RU2198947C2 - Technology of removal of noble metals - Google Patents
Technology of removal of noble metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2198947C2 RU2198947C2 RU2000123379A RU2000123379A RU2198947C2 RU 2198947 C2 RU2198947 C2 RU 2198947C2 RU 2000123379 A RU2000123379 A RU 2000123379A RU 2000123379 A RU2000123379 A RU 2000123379A RU 2198947 C2 RU2198947 C2 RU 2198947C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- electrolyte
- cathode
- leaching
- anode
- noble metals
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Description
Изобретение относится к способам извлечения благородных металлов из отработанных катализаторов, а также к электрохимическим процессам с псевдосжиженным или фиксированным слоем. The invention relates to methods for extracting precious metals from spent catalysts, as well as to electrochemical processes with a fluidized or fixed bed.
В промышленных катализаторах, служащих для обезвреживания отходящих газов, содержание благородных металлов составляет 0,1-5,0 мас.%. Однако из-за высокой стоимости их рекуперация рентабельна. In industrial catalysts serving for the neutralization of exhaust gases, the content of noble metals is 0.1-5.0 wt.%. However, due to the high cost, their recovery is cost-effective.
Известен способ регенерации благородных металлов платины, палладия, родия или их смесей из отработанных катализаторов по [1], в котором благородные металлы предварительно выщелачиваются из частиц измельченного материала в анодном отделении электролизера с аниообменной мембраной. В качестве электролита при этом используется соляная кислота с концентрацией 5-35%, а выщелачивание производят в стационарном фильтрующем слое частиц материала или во флюидизированном слое при циркуляции электролита через слой выщелачиваемого материала. На второй стадии благородные металлы осаждают из полученного раствора на углеродных частицах в катодной камере второго электролизера с катионообменной мембраной. Наконец, на третьей стадии благородные металлы снова выщелачивают анодным растворением во флюидизированном слое. A known method of regeneration of the noble metals of platinum, palladium, rhodium or mixtures thereof from spent catalysts according to [1], in which the noble metals are pre-leached from particles of crushed material in the anode compartment of the cell with an ano-exchange membrane. In this case, hydrochloric acid with a concentration of 5-35% is used as the electrolyte, and leaching is performed in a stationary filtering layer of material particles or in a fluidized layer when the electrolyte is circulated through a layer of leachable material. In the second stage, noble metals are deposited from the resulting solution on carbon particles in the cathode chamber of the second electrolyzer with a cation exchange membrane. Finally, in the third stage, the noble metals are again leached by anodic dissolution in the fluidized bed.
Недостатком [1] является низкая концентрация благородных металлов в растворах выщелачивания, что затрудняет выделение металла из раствора и увеличивает производственные затраты. The disadvantage [1] is the low concentration of noble metals in leaching solutions, which complicates the separation of metal from the solution and increases production costs.
Наиболее близким техническим решением к заявляемому является способ извлечения благородных металлов из отработанных катализаторов, шламов, концентратов и др. материалов с неорганической основой по [2], в котором выщелачивание благородных металлов и осаждение их на засыпном катоде проводят одновременно в одну стадию при циркуляции электролита через стационарный фильтрующий или взвешенный слой частиц выщелачиваемого материала и электролизер с засыпным катодом. The closest technical solution to the claimed is a method of extracting precious metals from spent catalysts, sludges, concentrates and other materials with an inorganic base according to [2], in which the leaching of precious metals and their deposition on the charge cathode are carried out simultaneously in one stage during electrolyte circulation through a stationary filtering or suspended layer of particles of leachable material and an electrolyzer with a charge cathode.
Недостатком способа по [2] является ограниченная концентрация благородных металлов в растворах выщелачивания и сложность технологии, использующей раздельно расположенные функциональные технологические блоки. The disadvantage of the method according to [2] is the limited concentration of precious metals in leach solutions and the complexity of the technology using separately located functional technological units.
Техническим результатом настоящего изобретения является повышение производительности и упрощение процесса. The technical result of the present invention is to increase productivity and simplify the process.
