RU2276195C1 - Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver - Google Patents
Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver Download PDFInfo
- Publication number
- RU2276195C1 RU2276195C1 RU2004126478A RU2004126478A RU2276195C1 RU 2276195 C1 RU2276195 C1 RU 2276195C1 RU 2004126478 A RU2004126478 A RU 2004126478A RU 2004126478 A RU2004126478 A RU 2004126478A RU 2276195 C1 RU2276195 C1 RU 2276195C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- nickel
- palladium
- concentrate
- gold
- 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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Sludge (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к способам переработки электролитных шламов и других продуктов, содержащих металлы платиновой группы, золото и серебро.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing electrolyte sludge and other products containing platinum group metals, gold and silver.
Шламы электролиза никеля, полученные из медно-никелевых руд, содержат платиновые металлы, золото, серебро, селен и теллур, диоксид кремния, оксиды и ферриты никеля и железа, сульфиды меди и никеля.Nickel electrolysis sludges obtained from copper-nickel ores contain platinum metals, gold, silver, selenium and tellurium, silicon dioxide, nickel and iron oxides and ferrites, copper and nickel sulfides.
Гидрометаллургические технологии переработки медно-никелевых файнштейнов предполагают концентрирование благородных металлов, золота и серебра наряду с элементарной серой в нерастворимых остатках выщелачивания. После удаления элементарной серы известными методами (автоклавная выплавка серы, растворение в органических растворителях и др.) нерастворимый остаток представляет собой первичный концентрат благородных металлов. Основу его составляют сульфиды цветных металлов, элементарная сера и диоксид кремния.Hydrometallurgical technologies for the processing of copper-nickel matte imply the concentration of precious metals, gold and silver along with elemental sulfur in insoluble leaching residues. After removal of elemental sulfur by known methods (autoclave smelting of sulfur, dissolution in organic solvents, etc.), the insoluble residue is a primary concentrate of noble metals. It is based on non-ferrous metal sulfides, elemental sulfur and silicon dioxide.
При переработке электролитных шламов и других продуктов, содержащих платиновые металлы, золото и серебро, необходимо возможно более полно отделить от благородных металлов примеси и получить богатый коллективный или селективные концентраты благородных металлов, пригодные для аффинажа.When processing electrolyte sludge and other products containing platinum metals, gold and silver, it is necessary to separate impurities from precious metals as fully as possible and obtain rich collective or selective concentrates of precious metals suitable for refining.
Для удаления цветных металлов из шламов и других остатков, содержащих значительное количество оксидов никеля, предложен двустадийный процесс автоклавного выщелачивания (патент США №5108721, МКИ B 01 F 1/00, C 01 G 53/10). На первой стадии выщелачивания анодных шламов разбавленной серной кислотой при давлении 0,4-0,55 МПа и температуре 155-170°С в отсутствии кислорода растворяется оксид никеля, на второй, осуществляемой в том же автоклаве, но под давлением кислорода 0,2-0,35 МПа, температуре 110-140°С и расходе серной кислоты, обеспечивающем конечную кислотность на уровне 50 г/дм3, окисляют и переводят в раствор медь.To remove non-ferrous metals from sludges and other residues containing a significant amount of nickel oxides, a two-stage process of autoclave leaching is proposed (US patent No. 5108721, MKI B 01 F 1/00, C 01 G 53/10). At the first stage of leaching of the anode sludge with diluted sulfuric acid at a pressure of 0.4-0.55 MPa and a temperature of 155-170 ° C, nickel oxide is dissolved in the absence of oxygen, at the second, carried out in the same autoclave, but under an oxygen pressure of 0.2- 0.35 MPa, a temperature of 110-140 ° C and a flow rate of sulfuric acid, providing a final acidity of 50 g / dm 3 , oxidize and transfer copper to a solution.
Метод позволяет извлечь в раствор цветные металлы, но не обеспечивает удаления диоксида кремния и других примесей, не вскрываемых автоклавным сернокислотным выщелачиванием.The method allows to extract non-ferrous metals into the solution, but does not remove silicon dioxide and other impurities that are not exposed by autoclaved sulfuric acid leaching.
