FI63598C - SULFATERINGSFOERFARANDE - Google Patents
SULFATERINGSFOERFARANDE Download PDFInfo
- Publication number
- FI63598C FI63598C FI2151/73A FI215173A FI63598C FI 63598 C FI63598 C FI 63598C FI 2151/73 A FI2151/73 A FI 2151/73A FI 215173 A FI215173 A FI 215173A FI 63598 C FI63598 C FI 63598C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- slurry
- sulfuric acid
- metal
- sulfation
- metals
- Prior art date
Links
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 43
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 35
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 35
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 20
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 17
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 16
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 12
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 12
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 8
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 7
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 4
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 3
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000005670 sulfation reaction Methods 0.000 description 20
- 230000019635 sulfation Effects 0.000 description 19
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 14
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 3
- 239000006256 anode slurry Substances 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 229910052762 osmium Inorganic materials 0.000 description 3
- SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N osmium atom Chemical compound [Os] SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000975 Carbon steel Inorganic materials 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010962 carbon steel Substances 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 2
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 2
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004063 acid-resistant material Substances 0.000 description 1
- 238000013019 agitation Methods 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 description 1
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009841 combustion method Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000009713 electroplating Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 229910052741 iridium Inorganic materials 0.000 description 1
- GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N iridium atom Chemical compound [Ir] GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L nickel sulfate Chemical compound [Ni+2].[O-]S([O-])(=O)=O LGQLOGILCSXPEA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000363 nickel(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 239000010909 process residue Substances 0.000 description 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 description 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 239000003923 scrap metal Substances 0.000 description 1
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001180 sulfating effect Effects 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
-
- 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
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Description
[55Ρ*Ι ΓΒΊ ««KUULUTUSjULKAlSU / 7 r λ λ lBJ (11) UTLÄGGNINOSSKIUFT 6ο5 9 8 β (45) Patentti myönnetty 11 07 1983 Patent meddelat ^ ^ (51) Kv.ik.1/i**t.a.1 C 22 Β 3/00 SUOMI—FI N LAN D («) —fttanamMailitg 2151/73 (22) HtkMntaptlvft —AMMath^Mhf OU.07-73 (13) AlkupUvt—GlMglMCad* 0U.07.73[55Ρ * Ι ΓΒΊ «« ANNOUNCEMENT / 7 r λ λ lBJ (11) UTLÄGGININOSSKIUFT 6ο5 9 8 β (45) Patent granted 11 07 1983 Patent meddelat ^ ^ (51) Kv.ik.1 / i ** ta1 C 22 Β 3/00 ENGLISH — FI N LAN D («) —fttanamMailitg 2151/73 (22) HtkMntaptlvft —AMMath ^ Mhf OU.07-73 (13) AlkupUvt — GlMglMCad * 0U.07.73
(41) Tulkit tulkMcal — MMc offmtMg 06- 01.7U(41) Interpreter tulkMcal - MMc offmtMg 06-01.7U
Ne·*» I.»No · * »I.»
Petwt- och registeratyrelMR ' ' AiwMcm uth*d odi utLakrifcM puwmrad 31.03.83 (32)(33)(31) Py>rf«**jr utuolkiw »I|M priorfcat 05.07.72Petwt- och registeratyrelMR '' AiwMcm uth * d odi utLakrifcM puwmrad 31.03.83 (32) (33) (31) Py> rf «** jr utuolkiw» I | M priorfcat 05.07.72
Kanada(CA) 1U6U20 (71) The International Nickel Company of Canada, Limited, Copper Cliff,Canada (CA) 1U6U20 (71) The International Nickel Company of Canada, Limited, Copper Cliff,
Ontario, Kanada(CA) (72) Christopher Charles Dunkley, Sudhury, Ontario, Kanada(CA) . (7M 0y Kolster Ah (5I+) Sulfatointimenetelmä - Sulfateringsförfarande \ \ Tämä keksintö kohdistuu metallien sulfatointiin ja tarkemmin ei-rauta metalleja sisältävien prosessijäämien käsittelyyn,sul-fatoimalla, jotta ei-rauta metallit ja mahdolliset jalometallit saataisiin talteen.Ontario, Canada (CA) (72) Christopher Charles Dunkley, Sudhury, Ontario, Canada (CA). This invention relates to the sulfation of metals, and more particularly to the treatment of process residues containing non-ferrous metals, by sulphation to recover non-ferrous metals and any precious metals. (7M 0y Kolster Ah (5I +) Sulfation method - Sulfateringsförfarande.
