RU2618050C1 - Processing method of copper anode slime - Google Patents

Processing method of copper anode slime Download PDF

Info

Publication number
RU2618050C1
RU2618050C1 RU2015152444A RU2015152444A RU2618050C1 RU 2618050 C1 RU2618050 C1 RU 2618050C1 RU 2015152444 A RU2015152444 A RU 2015152444A RU 2015152444 A RU2015152444 A RU 2015152444A RU 2618050 C1 RU2618050 C1 RU 2618050C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
antimony
lead
leaching
solution
sludge
Prior art date
Application number
RU2015152444A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Алексей Анатольевич Королев
Александр Тимофеевич Крестьянинов
Сергей Аркадьевич Мастюгин
Наталья Александровна Волкова
Владимир Геннадьевич Лобанов
Тимур Закариевич Гибадуллин
Роман Сергеевич Воинков
Азат Тагирович Хафизов
Original Assignee
Акционерное общество "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 "Уралэлектромедь" filed Critical Акционерное общество "Уралэлектромедь"
Priority to RU2015152444A priority Critical patent/RU2618050C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2618050C1 publication Critical patent/RU2618050C1/en

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • 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)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method includes antimony and lead leaching from copper anode slime in a solution containing 50-200 g/dm3 of glycerin, 50-100 g/dm3 of alkali and a reducing agent, in an amount that provides the system oxidation-reduction potential more positively than +0.8 V at a temperature of 70-90°C for 2-3 hours. Thus lead from the leach solution is educed by known methods. Antimony is precipitated by electrolysis with an insoluble anode at a cathode current density of 200-300 A/m2. As the reducing agent, sugar is used at a concentration in the leach solution of 100-150 g/dm3.
EFFECT: method makes it possible to increase the degree of antimony leaching from the slime by 3-4 times and lead by 1,5-2 times in comparison with known methods.
2 cl, 2 tbl, 1 dwg, 2 ex

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано для извлечения сурьмы и свинца из медеэлектролитных шламов.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used to extract antimony and lead from copper electrolyte sludge.

В практической переработке медеэлектролитных шламов, в том числе и по действующей в России обжигово-селенидной технологии, основной и заключительной операцией является плавка. Перед плавкой из шламов различными методами извлекают только медь, реже селен. Другие компоненты: сурьма, свинец, сера (сульфат-ион), мышьяк и др. предварительно не извлекаются. На стадии плавки эти примеси переходят в пылегазовые продукты или в шлак, переработка которых представляет значительную технологическую и экологическую проблему.In the practical processing of copper electrolyte sludge, including the firing and selenide technology operating in Russia, the main and final operation is smelting. Before smelting, only copper is extracted from the sludge by various methods, less often selenium. Other components: antimony, lead, sulfur (sulfate ion), arsenic, etc. are not previously extracted. At the melting stage, these impurities pass into dust and gas products or into slag, the processing of which represents a significant technological and environmental problem.

Выщелачивания из шлама свинца, сурьмы, мышьяка, сульфатной серы и концентрирование халькогенов и благородных металлов существенно расширяет технологические возможности любого способа дальнейшей переработки шламов. В частности, выделение свинца и сурьмы позволяет получить товарные продукты на основе этих металлов и повысить качество шлама по содержанию ценных компонентов.Leaching of lead, antimony, arsenic, sulfate sulfur from the sludge and the concentration of chalcogenes and precious metals significantly expand the technological capabilities of any method for further processing of sludge. In particular, the release of lead and antimony makes it possible to obtain marketable products based on these metals and to improve the quality of sludge in terms of the content of valuable components.

В числе известных гидрометаллургических методов выделения свинца из шлама выщелачивание солевыми растворами (1. РФ 2109823 от 27.04.1998; 2. РФ 2071978 от 20.01.1997), этилендиамином (3. Взородов С.А., Шевелева Л.Д. и др. Получение свинцового сурика при переработке медеэлектролитного шлама / Цветные металлы, №7, 1982, с. 21-2), флотация (4. РФ 2451759 от 27.05.2012) и др. Каждый из отмеченных методов имеет свои достоинства и недостатки, но в любом случае позволяет снизить содержание свинца в шламе с 20-30% до 2-3%. Общим недостатком указанных методов является то, что основная масса сурьмы и мышьяка остается в шламе, либо переходит в свинецсодержащий промпродукт (хвосты флотации), затрудняя их дальнейшую переработку.Among the known hydrometallurgical methods for the separation of lead from sludge are leaching with saline solutions (1. RF 2109823 from 04/27/1998; 2. RF 2071978 from 01/20/1997), ethylene diamine (3. Vozrodov S.A., Sheveleva L.D., etc. Obtaining lead minium in the processing of copper electrolyte sludge / Non-ferrous metals, No. 7, 1982, p. 21-2), flotation (4. RF 2451759 from 05.27.2012), etc. Each of the methods mentioned has its advantages and disadvantages, but in any case allows you to reduce the lead content in the sludge from 20-30% to 2-3%. A common drawback of these methods is that the bulk of antimony and arsenic remains in the sludge, or goes into a lead-containing intermediate (flotation tailings), making it difficult for their further processing.