По способу гидрометаллургического обогащения платиновыми металлами анодных шламов никелевого производства (А.с. СССР №114369, С 22 В 11/04, 3/00) промытый никелевый шлам выщелачивают водой при температуре около 140°С и высоком парциальном давлении кислорода (1,5 МПа). Выщелоченный остаток обрабатывают известными способами на магнитном сепараторе и гидравлическом классификаторе для отделения магнитных оксидов железа и кремнезема.According to the method of hydrometallurgical enrichment of anode sludges of nickel production by platinum metals (AS USSR No. 114369, C 22 V 11/04, 3/00), the washed nickel sludge is leached with water at a temperature of about 140 ° C and high oxygen partial pressure (1.5 MPa). The leached residue is treated by known methods on a magnetic separator and hydraulic classifier to separate magnetic oxides of iron and silica.
Недостатками данного способа являются получение богатых оборотных продуктов - магнитного продукта, с содержанием палладия, близким к содержанию в исходном шламе, невозможность эффективного удаления методами магнитной сепарации и гидравлической классификации оксидов никеля, тонкодисперсного диоксида кремния, разубоживающих концентрат.The disadvantages of this method are the production of rich circulating products - a magnetic product with a palladium content close to that in the original sludge, the impossibility of efficient removal by methods of magnetic separation and hydraulic classification of nickel oxides, finely divided silica, diluting the concentrate.
Ближайшим аналогом заявляемого способа является флотационно-автоклавная схема переработки шламов электрорафинирования никеля (И.Н.Масленицкий. Флотационно-автоклавная схема переработки анодных шламов никелевого электролиза. Цветные металлы, 1959, №7, 36-40), согласно которой шлам репульпируют и флотируют в сернокислом растворе по схеме, включающей основную флотацию и двукратную перечистку концентрата. В качестве флотореагентов использовали собиратель - бутиловый аэрофлот и вспениватель - ИМ-68. Полученный пенный продукт подвергают магнитной сепарации для удаления ферритов и затем выщелачивают водой в автоклаве при температуре 115-120°С и парциальном давлении кислорода 1,5-2,0 МПа с целью удаления сульфидов цветных металлов. В оборотные продукты - магнитный концентрат (0,86% Pd) и хвосты флотации (~700 г/т Pd), извлекается 3,7% палладия. Эти продукты предлагают плавить на сульфидный сплав, который после дробления и измельчения присоединять к исходному шламу. Потери палладия с раствором автоклавного выщелачивания составляют ~1%; прямое извлечение палладия в концентрат - 95,3%.The closest analogue of the proposed method is a flotation-autoclave scheme for processing slimes of nickel electrorefining (I.N. Maslenitsky. A flotation-autoclave scheme for processing anode slimes of nickel electrolysis. Non-ferrous metals, 1959, No. 7, 36-40), according to which the slurry is repulped and floated in sulfuric acid solution according to the scheme, including the main flotation and two-time purification of the concentrate. As flotation reagents used collector - butyl aeroflot and blowing agent - IM-68. The resulting foam product is subjected to magnetic separation to remove ferrites and then leached with water in an autoclave at a temperature of 115-120 ° C and a partial oxygen pressure of 1.5-2.0 MPa in order to remove non-ferrous sulfides. In the circulating products — magnetic concentrate (0.86% Pd) and flotation tailings (~ 700 g / t Pd), 3.7% of palladium is recovered. These products suggest melting on a sulfide alloy, which after crushing and grinding is attached to the original sludge. Loss of palladium with an autoclave leaching solution is ~ 1%; direct extraction of palladium in concentrate - 95.3%.
Недостатком данного способа является получение богатых благородными металлами оборотных продуктов, требующих специальной переработки, которая усложняет технологическую схему и связана с увеличением объема незавершенного производства и дополнительными потерями благородных металлов. При автоклавном выщелачивании в предлагаемом режиме с раствором теряется около 1% палладия.The disadvantage of this method is to obtain rich in precious metals recycled products that require special processing, which complicates the technological scheme and is associated with an increase in work in progress and additional losses of precious metals. During autoclave leaching in the proposed mode with a solution, about 1% of palladium is lost.
Задачей изобретения является разработка метода обогащения никелевых шламов и других продуктов, содержащих металлы платиновой группы, золото и серебро.The objective of the invention is to develop a method for the enrichment of nickel sludge and other products containing platinum group metals, gold and silver.