Jalometalleja sisältävät jäämät, kuten anodilieju, joka sisältää metalleja metallisessa, sulfidi- tai/ja hapettuneessa muodossa f on tavanomaisesti lietetty väkevän rikkihapon kanssa ja kuumennettu uuneissa tai muissa laitteissa lämpötiloihin 150 - 500°C mahdollisesti läsnäolevien perusmetallien sulfatoimiseksi. Jäämä on sitten uutettu vedellä sulfatoitujen perusmetallien talteenottamiseksi ja uutejäämän rikastamiseksi jalometallien suhteen’ joka jäämä voidaan käsitellä tunnetuilla tavoilla jalometallien talteenottamiseksi.Precious metal-containing residues, such as anode sludge containing metals in metallic, sulfide and / or oxidized form f, are conventionally slurried with concentrated sulfuric acid and heated in furnaces or other equipment to temperatures of 150 to 500 ° C to sulfate any parent metals present. The residue is then extracted with water to recover sulfated parent metals and to enrich the extract residue with precious metals, which residue can be treated in known ways to recover the precious metals.
Tavanomaiset sulfatointimenetelmät on ollut pakko suorittaa pienessä mittakaavassa ja tavallisesti panoksittain, johtuen rakenneongelmista, jotka normaalisti liittyvät jatkuvan prosessin suun- 63598 2 nitteluun. Lietetyyppisiä sulfatointimenetelmiä käytetään tavallisesti pienessä mittakaavassa,johtuen etupäässä ulkoisesti kuumennetuista astioista, joilla esiintyy materiaalien valintaongelmia ja jotka aiheuttavat lämmönvaihto-ongelmia silloin, kun käytetään happoa kestäviä materiaaleja, jotka eivät aikaansaa tehokasta lämmön-vaihtoa. Korkeatehoinen upotuskuumennus tai kuumentaminen upotetuilla polttamismenetelmillä ovat käytännöllisiä, mutta teholtaan alhaisia tai aiheuttavat ongelmia pisarakatona suurien poistokaasumää-rien mukana. Kumpikaan menetelmä ei ole sopiva käsittelylämpötilan suhteen lämpöherkille alkuaineille, kuten ruteniumille tai osmiu-mille. Toiminta panosperiaatteelle ei ole suotavaa, koska siihen liittyvät korkeat työkustannukset ja mikäli poisto sisältää merkittäviä määriä rikkihapon kanssa eksotermisesti reagoivia alkuaineita, vaikeutuu lämpötilan säädettävyys ja on olemassa vaara, että kuuma liete ylikiehuu.Conventional sulfation methods have had to be performed on a small scale and usually in batches, due to structural problems normally associated with the design of a continuous process. Sludge-type sulfation processes are usually used on a small scale, mainly due to externally heated vessels, which have material selection problems and cause heat exchange problems when using acid-resistant materials that do not provide efficient heat exchange. High-efficiency immersion heating or heating by immersion combustion methods are practical, but of low efficiency or cause problems as a droplet with large amounts of exhaust gas. Neither method is suitable for heat-sensitive elements such as ruthenium or osmium in terms of processing temperature. Operation is not desirable for the batch principle because of the high labor costs involved and if the removal contains significant amounts of elements exothermically reacting with sulfuric acid, temperature control becomes difficult and there is a risk that the hot slurry will overboil.