При целевом выделении сурьмы и свинца из шламов чаще всего применяют выщелачивание кислыми и щелочными растворами. Наиболее близким по технической сущности к заявляемому изобретению является способ переработки медеэлектролитных шламов (5. РФ №2071978 от 20.01.1997), включающий выщелачивание шлама при температуре 80-85°С раствором хлорида натрия с концентрацией 300 г/дм3, подкисленным соляной кислотой и содержащим хлорид аммония при соотношении хлорид аммония: соляная кислота 1:(3-15). Кек солевого выщелачивания последовательно промывают раствором соляной кислоты и водой, а затем плавят. Из раствора солевого выщелачивания последовательно осаждают свинец и сурьму в виде труднорастворимых соединений и после корректировки по содержанию соляной кислоты возвращают на выщелачивание.When targeting antimony and lead from sludge, leaching with acid and alkaline solutions is most often used. The closest in technical essence to the claimed invention is a method for processing copper electrolyte sludge (5. RF №2071978 from 01.20.1997), including leaching of sludge at a temperature of 80-85 ° C with a solution of sodium chloride with a concentration of 300 g / DM 3 , acidified with hydrochloric acid and containing ammonium chloride in the ratio of ammonium chloride: hydrochloric acid 1: (3-15). The salt leach cake is washed successively with a hydrochloric acid solution and water, and then melted. Lead and antimony in the form of sparingly soluble compounds are sequentially precipitated from the salt leaching solution and, after adjusting for the content of hydrochloric acid, are returned to leaching.

Данный способ, основанный на применении доступных реагентов, позволяет извлечь из шлама основную массу сурьмы и свинца. Известными методами из растворов могут быть получены товарные свинец и сурьма. В числе недостатков способа прототипа следует отметить проблемы, связанные с использованием хлорсодержащих растворов в шламовом производстве. В частности, неизбежен заметный переход серебра в раствор; очевидны трудности и многостадийность осаждения сурьмы и свинца, регенерации растворов.This method, based on the use of available reagents, allows to extract the bulk of antimony and lead from the sludge. Known methods from solutions can be obtained marketable lead and antimony. Among the disadvantages of the prototype method, it should be noted the problems associated with the use of chlorine-containing solutions in sludge production. In particular, a noticeable transition of silver into solution is inevitable; the difficulties and multi-stage deposition of antimony and lead, and the regeneration of solutions are obvious.

Анализ практических образцов промпродуктов переработки шламов, например автоклавного окислительного выщелачивания, показывает, что большая часть сурьмы в них присутствует в виде чрезвычайно устойчивых антимонатов. В растворах, рекомендованных в способе прототипа, эти соединения сурьмы не растворимы. В итоге степень извлечения сурьмы солевыми растворами из шламов, подвергнутых окислительной обработке, не превышает 25-30%.An analysis of practical samples of sludge processing by-products, for example, autoclave oxidative leaching, shows that most of the antimony in them is present in the form of extremely stable antimonates. In the solutions recommended in the prototype method, these antimony compounds are not soluble. As a result, the degree of extraction of antimony with saline solutions from sludges subjected to oxidative treatment does not exceed 25-30%.

Настоящее изобретение направлено на устранение указанных недостатков, в частности на увеличение степени выщелачивания сурьмы и свинца из медеэлектролитных шламов и, особенно, промпродуктов их автоклавной переработки. Технический результат заключается в использовании оригинальных реагентов и оптимального окислительно-восстановительного потенциала системы.The present invention is directed to eliminating these drawbacks, in particular to increasing the degree of leaching of antimony and lead from copper electrolyte sludge and, especially, by-products of their autoclave processing. The technical result consists in the use of original reagents and the optimal redox potential of the system.