Технический результат достигается способом извлечения благородных металлов из отработанных катализаторов, концентратов и других материалов с неорганической основой, включающим выщелачивание в электролите, циркуляцию электролита по замкнутому контуру через засыпку, осаждение металлов в электролизере и последующее выделение благородного металла с катода известными методами, при котором обрабатываемый материал в виде засыпки помещают в межэлектродное пространство электролизера, электрохимическое выщелачивание благородных металлов активируют путем предварительной переполюсовки электродов в статике превращения его в объемный многополярный электрод, обеспечивающий анодное растворение металла во всем объеме материала, а циркуляцию электролита через засыпку от анода к катоду обеспечивают со скоростью, определяемой из условия предотвращения сноса на катод гидратированных анионных хлоридных комплексов благородных металлов, образующихся при выщелачивании в объеме засыпки путем контролирования в начале процесса образования у анода бурого облака, при этом в качестве электролита используют подкисленную воду с содержанием соляной кислоты 0,3-4,0%. The technical result is achieved by the method of extraction of precious metals from spent catalysts, concentrates and other materials with an inorganic base, including leaching in the electrolyte, circulation of the electrolyte in a closed loop through filling, deposition of metals in the electrolyzer and subsequent separation of the noble metal from the cathode by known methods, in which the processed material in the form of filling is placed in the interelectrode space of the electrolyzer, electrochemical leaching of noble metals c, they are activated by pre-reversing the electrodes in the statics of turning it into a bulk multipolar electrode, providing anodic dissolution of the metal in the entire volume of the material, and the electrolyte is circulated through the backfill from the anode to the cathode at a rate determined from the condition that hydrated anionic noble metal complexes drift to the cathode formed during leaching in the volume of backfill by controlling at the beginning of the process of formation of a brown cloud at the anode, while ve electrolyte using acidified water containing hydrochloric acid is 0.3-4.0%.
Предлагаемый способ реализуется следующим образом. The proposed method is implemented as follows.
Электролизер заполняют материалом, предварительно прошедшим обработку, с исходным состоянием частиц, содержащим 0,1-5,0% благородных металлов. В качестве электролита используют подкисленную воду с концентрацией 0,3-4,0 мас. %. Процесс электрохимического выщелачивания предварительно активируют переполюсовкой электродов, т.е. переключением их полярности, что превращает материал засыпки в объемный многополярный электрод. Циркуляция электролита на этой стадии отсутствует. При этом происходит депассивация исходного благородного металла, находящегося большей своей частью в аморфном и связанном состоянии на поверхности частиц отработанного катализатора. При помещении материала во внешнее электрическое поле происходит поляризация частиц материала, превращая каждую в диполь. Процесс депассивации начинается с растворения активных центров металла на аноде каждого диполя. При изменении полярности растворенный металл высаживается на поверхности частиц, что сопровождается выделением атомарного водорода, активизирующего новые металлические центры. В засыпке увеличивается заряд на каждой частице за счет увеличения количества осажденного активного металла. Соответственно увеличивается наведенное поле в засыпке, расположенное между анодом и катодом электролизера. Т.о. существует обратная связь, позволяющая увлекать в процесс все большую часть пассивного металла. На электропроводных частицах во внешнем электрическом поле происходит разделение зарядов, превращая каждую в диполь, при этом вся масса насыпного материала начинает представлять собой объемный многополярный электрод, обеспечивающий анодное растворение металла во всем объеме материала. Такая предварительная обработка материала активирует дальнейшее электрохимическое выщелачивание благородных металлов на основе их анодного растворения. Как показали эксперименты, без такой активации электрохимическое выщелачивание идет с незначительного числа активных центров на частицах и быстро останавливается при их растворении. При этом большая часть благородного металла остается на носителе в пассивном состоянии и незначительная выделяется на катоде. The cell is filled with material previously processed, with the initial state of the particles containing 0.1-5.0% of noble metals. As the electrolyte, acidified water with a concentration of 0.3-4.0 wt. % The process of electrochemical leaching is preliminarily activated by polarity reversal of the electrodes, i.e. by switching their polarity, which turns the backfill material into a bulk multipolar electrode. There is no electrolyte circulation at this stage. In this case, the initial noble metal is depassivated, which for the most part is in an amorphous and bound state on the surface of the spent catalyst particles. When a material is placed in an external electric field, the particles of the material become polarized, turning each into a dipole. The process of depassivation begins with the dissolution of the active centers of the metal at the anode of each dipole. With a change in polarity, the dissolved metal is deposited on the surface of the particles, which is accompanied by the release of atomic hydrogen, which activates new metal centers. In the charge, the charge on each particle increases due to an increase in the amount of deposited active metal. Accordingly, the induced field in the backfill, located between the anode and the cathode of the cell, increases. T.O. there is a feedback that allows you to drag into the process an increasingly large part of the passive metal. On electrically conductive particles in an external electric field, charges are separated, each turning into a dipole, while the entire bulk of the bulk material begins to be a bulk multipolar electrode, providing anodic dissolution of the metal in the entire volume of the material. Such preliminary processing of the material activates further electrochemical leaching of precious metals based on their anodic dissolution. As experiments have shown, without such activation, electrochemical leaching occurs from a small number of active centers on the particles and quickly stops when they dissolve. In this case, most of the noble metal remains on the carrier in a passive state and a small amount is released at the cathode.