Nyt on havaittu, että materiaaleja, jotka sisältävät perusmetalleja ja jalometalleja, voidaan sulfatoida suuressa mittakaavassa. Keksinnön kohteena on menetelmä sellaisen materiaalin sulfatoi-miseksi, joka sisältää vähintään yhtä perusmetallia, joka muodostaa vesiliukoisen sulfaatin, kuumentamalla materiaalin lietettä rikkihapossa 140 - 250°C:ssa. Keksinnön mukaiselle menetelmälle on tunnusomaista, että materiaaliliete ja vähintään 60-%:inen rikkihappo-liuos viedään liukenemattomilla elektrodeilla varustettuun astiaan, elektrodien välille kytketään vaihtovirta, joka rikkihappopitoisen liuoksen lävitse kulkiessaan kuumentaa vastuksen avulla lietteen muuttaen suurimman osan perusmetallista sulfaatiksi, sulfatoitu liete uutetaan vedellä ja sulfatoitu perusmetalli otetaan talteen vesi-liuoksesta .It has now been found that materials containing parent metals and precious metals can be sulfated on a large scale. The invention relates to a process for sulphating a material containing at least one parent metal which forms a water-soluble sulphate by heating a slurry of the material in sulfuric acid at 140 to 250 ° C. The method according to the invention is characterized in that the material slurry and the at least 60% sulfuric acid solution are introduced into a vessel equipped with insoluble electrodes, an alternating current is connected between the electrodes, which heats the slurry through a sulfuric acid solution by resisting, converting most of the parent metal to sulphate. the parent metal is recovered from the aqueous solution.
Keksintöä kuvataan viittaamalla liittyvään piirustukseen, jossa kuvio esittää kaavamaisesti laitetta, jolla menetelmä tämän keksinnön mukaan voidaan suorittaa,The invention will be described with reference to the accompanying drawing, in which the figure schematically shows an apparatus with which the method according to the present invention can be carried out,
Hienoksi jaetun materiaalin ja väkevän rikkihappoliuoksen liete johdetaan kattilaan, joka on varustettu vähintään yhdellä elektrodiparilla niin että elektrodit ovat ainakin osittain upotetut liejuun. Elektrodien välille ja lietteen läpi jphdetaan vaihtovirta lietteen kuumentamiseksi vastuksen avulla lämpötilaan 140 - il 63598 3 250°C perusmetallin sulfatoimiseksi. Sitten sulfatoitu liete lisätään vesiväliaineeseen perusmetallien liuottamiseksi, jolloin saadaan perusmetallien vesiliuos, josta perusmetalli voidaan ottaa talteen.The slurry of finely divided material and concentrated sulfuric acid solution is passed to a boiler equipped with at least one pair of electrodes so that the electrodes are at least partially immersed in the sludge. An alternating current is applied between the electrodes and through the slurry to heat the slurry by means of a resistance to 140 to 63598 3 250 ° C to sulphate the parent metal. The sulfated slurry is then added to the aqueous medium to dissolve the parent metals to give an aqueous solution of the parent metals from which the parent metal can be recovered.
Useimpia materiaaleja, jotka sisältävät vähintään yhtä sul-fatoituvaa perusmetallia, joka on valittu esim. ryhmästä, johon kuuluvat nikkeli, koboltti, rauta ja sinkki ja edullisesti vähintään yhtä jalometallia (kuten hopea, kulta, platina, palladium, osmium, rutenium, rhodium ja iridium), voidaan käsitellä tämän keksinnön mukaisella menetelmällä. Perusmetalli voi olla metallin muodossa, sulfidien tai oksidien tai näiden seosten muodossa. Täten ovat käsiteltäviksi sopivia materiaaleja sulfidi- ja oksidimalmit, malmi-konsentraatit, sulate- ja metallurgiset välituotteet, metalliromu, uuttojäännökset ja elektrolyyttiliejut. Edullisesti materiaali sisältää vain vähäisiä määriä happoon liukenevia sivumateriaaleja, kuten magnesiumoksidia, aluminiumoksidia ja kalsiumoksidia, koska näiden aineosien arvo ei vastaa happokustannuksia. Edelleen nämä aineosat voivat reagoida muodostaen vaikeasti poistettavia saostumia reaktorin seinille, Jalometalleja sisältäviä anodiliejuja, joita syntyy puhdistettaessa sähköisesti nikkelin, kuparin, koboltin tai sinkin metalli- tai sulfidianodeja, sulfatoidaan edullisesti tässä esitetyllä menetelmällä, jolloin saadaan talteen perusmetalli liuoksessa ja jäännös, joka on suuresti rikastunut jalometallien suhteen, joka jäännös voidaan käsitellä tunnetuilla menetelmillä jalometallien ottamiseksi talteen erikseen. Tämän keksinnön kuvauksen yksinekertaistamiseksi, kuvataan menetelmä anodiliejujen käsittelyn suhteen.Most materials containing at least one sulfatable parent metal selected, e.g., from the group consisting of nickel, cobalt, iron and zinc, and preferably at least one noble metal (such as silver, gold, platinum, palladium, osmium, ruthenium, rhodium and iridium ) can be treated by the method of this invention. The parent metal may be in the form of a metal, sulfides or oxides, or mixtures thereof. Thus, materials suitable for treatment include sulfide and oxide ores, ore concentrates, smelting and metallurgical intermediates, scrap metal, extraction residues and electrolyte sludges. Preferably, the material contains only small amounts of acid-soluble by-products, such as magnesium oxide, alumina and calcium oxide, because the value of these components does not correspond to the cost of acid. Furthermore, these components can react to form difficult-to-remove precipitates on the reactor walls. for precious metals, which residue can be treated by known methods to recover the precious metals separately. To simplify the description of the present invention, a method for treating anode sludges is described.