Указанная цель достигается при использовании способа, включающего выщелачивание сурьмы и свинца из медеэлектролитного шлама и (или) промпродуктов его переработки, промывку кека, извлечение сурьмы и свинца из раствора и возврат регенерированного раствора на выщелачивание, отличающийся тем, что выщелачивание сурьмы и свинца проводят в растворе, содержащем 50-200 г/дм3 глицерина, 50-100 г/дм3 щелочи и восстановитель, в количестве, обеспечивающем окислительно-восстановительный потенциал системы положительнее +0,8 В при температуре 70-90°С в течение 2-3 часов, при этом свинец из раствора выщелачивания извлекают известными методами, а сурьму осаждают электролизом с нерастворимым анодом при катодной плотности тока 200-300 А/м2. В частности, в качестве восстановительного реагента используют сахар при концентрации в выщелачивающем растворе 100-150 г/дм3.This goal is achieved by using a method including the leaching of antimony and lead from copper electrolyte sludge and (or) its processed products, washing cake, extracting antimony and lead from the solution and returning the regenerated solution to leaching, characterized in that the leaching of antimony and lead is carried out in solution containing 50-200 g / dm 3 glycerol, 50-100 g / dm 3 alkalis and a reducing agent, in an amount that provides the redox potential of the system is more positive +0.8 V at a temperature of 70-90 ° C for 2-3 hours, while lead from the leaching solution is removed by known methods, and antimony is precipitated by electrolysis with an insoluble anode at a cathodic current density of 200-300 A / m 2 . In particular, sugar is used as a reducing reagent at a concentration of 100-150 g / dm 3 in the leaching solution.

Известно применение глицератных растворов для выщелачивания сурьмы из минерального сырья, в котором сурьма находится в виде оксидов (Патент СССР №396396 от 01.01.1973):It is known the use of glycerate solutions for leaching antimony from mineral raw materials in which antimony is in the form of oxides (USSR Patent No. 396396 from 01/01/1973):

Sb2O3+2С3Н5(ОН)3=2C3H5O3Sb+3Н2O.Sb 2 O 3 + 2C 3 H 5 (OH) 3 = 2C 3 H 5 O 3 Sb + 3H 2 O.

Ранее установлено, что глицерин удовлетворительно взаимодействует с низшими оксидами сурьмы Sb(III) и не реагирует с соединениями сурьмы (V). В частности, после окислительного автоклавного выщелачивания сурьма в шламе присутствует преимущественно в форме антимоната свинца Pb(SbO3)2 и в глицератный щелочной раствор практически не переходит.It was previously found that glycerol satisfactorily interacts with the lower antimony oxides Sb (III) and does not react with antimony (V) compounds. In particular, after oxidative autoclave leaching, antimony in the sludge is present predominantly in the form of lead antimonate Pb (SbO 3 ) 2 and practically does not transfer to the glycerate alkaline solution.

Восстановление сурьмы Sb(V) до Sb(III) из оксидов и других соединений может быть реализовано с использованием различных реагентов, обладающих восстановительными свойствами:The reduction of antimony Sb (V) to Sb (III) from oxides and other compounds can be realized using various reagents with reducing properties:

NaSbO3+Na2SO3=NaSbO2+Na2SO4 NaSbO 3 + Na 2 SO 3 = NaSbO 2 + Na 2 SO 4

3Sb2O5+4Al+4NaOH=3Sb2O3+4NaAlO2+2H2O.3Sb 2 O 5 + 4Al + 4NaOH = 3Sb 2 O 3 + 4NaAlO 2 + 2H 2 O.

В соответствии с термодинамическими расчетами потенциал реакцииAccording to thermodynamic calculations, the reaction potential

Sb2O5+2е+H+=Sb2O3+Н2OSb 2 O 5 + 2e + H + = Sb 2 O 3 + H 2 O

равен +0,68 В. С учетом некоторой энергии активации данного процесса требуется восстановитель, обеспечивающий потенциал системы не менее +0,8 В.equals +0.68 V. Taking into account some activation energy of this process, a reducing agent is required that provides the system potential of at least +0.8 V.