Техническим результатом предлагаемого изобретения является избирательное удаление цветных металлов и примесных элементов, в том числе трудно вскрываемых оксидов, высокое прямое извлечение благородных металлов в коллективный концентрат, отсутствие богатых оборотных продуктов, требующих специальной переработки.The technical result of the invention is the selective removal of non-ferrous metals and impurity elements, including hard-to-open oxides, high direct extraction of precious metals in a collective concentrate, the absence of rich recycled products that require special processing.
Поставленный технический результат достигается тем, что в способе обогащения шламов электролиза никеля и продуктов, содержащих платиновые металлы, золото и серебро, включающем флотацию и автоклавное окислительное выщелачивание, согласно изобретению, автоклавное окислительное выщелачивание проводят перед флотацией и ведут его в растворе серной кислоты при температурах 108-110°С и парциальном давлении кислорода 0,4-1,0 МПа.The technical result is achieved by the fact that in the method of enrichment of nickel electrolysis sludges and products containing platinum metals, gold and silver, including flotation and autoclave oxidative leaching, according to the invention, autoclave oxidative leaching is carried out before flotation and is carried out in a solution of sulfuric acid at temperatures of 108 -110 ° C and a partial pressure of oxygen of 0.4-1.0 MPa.
Предшествующее флотации окислительное низкотемпературное автоклавное выщелачивание шламов (НТВ) в растворе серной кислоты позволяет селективно перевести в раствор цветные металлы, за исключением трудновскрываемых оксидов и ферритов никеля, и значительную часть серы и теллура, а также подготовить материал к флотации за счет разрушения в процессе выщелачивания конгломератов оксидных фаз с фазами благородных металлов. Разрушение конгломератов позволяет исключить магнитную сепарацию и значительно снизить содержание платиновых металлов в хвостах флотации, т.е. уменьшить извлечение платиновых металлов в оборотные продукты.The oxidation low-temperature autoclave leaching of sludges (NTV) preceding flotation in a solution of sulfuric acid allows one to selectively transfer non-ferrous metals to the solution, with the exception of hard-to-open nickel oxides and ferrites, and a significant part of sulfur and tellurium, as well as to prepare the material for flotation due to destruction during the leaching process oxide phases with phases of noble metals. The destruction of conglomerates eliminates magnetic separation and significantly reduces the content of platinum metals in the flotation tailings, i.e. reduce the recovery of platinum metals in negotiable products.
Автоклавное окислительное выщелачивание рекомендуется проводить при температуре 108-110°С, парциальном давлении кислорода 0,4-1,0 МПа, дозировке серной кислоты из расчета остаточного содержания ее в растворе 5-50 г/дм3, в течение 1,5-3 часов при интенсивном перемешивании.Autoclave oxidative leaching is recommended at a temperature of 108-110 ° C, a partial oxygen pressure of 0.4-1.0 MPa, a dosage of sulfuric acid based on its residual content in a solution of 5-50 g / dm 3 , for 1.5-3 hours with vigorous stirring.
При парциальном давлении кислорода менее 0,4 МПа и температуре ниже рекомендуемых пределов увеличивается продолжительность процесса или снижается извлечение в раствор цветных металлов. Увеличение парциального давления кислорода свыше 1 МПа и повышение температуры свыше указанных пределов может сопровождаться увеличением извлечения в раствор металлов платиновой группы, что видно из описания ближайшего аналога.At a partial oxygen pressure of less than 0.4 MPa and a temperature below the recommended limits, the duration of the process increases or the extraction of non-ferrous metals into the solution decreases. An increase in the partial pressure of oxygen above 1 MPa and an increase in temperature above the indicated limits may be accompanied by an increase in the extraction of platinum group metals in the solution, as can be seen from the description of the closest analogue.
Флотацию рекомендуется проводить в сернокислом растворе, содержащем 20-100 г/дм3 серной кислоты, при содержании твердой фазы в пульпе 10-15% с использованием реагентов, например в качестве собирателя - бутилового ксантогената, депрессора оксидов и силикатов - жидкого стекла и вспенивателя - Т-66. Для получения высококачественных концентратов и бедных благородными металлами хвостов рекомендуется проводить 1-2 операции контрольной флотации камерного продукта и 2-3 перечистки пенного продукта.Flotation is recommended to be carried out in a sulfuric acid solution containing 20-100 g / dm 3 of sulfuric acid, with a solids content of 10-15% in the pulp using reagents, for example, as a collector - butyl xanthate, an oxide and silicate depressant - water glass and a blowing agent - T-66. To obtain high-quality concentrates and tailings that are poor in precious metals, it is recommended to carry out 1-2 control flotation operations of the chamber product and 2-3 foam product cleanings.