Vaikka karkeita materiaaleja (hiukkaskoko yli 0,37 mm) voidaan sulfatoida tämän keksinnön mukaisella menetelmällä, on edullista käsitellä materiaaleja, joiden hiukkaset läpäisevät 100 %:isesti seulan, jonka silmäkoko on 0,37 mm, edullisesti 0,147 mm. Sen lisäksi että saadaan suurempia reaktionopeuksia, on hienommaksi jaettu materiaali helpompaa käsitellä ja pitää suspendoituneessa tilassa ja varmistutaan täydellisemmästä reaktiosta, pienentämällä sitä mahdollisuutta, että reaktion pysäyttävä sulfaatti saostuu ympäröivistä karkeista osasista, jotka sisältävät suuria määriä reagoimatonta perusmetallia.Although coarse materials (particle size greater than 0.37 mm) can be sulfated by the process of this invention, it is preferred to treat materials whose particles pass 100% through a sieve having a mesh size of 0.37 mm, preferably 0.147 mm. In addition to obtaining higher reaction rates, the finer material is easier to handle and keep in a suspended state and a more complete reaction is ensured, reducing the possibility of sulphate stopping the reaction from surrounding coarse particles containing large amounts of unreacted parent metal.
4 635984,63598
Anodiliejut sekoitetaan väkevän rikkihapon kanssa, esim. liuosten kanssa, jotka sisältävät vähintään 60 % rikkihappoa. Edullisesti sisältää liuos vähintään 80 % rikkihappoa ja erittäin edullisesti vähintään 90 % rikkihappoa, niin ettei (1) suhteettoman suuria määriä vettä tarvitse haihduttaa, (2) korkeammilla hap-poväkevyyksillä on liuoksilla suuremmat vastukset, joka sallii alhaisemman virran ja suuremman jännitteen käytön, täten alentaen sähkö-kustannuksia ja (3) liuokset ovat hapettavampia, jolloin sulfatoin-tiprosessi on tehokkaampi. Anodiliejut voidaan sekoittaa rikkihapon kanssa suuresti vaihteleviin liejutiheyksiin. Esimerkiksi voidaan anodiliejut sekoittaa väkevän rikkihapon kanssa sellaisten liejujen saamiseksi, jotka sisältävät vain 10 % kiinteitä aineita ja 50 paino-^: iin saakka kiinteitä aineita. Edullisesti sekoitetaan anodiliejut riittävien määrien väkevää rikkihappoa kanssa, jolloin saadaan rikkihapon ja anodiliejun painosuhde 1,5:1 - 6:1, esim. 1,8:1 -3:1, riippuen sulfatoitavien perusmetallien määrästä.The anode slurries are mixed with concentrated sulfuric acid, e.g. solutions containing at least 60% sulfuric acid. Preferably the solution contains at least 80% sulfuric acid and very preferably at least 90% sulfuric acid, so that (1) disproportionate amounts of water do not need to be evaporated, (2) higher acid concentrations have higher resistances, allowing lower current and higher voltage, thus reducing electrical costs and (3) the solutions are more oxidizing, making the sulfatoin process more efficient. Anode sludges can be mixed with sulfuric acid at widely varying sludge densities. For example, anode sludges can be mixed with concentrated sulfuric acid to obtain sludges containing only 10% solids and up to 50 wt% solids. Preferably, the anode slurries are mixed with sufficient amounts of concentrated sulfuric acid to give a weight ratio of sulfuric acid to anode slurry of 1.5: 1 to 6: 1, e.g. 1.8: 1 to 3: 1, depending on the amount of parent metals to be sulfated.