Из числа восстановителей, обладающих такими характеристиками, предпочтение следует отдавать водорастворимым и доступным органическим веществам, в частности сахару. Опыты показывают, что при температуре более 70°С в щелочном растворе сахар восстанавливает сурьму с образованием антимонита натрия:Of the reducing agents having such characteristics, preference should be given to water-soluble and available organic substances, in particular sugar. Experiments show that at temperatures above 70 ° C in an alkaline solution, sugar restores antimony with the formation of sodium antimonite:

10Pb(SbO3)2+C12H22O11+40NaOH=20NaSbO2+10Na2PbO2+10CO2+2C+31H2O.10Pb (SbO 3 ) 2 + C 12 H 22 O 11 + 40NaOH = 20NaSbO 2 + 10Na 2 PbO 2 + 10CO 2 + 2C + 31H 2 O.

В результате данного процесса сурьма и свинец переходят в раствор.As a result of this process, antimony and lead go into solution.

Регенерацию раствора выщелачивания подобно прототипу осуществляют в две стадии; на первой свинец (а также мышьяк) осаждают известными методами, например добавляя известь. На второй стадии сурьму осаждают электролизом в ванне с нерастворимым анодом при катодной плотности тока 200-300 А/м2. В процессах осаждения примесей и электролиза регенерируется щелочь, что позволяет возвращать раствор в оборот.The regeneration of the leach solution, like the prototype, is carried out in two stages; on the first lead (as well as arsenic) is precipitated by known methods, for example by adding lime. In the second stage, antimony is precipitated by electrolysis in a bath with an insoluble anode at a cathode current density of 200-300 A / m 2 . In the processes of deposition of impurities and electrolysis, alkali is regenerated, which allows the solution to be returned to circulation.

Принципиальное отличие предлагаемого способа от прототипа заключается в сочетании восстановительной обработки труднорастворимых соединений и выщелачивания с использованием щелочных растворов, более приемлемых в шламовом производстве.The fundamental difference between the proposed method and the prototype is a combination of recovery processing of sparingly soluble compounds and leaching using alkaline solutions, more acceptable in the sludge production.

Оптимальные условия осуществления способа подобраны экспериментально и оптимизированы с использованием в качестве превалирующего фактора на стадии выщелачивания извлечения сурьмы в раствор. Для стадии электролиза определяющим фактором служил катодный выход сурьмы по току.The optimal conditions for the implementation of the method are selected experimentally and optimized using antimony in solution as the prevailing factor in the leaching stage. The decisive factor for the electrolysis stage was the cathodic current output of antimony.

Примером реализации предлагаемого способа служат результаты следующих опытов.An example of the implementation of the proposed method are the results of the following experiments.

Медеэлектролитный шлам (АО «Уралэлектромедь») для обезмеживания подвергли автоклавному окислительному выщелачиванию. Флотацией выделили концентрат благородных металлов и халькогенов. Камерный продукт флотации содержал, %: Рb 41,4; Sb 20,6; As 2,3. Согласно результатам рентгеноспектрального анализа основная масса сурьмы находится в данном промпродукте в виде антимоната свинца Рb(SbО3)2.The copper electrolyte sludge (Uralelectromed JSC) was subjected to autoclave oxidative leaching for decontamination. A concentrate of precious metals and chalcogenes was isolated by flotation. The flotation chamber product contained,%: Pb 41.4; Sb 20.6; As 2,3. According to the results of X-ray spectral analysis, the bulk of antimony is in this intermediate product in the form of lead antimonate Pb (SbO 3 ) 2 .

Навески материала, являющегося объектом исследования, массой по 100 г выщелачивали в лабораторных условиях в растворе щелочи NaOH, глицерина и сахара при нагревании. При дозировке сахара с помощью платинового электрода оценивали окислительно-восстановительный потенциал раствора. После выщелачивания анализом раствора и кека определяли степень извлечения сурьмы и свинца. Раствор всех опытов объединили, добавили в него известь, после чего содержание свинца и мышьяка в жидкой фазе снизилось до 0,1 и 0,3 г/дм3 соответственно. Фильтрат, содержащий 75 г/дм3 сурьмы, заливали в электролизную ванну и проводили электроэкстракцию с различной плотностью тока на катоде. С учетом массы осажденной на катоде сурьмы оценивали скорость осаждения и коэффициент использования тока. Один опыт по выщелачиванию проведен с исходным обезмеженным шламом.Samples of the material being the object of the study, weighing 100 g each, were leached under laboratory conditions in a solution of alkali NaOH, glycerol, and sugar when heated. When sugar was dosed using a platinum electrode, the redox potential of the solution was evaluated. After leaching by analysis of the solution and cake, the degree of extraction of antimony and lead was determined. The solution of all experiments was combined, lime was added to it, after which the content of lead and arsenic in the liquid phase decreased to 0.1 and 0.3 g / dm 3, respectively. The filtrate containing 75 g / dm 3 antimony was poured into an electrolysis bath and electroextraction was carried out with different current densities at the cathode. Taking into account the mass of antimony deposited on the cathode, the deposition rate and current efficiency were estimated. One leaching experiment was carried out with the initial decontaminated sludge.