На частичках материала - диполях происходят процессы типа следующих (без учета гидратации зарядов):
на аноде: НСl+2Н2О-5е--->СlО2+5Н+
на катоде: 5Н++5е--->5Н
Образующиеся атомы водорода вырываются из материала, разрушая и активируя его поверхность. Благодаря переполюсации электродов анодному растворению по очереди подвергается металл всего объема частицы:
Pt-e--->Pt+, т.е. переход частиц металла в электролит, где они движутся к катоду электролизера либо непосредственно по электролиту, либо эстафетным путем, либо иным способом ионной проводимости. Далее проводят осаждение благородных металлов на катоде при замкнутой циркуляции электролита, содержащего 0,3-4,0% НСL, в направлении, противоположном движению анионных комплексов благородного металла, т.е. от анода к катоду. Такая циркуляция электролита обеспечивается насосом и служит более активному вовлечению в процесс осаждения металла всего объема электролита и, главное, предотвращает снос на катод гидратированных анионных хлоридных комплексов благородных металлов, образующихся при выщелачивании в объеме засыпки, что контролируется вначале процесса образованием у анода бурого облака. При электрохимическом выщелачивании характерна следующая визуально наблюдаемая закономерность. Растворенный в засыпке металл в виде продуктов диссоциации (платино-палладио)хлористоводородной кислоты (гидратированных анионных хлоридных комплексов благородного металла) движется к аноду. С повышением концентрации анионных комплексов у анода образуется бурое облако, которое постепенно распространяется на весь объем, двигаясь к катоду. Очевидно, при достижении анода анионный комплекс разрушается и катион благородного металла движется на катод, где происходит его осаждение.On particles of material - dipoles, processes such as the following occur (excluding hydration of charges):
on the anode: НСl + 2Н 2 О-5е - -> СlО 2 + 5Н +
at the cathode: 5Н + + 5е - -> 5Н
The resulting hydrogen atoms break out of the material, destroying and activating its surface. Due to the polarity reversal of the electrodes, the metal of the entire particle volume is subjected to anodic dissolution in turn:
Pt-e - -> Pt + , i.e. the transition of metal particles into the electrolyte, where they move to the cathode of the electrolyzer either directly through the electrolyte, or by relay or by other means of ionic conductivity. Next, noble metals are deposited on the cathode in a closed circulation of an electrolyte containing 0.3-4.0% HCl in the opposite direction to the motion of the anionic complexes of the noble metal, i.e. from anode to cathode. This circulation of the electrolyte is ensured by the pump and serves to more actively involve the entire volume of the electrolyte in the metal deposition process and, most importantly, prevents the removal of hydrated anionic chloride complexes of noble metals formed during leaching in the backfill volume, which is controlled at the beginning of the process by the formation of a brown cloud at the anode. With electrochemical leaching, the following visually observed pattern is characteristic. The metal dissolved in the backfill in the form of dissociation products (platinum-palladium) of hydrochloric acid (hydrated anionic chloride complexes of a noble metal) moves to the anode. With an increase in the concentration of anionic complexes, a brown cloud forms at the anode, which gradually spreads over the entire volume, moving to the cathode. Obviously, upon reaching the anode, the anionic complex is destroyed and the cation of the noble metal moves to the cathode, where it is deposited.
В случае перекачки по внешнему контуру анолита, богатого металлом, в катодную зону выделение на катоде металла не происходит. Т.о. при движение электролита в засыпке от катода к аноду процесс выделения металла на катоде останавливается. Более того, ранее выделенный на катоде металл на нем растворяется. Это объясняется высоким содержанием хлора у анода в анолите, который при попадании в катодную зону растворяет осажденный металл. In the case of pumping along the external contour of a metal-rich anolyte into the cathode zone, no metal is released at the cathode. T.O. when the electrolyte moves in the backfill from the cathode to the anode, the process of metal evolution at the cathode stops. Moreover, the metal previously isolated at the cathode dissolves on it. This is explained by the high chlorine content of the anode in the anolyte, which, when it enters the cathode zone, dissolves the deposited metal.