Anodiliejujen ja rikkihapon liete syötetään sitten liukenemattomilla elektrodeilla varustettuun, myöhemmin kuvattavaan kattilaan ja kuumennetaan sulfatointilämpötiloihin saattamalla elektrodien välille ja liejun kautta kulkemaan vaihtovirta, jonka vaikutuksesta lieju kuumenee. Sulfatointi suoritetaan lämpötiloissa 140 -250°C, jolloin saadaan nopea ja oleellisesti täydellinen sulfatointi. Vaikka edellä esitettyä lämpötila-aluetta voidaan käyttää useimmille materiaaleille, on joillekin materiaaleille edullista käyttää alempaa sulfatointilämpötilaa. Esimerkiksi sulfatoitaessa nikkeli- ja ku-parisulfideja sisältäviä liejuja, joita saadaan sulfidianodeilta, käytetään lämpötiloja 140 - 180°C, esim. 150 - 160°C, jotta saadaan nopea sulfatointi samalla kun minimoidaan ruteniumin häviö uutto-liuokseen tai osmiumin häviö poistokaasuun tetroksidina. Näissä lämpötiloissa sulfatoituvat useimmat perusmetallisulfidit, jolloin vapautuu alkuainerikkiä syöttömateriaalissa olevasta sulfidista, kun taas jalometallit jäävät oleellisesti muuttumattomiksi. Kun käsitellään metallianodeista saatavia nikkeli- ja kuparillejuja, käytetään edullisesti sulfatointilämpötiloja 190 - 235°C, jotta liejun metalli-ja oksidiosasten sulfatointinopeus olisi teknisesti hyväksyttävä, jälleen ilman että jalometalleihin oleellisesti vaikutetaan.The slurry of anode sludge and sulfuric acid is then fed to a boiler with insoluble electrodes, to be described later, and heated to sulfation temperatures by passing an alternating current between the electrodes and through the sludge, causing the sludge to heat up. Sulfation is performed at temperatures of 140-250 ° C to give rapid and substantially complete sulfation. Although the above temperature range can be used for most materials, it is preferable for some materials to use a lower sulfation temperature. For example, when sulfating sludges containing nickel and copper parisulfides obtained from sulfide anodes, temperatures of 140 to 180 ° C, e.g., 150 to 160 ° C, are used to achieve rapid sulfation while minimizing the loss of ruthenium in the extraction solution or the loss of osmium in the exhaust gas as tetroxide. At these temperatures, most parent metal sulfides are sulfated, releasing elemental sulfur from the sulfide in the feedstock, while the noble metals remain substantially unchanged. When treating nickel and copper slurries from metal anodes, sulfation temperatures of 190 to 235 ° C are preferably used to make the rate of sulfation of the metal and oxide particles of the slurry technically acceptable, again without substantially affecting the precious metals.
6359863598
Jotta varmistetaan nopea ja täydellinen sulfatointi, sekoitetaan edullisesti mekaanisesti anodiliejujen ja rikkihapon lietettä, jolloin saadaan hyvä neste-kiintoaine kontakti. Vaikka sekoituksen määrää on vaikea määritellä, tulisi sekoituksen olla vähintään riittävä kiinteiden aineiden pitämiseksi suspensiossa. Toisinaan, erityisesti kun käsiteltävät materiaalit ovat suhteellisen karkeita, voi voimakkaampi sekoitus olla hyödyllinen poistettaessa osasten pinnalle muodostuneita sulfaatteja, jolloin paljastuu tuoreita pintoja, jotka sallivat sulfatointireaktion jatkuvan.To ensure rapid and complete sulfation, the slurry of anode sludge and sulfuric acid is preferably mechanically mixed to provide good liquid-solid contact. Although the amount of mixing is difficult to determine, the mixing should be at least sufficient to keep the solids in suspension. Sometimes, especially when the materials to be treated are relatively coarse, a stronger agitation may be useful in removing sulfates formed on the surface of the particles, exposing fresh surfaces that allow the sulfation reaction to continue.