Для сравнения провели опыты по способу прототипа.For comparison, conducted experiments on the prototype method.

Результаты опытов приведены в таблицах 1 и 2.The results of the experiments are shown in tables 1 and 2.

Figure 00000001
Figure 00000001

В опытах 1-5, 7 выщелачивали камерный продукт обогащения шлама по схеме «автоклавное выщелачивание - флотация», в опыте 6 - исходный обезмеженный шлам.In experiments 1-5, 7, the chamber product of sludge enrichment was leached according to the “autoclave leaching - flotation” scheme; in experiment 6, the initial decontaminated sludge was leached.

Figure 00000002
Figure 00000002

Сопоставительный анализ известных технических решений, в т.ч. способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность повысить степень выщелачивания сурьмы из шлама в 3-4 раза и свинца в 1,5-2 раза по сравнению со способом прототипа.Comparative analysis of well-known technical solutions, including the method selected as a prototype, and the alleged invention allows to conclude that it is the totality of the claimed features ensures the achievement of the perceived technical result. The implementation of the proposed technical solution makes it possible to increase the degree of leaching of antimony from the sludge by 3-4 times and lead by 1.5-2 times in comparison with the prototype method.

Claims (2)

1. Способ извлечения сурьмы и свинца из медьсодержащих шламов, включающий выщелачивание сурьмы и свинца, промывку кека, извлечение сурьмы и свинца из раствора и возврат регенерированного раствора на выщелачивание, отличающийся тем, что выщелачивание сурьмы и свинца проводят из исходного материала в виде медеэлектролитного шлама или промпродуктов его переработки в растворе, содержащем 50-200 г/дм3 глицерина, 50-100 г/дм3 щелочи и восстановитель, в количестве, обеспечивающем окислительно-восстановительный потенциал системы положительнее +0,8 В, при температуре 70-90°С в течение 2-3 часов, при этом из раствора выщелачивания извлекают свинец и осаждают сурьму электролизом с нерастворимым анодом при катодной плотности тока 200-300 А/м2.1. The method of extracting antimony and lead from copper sludge, including leaching of antimony and lead, washing cake, removing antimony and lead from the solution and returning the regenerated solution to leaching, characterized in that the leaching of antimony and lead is carried out from the source material in the form of copper electrolyte sludge industrial products of its processing in a solution containing 50-200 g / dm 3 of glycerol, 50-100 g / dm 3 of alkali and a reducing agent, in an amount that provides the redox potential of the system is more than +0.8 V, at a temperature of 70-90 ° C for 2-3 hours, while lead is extracted from the leach solution and antimony is precipitated by electrolysis with an insoluble anode at a cathodic current density of 200-300 A / m 2 . 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве восстановительного реагента используют сахар при концентрации в выщелачивающем растворе 100-150 г/дм3.2. The method according to p. 1, characterized in that as a reducing reagent use sugar at a concentration in the leach solution of 100-150 g / DM 3 .
RU2015152444A 2015-12-07 2015-12-07 Processing method of copper anode slime RU2618050C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015152444A RU2618050C1 (en) 2015-12-07 2015-12-07 Processing method of copper anode slime

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015152444A RU2618050C1 (en) 2015-12-07 2015-12-07 Processing method of copper anode slime

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2618050C1 true RU2618050C1 (en) 2017-05-02

Family

ID=58697714

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2015152444A RU2618050C1 (en) 2015-12-07 2015-12-07 Processing method of copper anode slime

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2618050C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110195162A (en) * 2019-07-05 2019-09-03 长沙紫宸科技开发有限公司 Antimony in a kind of arsenic alkaline slag, arsenic, the separation of alkali leaching simultaneously method
CN110607447A (en) * 2019-08-09 2019-12-24 济源豫光有色冶金设计研究院有限公司 Combined treatment method of lead anode slime and copper anode slime