При циркуляции электролита в засыпке от анода к катоду через внешний контур - идет интенсивное выделение металла на катоде, причем скорость выделения металла возрастает в 2-5 раз по сравнению со статическим режимом. Объясняется это продвижением анолита, богатого активным хлором, через засыпку, где он расходуется на окисление металла. При высоких скоростях прокачки электролита процесс образования на аноде бурого облака прекращается и выделение металла на катоде останавливается. Т.о. для предотвращения сноса на катод гидратированных анионных хлоридных комплексов благородного металла, образующегося при выщелачивании в объеме засыпки, организуют циркуляцию электролита от анода к катоду со скоростью, не препятствующей образованию бурого облака у анода. Последний эффект контролируют визуально вначале процесса, когда концентрация носителей велика. When the electrolyte circulates in the backfill from the anode to the cathode through the external circuit, there is an intensive metal evolution at the cathode, and the metal evolution rate increases by 2-5 times in comparison with the static mode. This is explained by the promotion of anolyte rich in active chlorine through the backfill, where it is spent on the oxidation of the metal. At high pumping rates of the electrolyte, the formation of a brown cloud at the anode stops and metal evolution at the cathode stops. T.O. in order to prevent drift to the cathode of hydrated anionic chloride complexes of a noble metal formed during leaching in the volume of the backfill, the electrolyte is circulated from the anode to the cathode at a speed that does not prevent the formation of a brown cloud at the anode. The latter effect is controlled visually at the beginning of the process when the carrier concentration is high.
Пример 1. Example 1
140 кГ отработанного алюмопалладиевого катализатора в виде соломки (5 мм длина, диаметр 2-3 мм) с содержанием палладия 0,3% после предварительной подготовки с исходной геометрией частиц помещали в межэлектродное пространство электролизера слоем с сечением 1600 см2 и длиной засыпки 100 см. Засыпка в межэлектродном пространстве фиксировалась специальными решетками. Электролит - 2% водный раствор НСL с помощью насоса постоянно циркулирует из катодной зоны в анодную с объемной скоростью 120 л/ч. Температура процесса 70oС. В течение 1 ч проводят в статике активирование процесса выщелачивания материала путем переполюсовки электродов, т. е. переключением полярности электродов каждую минуту. Электрохимическое выщелачивание идет при плотности тока 0,015 А/см2 с циркуляцией электролита через засыпку со скоростью, определяемой из условия предотвращения попадания на катод бурого облака, сопровождающего процесс выщелачивания. Одновременно происходит отложение металла на катоде в виде металлической фольги с концентрацией металла 85-90%. Фольга легко снимается с катода. Через 10 ч электролит в анодной и катодной зонах имел остаточную концентрацию палладия менее 1 мг/л. Степень извлечения палладия по анализу остатка на носителе 99,5%. Гранулы сохранили свою геометрию, цвет белый, следов растворения материала гранул не обнаружено. Затраты электроэнергии на весь процесс составили: на электролиз 5 кВт /ч, на нагрев электролита и прокачку - 30 кВт/ч.140 kg of spent aluminum-palladium catalyst in the form of straws (5 mm length, diameter 2-3 mm) with a palladium content of 0.3% after preliminary preparation with the initial geometry of the particles were placed in the interelectrode space of the electrolyzer with a layer with a cross section of 1600 cm 2 and a length of backfill of 100 cm. The filling in the interelectrode space was fixed with special gratings. The electrolyte - a 2% aqueous HCl solution is constantly circulated from the cathode zone to the anode using a pump with a space velocity of 120 l / h. The temperature of the process is 70 o C. For 1 h, the material leaching process is carried out in static by reversing the electrodes, i.e., switching the polarity of the electrodes every minute. Electrochemical leaching occurs at a current density of 0.015 A / cm 2 with the circulation of the electrolyte through the backfill at a speed determined from the condition of preventing the brown cloud that accompanies the leaching process from entering the cathode. At the same time, metal is deposited on the cathode in the form of a metal foil with a metal concentration of 85-90%. The foil is easily removed from the cathode. After 10 hours, the electrolyte in the anodic and cathodic zones had a residual palladium concentration of less than 1 mg / L. The degree of extraction of palladium by analysis of the residue on the media 99.5%. The granules retained their geometry, white, no traces of dissolution of the material of the granules were found. Electricity costs for the whole process amounted to: 5 kW / h for electrolysis, 30 kW / h for electrolyte heating and pumping.
