
FI58350C (fi) Foerfarande foer separering av palladium fraon en blandning av metaller tillhoerande platinagruppen
CA1147970A (en) Process for cobalt recovery from mixed sulfides
CN111620481B (zh) 一种含氯砷工业废水的资源化处理方法
US4435368A (en) Hydrometallurgical process for selective dissolution of mixtures of oxy compounds
US4544460A (en) Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper
CN1041787A (zh) 高铅高砷硫化锑矿的处理方法
CN85105036B (zh) 一种氮锌复肥的制取工艺
JP2011195935A (ja) 白金族元素の分離回収方法
US3920790A (en) Separating and purification of platinum group metals and gold
US4297183A (en) Process for the treatment of solutions of lead chloride
CS201026B2 (en) Method for the isolation of copper from metallic materials
RU2079561C1 (ru) Способ переработки окисленных полиметаллических материалов
US2676096A (en) Process for the recovery of cadmium from cadmium containing residues
CA2036379A1 (en) Method for the recovery of zinc, copper and lead of oxidized and/or sulfurized ores and materials
RU2131473C1 (ru) Способ кондиционирования свинецсодержащего материала перед плавкой
RU2238244C2 (ru) Способ выделения платиновых металлов
US4545972A (en) Process for recovery of metal chloride and cuprous chloride complex salts
SU1749280A1 (ru) Способ переработки никелевого файнштейна
EP0059806B1 (en) Anode slime treatment process