Применение данного способа к никелевым шламам позволяет сократить массу материала и повысить содержание в нем благородных металлов в 10-30 раз, обеспечить прямое извлечение суммы благородных металлов в богатый концентрат до 99,3-99,84%, снизить извлечение оксида железа до 0,4-1,1% и диоксида кремния до 4-6% и менее от содержания в исходном шламе.The application of this method to nickel sludge can reduce the weight of the material and increase the content of noble metals in it by 10-30 times, provide direct extraction of the amount of noble metals in a rich concentrate to 99.3-99.84%, reduce the extraction of iron oxide to 0.4 -1.1% and silicon dioxide up to 4-6% or less of the content in the original sludge.
Применение данного способа к другим продуктам, содержащим металлы платиновой группы, золото и серебро, позволяет сократить массу материала и повысить содержание в нем благородных металлов в 2-4 раза, обеспечить прямое извлечение суммы благородных металлов в концентрат до 99,8-99,9%, снизить извлечение диоксида кремния до 8-15% и менее от содержания в исходном материале.The application of this method to other products containing platinum group metals, gold and silver, allows to reduce the weight of the material and increase the content of noble metals in it 2-4 times, to ensure direct extraction of the amount of noble metals in concentrate to 99.8-99.9% , reduce the extraction of silicon dioxide to 8-15% or less of the content in the starting material.
Пример 1. Никелевый шлам выщелачивали в 3-х литровом автоклаве при температуре 108-110°С, отношении Ж:Т=8, парциальном давлении кислорода 0,4 МПа, интенсивности перемешивания 2800 мин-1 в течение 2 часов, обеспечивая конечную кислотность ~50 г/дм3. Полученный кек флотировали в открытом цикле с двумя перечистками концентрата и одной контрольной флотацией хвостов.Example 1. Nickel sludge was leached in a 3-liter autoclave at a temperature of 108-110 ° C, ratio W: T = 8, oxygen partial pressure 0.4 MPa, stirring intensity 2800 min -1 for 2 hours, providing final acidity ~ 50 g / dm 3 . The obtained cake was floated in an open cycle with two concentrate purifications and one tail flotation control.
По совокупности операций НТВ-флотация шлам обогащается 13,2 раза. Флотоконцентрат содержит 17,2% палладия, <0,5% диоксида кремния, 0,5% железа. Хвосты содержат 110 г/т палладия. Прямое извлечение палладия в концентрат 99,84%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.In terms of the combination of NTV flotation operations, sludge is enriched 13.2 times. The flotation concentrate contains 17.2% palladium, <0.5% silicon dioxide, 0.5% iron. Tails contain 110 g / t palladium. Direct recovery of palladium in a concentrate of 99.84%. Palladium was not detected in the autoclave leach solution.
Пример 2. Никелевый шлам выщелачивали в режиме примера 1, полученный кек флотировали в замкнутом цикле с двумя перечистками концентрата и одной контрольной флотацией хвостов при том же реагентном режиме, что и в примере 1.Example 2. Nickel sludge was leached in the mode of example 1, the obtained cake was floated in a closed cycle with two purifications of the concentrate and one control flotation of the tailings in the same reagent mode as in example 1.
Концентрат содержит 15,7% палладия, 0,79% железа и <0,5% диоксида кремния, хвосты - 112 г/т палладия. Прямое извлечение палладия в концентрат составило 99,83%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.The concentrate contains 15.7% palladium, 0.79% iron and <0.5% silicon dioxide, tails - 112 g / t palladium. Direct recovery of palladium in concentrate was 99.83%. Palladium was not detected in the autoclave leach solution.
Пример 3. Никелевый шлам выщелачивали при температуре 108-110°С, парциальном давлении кислорода 0,4 МПа, отношении Ж:Т=8, интенсивности перемешивания 2800 мин-1 в течение 3 часов, обеспечивая конечную кислотность ~50 г/дм3. Полученный кек флотировали в режиме примера 1.Example 3. Nickel sludge was leached at a temperature of 108-110 ° C, a partial oxygen pressure of 0.4 MPa, ratio W: T = 8, stirring intensity of 2800 min -1 for 3 hours, providing a final acidity of ~ 50 g / dm 3 . The resulting cake was floated in the mode of example 1.