Пример 2. Example 2
Использовались для дополнительного извлечения металла хвосты переработки алюмопалладиевого катализатора АПК-2 (после химического выщелачивания палладия). Остаточное содержание 0,02-0,03% палладия на носителе, что соответствует конечной концентрации палладия на носителе при обработке по прототипу (пример прототипа 1). Масса катализатора 140 кГ. Геометрия частиц катализатора: цилиндр диаметром 10 мм, высотой 15 мм. Электролит: подкисленная вода 0,3% НСL. Соотношение объемов твердой и жидкой фаз 1:1. Время обработки: активирование в статике в течение 1 ч путем переключения полюсов электродов через каждую 1 мин и 15 ч работы в режимах электрохимического выщелачивания при циркуляции электролита и отложении благородного металла на катоде. Процесс идет при температуре 60oС и параметрах циркуляции электролита как в примере 1. Плотность тока 0,006 А/см2.The tails of processing the aluminum-palladium catalyst APK-2 (after chemical leaching of palladium) were used for additional metal extraction. The residual content of 0.02-0.03% palladium on the media, which corresponds to the final concentration of palladium on the media when processing according to the prototype (example of prototype 1). The mass of the catalyst is 140 kg. The geometry of the catalyst particles: a cylinder with a diameter of 10 mm, a height of 15 mm Electrolyte: acidified water 0.3% HCl. The ratio of the volumes of solid and liquid phases 1: 1. Processing time: activation in statics for 1 h by switching the poles of the electrodes after each 1 min and 15 hours of operation in the electrochemical leaching regimes during electrolyte circulation and deposition of a noble metal on the cathode. The process proceeds at a temperature of 60 ° C. and electrolyte circulation parameters as in example 1. A current density of 0.006 A / cm 2 .
Результат на носителе: остаточное содержание благородных металлов 0,005%, содержание палладия в электролите менее 1 мг/л. The result on the media: residual noble metal content of 0.005%, the palladium content in the electrolyte is less than 1 mg / L.
Таким образом, данный метод позволяет более полное извлечение палладия по сравнению с прототипом при более крупной загрузке и сохранении геометрии частиц катализатора. Thus, this method allows a more complete extraction of palladium compared to the prototype with a larger load and maintaining the geometry of the catalyst particles.
Пример 3. Example 3
140 кГ отработанного алюмоплатинового катализатора в виде шариков диаметром 3-5 мм и содержания платины 0,4% после предварительной обработки помещают в электролизер. Электролит: 4% водный раствор НСL. Соотношение объемов твердых и жидких сред 1:1. Активирование выщелачивания материала в статике: переключение полюсов в течение 1 ч через каждую 1 мин. Электролитическое выщелачиванне и отложение металла на катоде идет 20 ч при плотности тока 0,025 А/см2, температуре 80oС и циркуляции электролита с параметрами, как в примере 1. Извлечение по платине 98%. Платина в виде конгломерата порошка откладывается на катоде с концентрацией 60-70% металла.140 kg of spent alumina-platinum catalyst in the form of balls with a diameter of 3-5 mm and a platinum content of 0.4% after preliminary processing is placed in the electrolyzer. Electrolyte: 4% HCl aqueous solution. The ratio of the volumes of solid and liquid media is 1: 1. Activation of material leaching in statics: pole switching for 1 hour every 1 minute. The electrolytic leaching and deposition of metal at the cathode takes 20 hours at a current density of 0.025 A / cm 2 , a temperature of 80 o C and electrolyte circulation with parameters as in Example 1. 98% recovery on platinum. Platinum in the form of a conglomerate of powder is deposited on the cathode with a concentration of 60-70% of the metal.
Предлагаемый способ извлечения благородных металлов позволяет извлекать их с высокой степенью при более высокой производительности, сократить и упростить технологические операции, добиться более низкой, чем у прототипа, себестоимости извлечения ценного металла. The proposed method for the extraction of precious metals allows them to be extracted with a high degree at a higher productivity, to reduce and simplify technological operations, to achieve a lower cost of extraction of valuable metal than that of the prototype.