Sulfatointi voidaan suorittaa panosprosessina, mutta panoksen koko tulee pitää pienenä, koska kylvyn sähköisten ominaisuuksien (vastus) säätäminen on vaikeata ja syvien kylpyjen käyttö johtaa liian suuriin virtavaatimuksiin alhaisella jännitteellä, josta aiheutuu sähkölaitteiden pääomakustannusten epätaloudellisuus. Edullisesti suoritetaan sulfatoiminen jatkuvasti siten, että liejua syötetään kattilaan ja poistetaan siitä vakionopeudella, joka säädetään siten, että reaktiot saavat jatkua oleellisesti loppuun. Kun prosessi suoritetaan jatkuvasti, valitaan kattilan koko ja lietteen syötön ja poiston nopeus siten, että varmistutaan oleellisesti täydellisestä reaktiosta, ja kattilan muoto voi olla sylinterimäinen, samanlainen kuin sähkökaariuuni tai siten muotoiltu, että saadaan läpivirtausominaisuuksia. Valitaanpa kattilan muodoksi mikä tahansa, tulisi sen olla niin suunniteltu, että minimoidaan syötön oikokulku-ja sen kautta, täten aikaansaadaan oleellisesti yhtäläinen reagoivien kiinteiden aineiden ja nesteiden viipymäaika reaktorissa.Sulfation can be performed as a batch process, but the batch size should be kept small because it is difficult to adjust the electrical properties (resistance) of the bath and the use of deep baths results in excessive current requirements at low voltage, resulting in uneconomical capital costs for electrical equipment. Preferably, the sulfation is carried out continuously so that the sludge is fed into and removed from the boiler at a constant rate, which is adjusted so that the reactions are allowed to proceed substantially to completion. When the process is carried out continuously, the size of the boiler and the slurry feed and discharge rate are selected to ensure a substantially complete reaction, and the shape of the boiler may be cylindrical, similar to an electric arc furnace, or shaped to provide flow characteristics. Whatever form of boiler is chosen, it should be designed to minimize feed shortcut and through, thereby providing substantially equal residence time of reactive solids and liquids in the reactor.
Sen jälkeen kun sulfatointi on oleellisesti täydellinen, annetaan lietteen edullisesti ylivirrata sulfatoimiskattilasta vesi-kylpyyn, sulfatoitujen metallien liuottamiseksi. Lietteen ja veden suhteet valitaan siten, että saadut liuokset sisältävät oleellisesti kaiken hyväksyttävällä nopeudella sulfatoimalla liuotettavissa olevan metallin.After the sulfation is substantially complete, the slurry is preferably allowed to overflow from the sulfation boiler to the water bath to dissolve the sulfated metals. The slurry to water ratios are selected so that the resulting solutions contain substantially all of the metal soluble by sulfation at an acceptable rate.
Kun sulfatoitujen metallien liukeneminen on oleellisesti täydellinen, jäännös, joka voi sisältää sivukiveä, jalometalleja, vapautunutta alkuainerikkiä, reagoimattomia metalleja, joko metallien tai yhdisteiden muodossa, erotetaan metallien emäliuoksesta hyvin tunnetuilla neste-kiinteäaine erotusmenetelmillä, kuten suodattamalla, hydrosyklonilla, sentrifugoimalla jne. Metallit voidaan sit- 63598 6 ten ottaa talteen, joko peräkkäin tai yhdessä emäuuttoliuoksesta millä tahansa hyvin tunnetulla tavalla, kuten ioninvaihdolla, neste-uutolla, rikkivetysaostuksella, elektrolyysillä, haihduttamalla ja näiden kaltaisilla.When the dissolution of the sulfated metals is substantially complete, the residue, which may contain side rock, precious metals, liberated elemental sulfur, unreacted metals, either in the form of metals or compounds, is separated from the metal mother liquor by well known liquid-solid separation methods such as filtration, hydrocyclone, etc.. - 63598 6 recovered, either sequentially or in combination with the mother liquor, by any well known method such as ion exchange, liquid extraction, hydrogen sulfide precipitation, electrolysis, evaporation and the like.