По совокупности операций НТВ-флотация шлам обогащается в 30 раз.In terms of the combination of NTV flotation operations, sludge is enriched 30 times.
Флотоконцентрат содержит 1,22% меди, 2,15% никеля, 39,0% палладия, 20,0% серы, 0,5% SiO2, 0,75% железа. Хвосты содержат 270 г/т палладия, Ni - 40,3%, SiO2 - 2.1%. Прямое извлечение палладия в концентрат 99,63%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.The flotation concentrate contains 1.22% copper, 2.15% nickel, 39.0% palladium, 20.0% sulfur, 0.5% SiO 2 , 0.75% iron. Tails contain 270 g / t of palladium, Ni - 40.3%, SiO 2 - 2.1%. Direct recovery of palladium in a concentrate of 99.63%. Palladium in the autoclave leaching solution was not detected.
Пример 4. Никелевый шлам выщелачивали при температуре 108-110°С, парциальном давлении кислорода 1,0 МПа, отношении Ж:Т=8, интенсивности перемешивания 2800 мин-1 в течение 3 часов, обеспечивая конечную кислотность ~5-10 г/дм3. Полученный кек флотировали в режиме примера 1.Example 4. Nickel sludge was leached at a temperature of 108-110 ° C, a partial oxygen pressure of 1.0 MPa, ratio W: T = 8, stirring intensity of 2800 min -1 for 3 hours, providing a final acidity of ~ 5-10 g / dm 3 . The resulting cake was floated in the mode of example 1.
По совокупности операций НТВ-флотация шлам обогащается в 29,2 раза. Флотоконцентрат содержит 1,53% меди, 6,7% никеля, 38,0% палладия, 16,7% серы, в т.ч. 2,2% элементарной, <0,5% диоксида кремния. Хвосты содержат 554 г/т палладия, меди - 0,25%, никеля - 33,7%, диоксида кремния - 1,92%. Прямое извлечение палладия в концентрат 99,3%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.In terms of the combination of NTV flotation operations, sludge is enriched 29.2 times. The flotation concentrate contains 1.53% copper, 6.7% nickel, 38.0% palladium, 16.7% sulfur, including 2.2% elemental, <0.5% silica. Tails contain 554 g / t of palladium, copper - 0.25%, nickel - 33.7%, silicon dioxide - 1.92%. Direct recovery of palladium in a concentrate of 99.3%. Palladium was not detected in the autoclave leaching solution.
Пример 5. Остаток от переработки коллективного файнштейна выщелачивали при температуре 108-110°С, парциальном давлении кислорода 0,4 МПа, отношении Ж:Т=6,25, интенсивности перемешивания 2800 мин-1 в течение 3 часов, обеспечивая конечную кислотность ~50 г/дм3. Полученный кек флотировали в открытом цикле с двумя перечистками концентрата без контрольной флотации хвостов.Example 5. The residue from processing the collective matte was leached at a temperature of 108-110 ° C, a partial oxygen pressure of 0.4 MPa, ratio W: T = 6.25, stirring intensity of 2800 min -1 for 3 hours, providing a final acidity of ~ 50 g / dm 3 . The obtained cake was floated in an open cycle with two purifications of the concentrate without control tail flotation.
По совокупности операций НТВ-флотация материал обогащается в 2,1 раза. Флотоконцентрат содержит 3,2% палладия, 1,2% диоксида кремния. Хвосты содержат 30 г/т палладия, 90,0% диоксида кремния. Прямое извлечение палладия в концентрат 99,9%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.In terms of the combination of NTV flotation operations, the material is enriched 2.1 times. The flotation concentrate contains 3.2% palladium, 1.2% silicon dioxide. Tails contain 30 g / t palladium, 90.0% silica. Direct recovery of palladium in a concentrate of 99.9%. Palladium was not detected in the autoclave leach solution.