Литература
1. Патент США 4775452, кл. С 25 F 5/00, 1988г.Literature
1. US patent 4775452, CL. C 25 F 5/00, 1988
2. Патент РФ 2119964, М.кл.6: С 22 В 11/00, 3/02, 1997г.2. RF patent 2119964, M.cl. 6 : C 22 V 11/00, 3/02, 1997
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000123379A RU2198947C2 (en) | 2000-09-12 | 2000-09-12 | Technology of removal of noble metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000123379A RU2198947C2 (en) | 2000-09-12 | 2000-09-12 | Technology of removal of noble metals |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2000123379A RU2000123379A (en) | 2002-08-10 |
| RU2198947C2 true RU2198947C2 (en) | 2003-02-20 |
Family
ID=20239918
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2000123379A RU2198947C2 (en) | 2000-09-12 | 2000-09-12 | Technology of removal of noble metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2198947C2 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP2081685A4 (en) * | 2006-11-13 | 2010-12-15 | In-Soo Jin | Method of extracting platinum group metals from waste catalists through electrochemical process |
| WO2011145760A1 (en) | 2010-05-20 | 2011-11-24 | Jin In-Soo | Method and apparatus for extracting precious metal from an inorganic granular waste catalyst |
| RU2540251C1 (en) * | 2014-02-26 | 2015-02-10 | Закрытое акционерное общество "Техноатом" | Method of electrochemical extraction of noble metals |
| RU194300U1 (en) * | 2018-12-27 | 2019-12-05 | федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский ядерный университет МИФИ" (НИЯУ МИФИ) | VOLUME AC ELECTRODE FOR EXTRACTION OF NOBLE METALS |
-
2000
- 2000-09-12 RU RU2000123379A patent/RU2198947C2/en not_active IP Right Cessation
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP2081685A4 (en) * | 2006-11-13 | 2010-12-15 | In-Soo Jin | Method of extracting platinum group metals from waste catalists through electrochemical process |
| WO2011145760A1 (en) | 2010-05-20 | 2011-11-24 | Jin In-Soo | Method and apparatus for extracting precious metal from an inorganic granular waste catalyst |
| US9005408B2 (en) | 2010-05-20 | 2015-04-14 | In-Soo Jin | Method and apparatus for extracting noble metals from inorganic granular waste catalysts |
| RU2540251C1 (en) * | 2014-02-26 | 2015-02-10 | Закрытое акционерное общество "Техноатом" | Method of electrochemical extraction of noble metals |
| RU194300U1 (en) * | 2018-12-27 | 2019-12-05 | федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский ядерный университет МИФИ" (НИЯУ МИФИ) | VOLUME AC ELECTRODE FOR EXTRACTION OF NOBLE METALS |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR100858551B1 (en) | A method of extraction of platinum group metals from the spent catalysts by electrochemical processes | |
| CA2364953C (en) | Electrochemical processing | |
| KR102427533B1 (en) | How to Dispose of Lithium Ion Waste Batteries | |
| JP2011514446A5 (en) | ||
| CN111373062B (en) | Method for treating waste lithium ion battery | |
| RU2198947C2 (en) | Technology of removal of noble metals | |
| EP2573196B1 (en) | Apparatus for extracting precious metal from an inorganic granular waste catalyst | |
| EP0253783A1 (en) | Process for refining gold and apparatus employed therefor | |
| RU2540251C1 (en) | Method of electrochemical extraction of noble metals | |
| US8097132B2 (en) | Process and device to obtain metal in powder, sheet or cathode from any metal containing material | |
| CA1064856A (en) | Purification of nickel electrolyte by electrolytic oxidation | |
| FI59819B (en) | ELEKTROLYTISKT FOERFARANDE FOER TILLVARATAGANDE AV NICKEL OCH ZINK OCH EN VID FOERFARANDET ANVAEND ELEKTROLYSCELL | |
| US5942098A (en) | Method of treatment of water and method and composition for recovery of precious metal | |
| US11566333B2 (en) | Method for cleanly extracting metallic silver | |
| RU2510669C2 (en) | Method of extracting noble metals from wastes | |
| ZA200509481B (en) | A process for the recovery of synthetic diamonds | |
| RO132597B1 (en) | Process for recovering precious metals from electrical and electronic waste by anodic dissolution in ionic liquids | |
| JP2003027151A (en) | Method for recovering electrode material for battery | |
| KR100753587B1 (en) | Electrogenerated chlorine leaching apparatus | |
| JPH01162789A (en) | Method and device for recovering metal deposited on carrier | |
| CN109312481B (en) | Electrolytic purification of crude gold | |
| RU2258768C1 (en) | Method of extraction of gold and silver from polymetallic raw material | |
| RU2797800C1 (en) | Rhodium refining method | |
| RU2000123379A (en) | METHOD FOR EXTRACTION OF NOBLE METALS | |
| US1251485A (en) | Process of treating sulfid ores of lead. |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040913 |