Piirroksessa on kaavamaisesti esitetty laite, jota voidaan käyttää tämän keksinnön mukaisen menetelmän käytäntöön soveltamisessa. Laite käsittää hiiliteräksestä 12 tehdyn kattilan 10, joka on vuorattu sopivalla haponkestävällä muurauksella 14 ja lasilla reunustetun hiiliteräskannen 16, joka on kiinnitetty kattilaan 10 laipoilla 18 ja pulteilla 20.The drawing schematically shows a device which can be used in the practical application of the method according to the present invention. The device comprises a boiler 10 made of carbon steel 12 lined with suitable acid-resistant masonry 14 and a glass-lined carbon steel lid 16 fixed to the boiler 10 by flanges 18 and bolts 20.
Rikkihappo-anodiliejuliete syötetään kattilaan 10 ruostumattomasta teräksestä tehdyn syöttöputken 22 kautta ja pidetään suspensiona sekoittajalla 24. Reagoinut lieju poistetaan kattilasta 10 grafiittiylijuoksuputken 26 kautta, joka on peitetty keraamisella, metallilla peitetyllä putkella 28 reagoimattoman materiaalin poiston minimoimiseksi, ja johdetaan vesiväliaineeseen tankkiin, jota ei ole esitetty. Kattila 10 on varustettu tantaalilla vuoratulla juoksutusputkella 38, joka pidetään vapaana kiinteistä aineista tapilla 40 ja on suljettu kattilan ulkopuolelle polytetrafluori-etyleeni-reunustetulla venttiilillä 42. Mahdollisesti syntyvät kaasut, kuten rikkidioksidi ja höyry, poistetaan kattilasta 10 venttiilin 34 kautta muuta käyttöä varten. Liejun lämpötila mitataan lämpöparilla 32, ja liete pidetään joko käsin tai automaattisesti edeltä määrätyssä pisteessä kolmen grafiittielektrodin 36 välillä aikaansaatavan 3-vaihevaihtovirran avulla, vain yksi näytetty kuvassa, upotettuna lietteeseen.The sulfuric acid anode sludge sludge is fed to the boiler 10 via a stainless steel feed pipe 22 and kept in suspension by a mixer 24. The reacted sludge is removed from the boiler 10 via a graphite overflow pipe 26 covered with a ceramic, metal covered pipe 28 . The boiler 10 is provided with a tantalum-lined flow tube 38, which is kept free of solids by a pin 40 and is closed outside the boiler by a polytetrafluoroethylene-lined valve 42. Any gases such as sulfur dioxide and steam are removed from the boiler 10 through the valve 34 for other uses. The temperature of the slurry is measured by a thermocouple 32, and the slurry is held either manually or automatically at a predetermined point by a 3-phase alternating current between the three graphite electrodes 36, only one shown in the figure, immersed in the slurry.
Jotta alan asiantuntijat saisivat paremman kuvan keksinnöstä annetaan seuraavia valaisevia esimerkkejä:In order that those skilled in the art may gain a better understanding of the invention, the following illustrative examples are provided:
Esimerkki IExample I
Sulfidianodeista elektrolyysiraffinoinnissa saatu anodilieju, jonka koostumus on annettu taulukossa I ja jonka osasten koko oli 100 % risesti alle 0,147 mm, lietettiin 4 kertaa oman painonsa kanssa 93 % rikkihappoa. Liete syötettiin reaktoriin, joka oli samanlainen kuin kuviossa 1 näytetty, ja liete kuumennettiin 150°C:ssa hii-lielektrodeihin johdetun vaihtovirran avulla. Liete pidettiin tässä lämpötilassa kahden tunnin ajan ja poistettiin sitten veteen. Neste-kiintoaine erotuksen jälkeen, uuttojäännöksen analyysi oli taulu-The anode sludge obtained from the sulfide anodes by electrolysis refining, the composition of which is given in Table I and whose particle size was 100% less than 0.147 mm, was slurried 4 times with its own weight in 93% sulfuric acid. The slurry was fed to a reactor similar to that shown in Figure 1, and the slurry was heated at 150 ° C by alternating current applied to carbon electrodes. The slurry was maintained at this temperature for two hours and then removed to water. After liquid-solid separation, the analysis of the extraction residue was tabulated.