Пример 6. Остаток от переработки никелевого концентрата флотации файнштейна выщелачивали при температуре 108-110°С, парциальном давлении кислорода 0,4 МПа, отношении Ж:Т=6,25, интенсивности перемешивания 2800 мин-1 в течение 3 часов, обеспечивая конечную кислотность ~50 г/дм3. Полученный кек флотировали в открытом цикле с двумя перечистками концентрата без контрольной флотации хвостов.Example 6. The residue from the processing of nickel concentrate of Feinstein flotation was leached at a temperature of 108-110 ° C, a partial oxygen pressure of 0.4 MPa, ratio W: T = 6.25, mixing intensity 2800 min -1 for 3 hours, providing final acidity ~ 50 g / dm 3 . The obtained cake was floated in an open cycle with two purifications of the concentrate without control tail flotation.
По совокупности операций НТВ-флотация материал обогащается в 3,1 раза. Флотоконцентрат содержит 7,9% палладия, 3,77% диоксида кремния. Хвосты содержат 47 г/т палладия, 64,4% диоксида кремния. Прямое извлечение палладия в концентрат 99,8%. Палладий в растворе автоклавного выщелачивания не обнаружен.In terms of the combination of NTV flotation operations, the material is enriched 3.1 times. The flotation concentrate contains 7.9% palladium, 3.77% silicon dioxide. Tails contain 47 g / t palladium, 64.4% silica. Direct recovery of palladium in a concentrate of 99.8%. Palladium was not detected in the autoclave leach solution.
Сопоставление показателей ближайшего аналога и заявляемого метода применительно к никелевым шлама приведено ниже в табл.1.A comparison of the indicators of the closest analogue and the inventive method with respect to nickel sludge is given below in table 1.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004126478A RU2276195C1 (en) | 2004-08-31 | 2004-08-31 | Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004126478A RU2276195C1 (en) | 2004-08-31 | 2004-08-31 | Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2004126478A RU2004126478A (en) | 2006-02-20 |
| RU2276195C1 true RU2276195C1 (en) | 2006-05-10 |
Family
ID=36050538
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2004126478A RU2276195C1 (en) | 2004-08-31 | 2004-08-31 | Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2276195C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2789528C1 (en) * | 2022-07-06 | 2023-02-06 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for processing industrial products containing precious metals obtained in the production of cathode nickel (options) |
-
2004
- 2004-08-31 RU RU2004126478A patent/RU2276195C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| МАСЛЕНИЦКИЙ И.Н. Флотационно-автоклавная схема переработки анодных шламов никелевого электролиза. Цветные металлы. №7, 1959, с.36-40. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2789528C1 (en) * | 2022-07-06 | 2023-02-06 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method for processing industrial products containing precious metals obtained in the production of cathode nickel (options) |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2004126478A (en) | 2006-02-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110241310B (en) | Method for enriching noble metals by selective oxygen pressure leaching of high-iron high-copper nickel-containing material | |
| US8052774B2 (en) | Method for concentration of gold in copper sulfide minerals | |
| CN107058730B (en) | A kind of method and its system to cu-ni sulphide ore comprehensive utilization | |
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| US4229270A (en) | Process for the recovery of metal values from anode slimes | |
| EP1931807B1 (en) | Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching | |
| US10106868B2 (en) | Process for extracting noble metals from anode slime | |
| CN101775498B (en) | Pretreatment method of copper anode mud | |
| AU2001277161B2 (en) | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching | |
| AU2008200206B2 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides | |
| CN101434385A (en) | Process for extracting tellurium from copper anode mud | |
| US20090078086A1 (en) | Method for recovering copper from a copper sulphide ore | |
| US4442072A (en) | Selective recovery of base metals and precious metals from ores | |
| AU2004274670B2 (en) | Method for processing anode sludge | |
| JP2010180450A (en) | Method for concentrating gold from copper-sulfide ore | |
| JP2010235999A (en) | Method for concentrating gold from copper sulfide mineral | |
| EA037379B1 (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical method for processing ore | |
| CN114502752B (en) | Method for processing copper sulfide and nickel sulfide materials | |
| US7494528B2 (en) | Method for smelting copper concentrates | |
| RU2276195C1 (en) | Method for enrichment of slurries from nickel electrolysis and other products containing platinum metals, gold and silver | |
| Sproule et al. | Treatment of nickel-copper matte | |
| JP2006057133A (en) | Method for recovering gold concentrate from residue of leached copper concentrate | |
| AU2003264661A1 (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| CN110373539B (en) | Method for strengthening gold enrichment of refractory gold ore by direct smelting |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PD4A | Correction of name of patent owner | ||
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20170901 |