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2737928A1 (en) * 1976-08-26 1978-03-02 Inspiration Cons Copper PROCESS FOR THE RECOVERY OF METAL CONTENT FROM COPPER REFINING SLUDGE
US4293332A (en) * 1977-06-08 1981-10-06 Institute Of Nuclear Energy Research Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CA1116869A (en) * 1978-07-19 1982-01-26 John D. Prater Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials
US4352786A (en) * 1981-02-24 1982-10-05 Institute Of Nuclear Energy Research Treatment of copper refinery anode slime
RU2071978C1 (en) * 1992-05-13 1997-01-20 Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" Method of copper-electrolyte slime processing
RU2211251C2 (en) * 2001-09-04 2003-08-27 Петрик Виктор Иванович Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge
RU2397259C1 (en) * 2009-03-10 2010-08-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2737928A1 (en) * 1976-08-26 1978-03-02 Inspiration Cons Copper PROCESS FOR THE RECOVERY OF METAL CONTENT FROM COPPER REFINING SLUDGE
US4293332A (en) * 1977-06-08 1981-10-06 Institute Of Nuclear Energy Research Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime
CA1116869A (en) * 1978-07-19 1982-01-26 John D. Prater Recovery of copper from arsenic-containing metallurgical waste materials
US4352786A (en) * 1981-02-24 1982-10-05 Institute Of Nuclear Energy Research Treatment of copper refinery anode slime
RU2071978C1 (en) * 1992-05-13 1997-01-20 Акционерное общество открытого типа "Уралэлектромедь" Method of copper-electrolyte slime processing
RU2211251C2 (en) * 2001-09-04 2003-08-27 Петрик Виктор Иванович Method of selective extraction of metals of platinum group from anode sludge
RU2397259C1 (en) * 2009-03-10 2010-08-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский Государственный политехнический университет" (ГОУ "СПбГПУ") Procedure for processing silver containing lead wastes at extraction of silver and lead as products

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110195162A (en) * 2019-07-05 2019-09-03 长沙紫宸科技开发有限公司 Antimony in a kind of arsenic alkaline slag, arsenic, the separation of alkali leaching simultaneously method
CN110195162B (en) * 2019-07-05 2020-12-18 长沙紫宸科技开发有限公司 Method for synchronously leaching and separating antimony, arsenic and alkali in arsenic-alkali residue
CN110607447A (en) * 2019-08-09 2019-12-24 济源豫光有色冶金设计研究院有限公司 Combined treatment method of lead anode slime and copper anode slime

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101565174B (en) Method for extracting refined tellurium from tellurium-contained smelting slag
JP6011809B2 (en) Method for producing gold powder with high bulk density
FI116684B (en) Procedure for treating anode slurry
CN104611542B (en) Method for treating gold/silver/copper anode slime by medium-temperature chlorination process
RU2618050C1 (en) Processing method of copper anode slime
RU2670117C2 (en) Process for the selective recovery of lead and silver and carbonate lead and silver concentrate, obtained by the method above
CN103937975B (en) The method of extracting directly silver from zinc hydrometallurgy flotation of silver concentrate
RU2628946C2 (en) PREPARATION METHOD OF PURE ELECTROLYTIC CONDUCTOR CuSo4 FROM MULTICOMPONENT SOLUTIONS AND ITS REGENERATION, WHEN PRODUCING CATHODE COPPER BY ELECTROLYSIS WITH INSOLUBLE ANODE
WO2018138917A1 (en) Bismuth purification method
CN104762471A (en) Method for tellurium residue enhanced leaching
JP2017066520A (en) Method for refining bismuth
KR100781468B1 (en) Process for the extraction of a base metal value from an ore or concentrate containing copper and the base metal
Pasdar et al. A simple method for the recovery of selenium from copper anode slime sample using alkaline roasting process
JP2012246197A (en) Method for purifying selenium by wet process
RU2439177C2 (en) Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction
RU2286399C1 (en) Method of processing materials containing precious metals and lead
RU2680552C1 (en) Method for producing silver and platinum group metals
JP2021001394A (en) Method for producing metal cadmium
RU2534093C2 (en) Method of copper-electrolyte processing
Solozhenkin et al. Innovative processing and hydrometallurgical treatment methods for complex antimony ores and concentrates. Part II: hydrometallurgy of complex antimony ores
Li et al. Leaching process of selenium residue
JP2019189891A (en) Method for separating selenium and tellurium from mixture containing selenium and tellurium
RU2594544C1 (en) Method for processing industrial wastes of metallurgical and mining industry
JP7161678B2 (en) Method for separating and recovering precious metals
RU2590781C1 (en) Method of extracting antimony and lead