IIII
7 63598 kossa I annettu. Taulukossa I esitetyt tulokset osoittavat, että suurin osa anodiliejuissa olevista perusmetalleista voidaan sulfa-toida yhdellä käsittelyllä, täten välttäen moninkertaisia sulfatoin-tivaiheita, jotka ovat luonteenomaisia tavanomaiselle käytännölle.7 63598 where I issued. The results shown in Table I show that most of the parent metals in the anode fluids can be sulfated in a single treatment, thus avoiding the multiple sulfation steps that are characteristic of conventional practice.
Taulukko ITable I
Näyte % Cu % Ni % Co % Fe %KR* %S°Sample% Cu% Ni% Co% Fe% KR *% S °
Lieju 21,75 7,00 0,59 14,5 23,4 8,5Found 21.75 7.00 0.59 14.5 23.4 8.5
Uuttojäännös 1,50 0f82 0,20 1,78 41,6 42,4 * kokonaisrikkiExtraction residue 1.50 0f82 0.20 1.78 41.6 42.4 * total sulfur
Esimerkki IIExample II
Rakkokuparianodeista eltektrolyysiraffinoinnissa saatua anodi-liejua, jonka koostumus on annettu taulukossa II ja jonka osasten koko oli 100 %:isesti alle 0,246 mm ja josta oleellinen osa läpäisi seulan, jonka silmäkoko oli 0,061 mm, lietettiin 1f8 - 2,5 kertaa oman painonsa kanssa rikkihappoa ja 30 % vettä.The anode sludge obtained from the bladder copper anodes in electroplating refining, the composition of which is given in Table II and whose particle size was 100% less than 0.246 mm and a substantial part of which passed through a sieve with a mesh size of 0.061 mm, was slurried 1 to 8 to 2.5 times its own weight 30% water.
Taulukko IITable II
Näyte Cu Ni Muut läsnäolevat alkuaineetSample Cu Ni Other elements present
Lieju 21,35 % 22,16 % Se, Te, Pb, 02, Ag, Au ja vähäi siä määriä jalometallejaSludge 21.35% 22.16% It, Te, Pb, 02, Ag, Au and small amounts of precious metals
Liete syötettiin jatkuvasti nopeudella 1150 kg/tunti kuviossa 1 kuvattuun reaktorikattilaan. Se kuumennettiin lämpötilaan 215°C ja poistettiin jatkuvasti vesikylpyyn, jossa suurin osa kuparista ja nikkelistä liukeni ja erotettiin tavanomaisin menetelmin. Vain pieniä määriä seleeniä ja telluria ja muutamia muita metalleja liukeni. Nämä poistettiin kvantitatiivisesti peräkkäisellä ja tavanomaisella saostuskäsittelyllä, jolloin vain kupari ja nikkeli jäivät liuokseen. Anodiliejujen sulfatoiminen yllä kuvatulla tavalla muutti noin 98 % kuparista kuparisulfaatiksi ja 95 -· 97 % nikkelistä nikkelisulfaatiksi, jotka sulfaatit otettiin talteen uuttamalla vedellä.The slurry was fed continuously at a rate of 1150 kg / hr to the reactor boiler illustrated in Figure 1. It was heated to 215 ° C and continuously removed to a water bath in which most of the copper and nickel dissolved and separated by conventional methods. Only small amounts of selenium and tellurium and a few other metals dissolved. These were removed quantitatively by sequential and conventional precipitation treatment, leaving only copper and nickel in solution. Sulfation of the anode sludges as described above converted about 98% of copper to copper sulfate and 95-97% of nickel to nickel sulfate, which sulfates were recovered by extraction with water.
Claims (5)
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CA146,420A CA967371A (en) | 1972-07-05 | 1972-07-05 | Sulfating process and apparatus therefor |
CA146420 | 1972-07-05 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI63598B FI63598B (en) | 1983-03-31 |
FI63598C true FI63598C (en) | 1983-07-11 |
Family
ID=4093750
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI2151/73A FI63598C (en) | 1972-07-05 | 1973-07-04 | SULFATERINGSFOERFARANDE |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS5116390B2 (en) |
CA (1) | CA967371A (en) |
FI (1) | FI63598C (en) |
GB (1) | GB1388794A (en) |
ZA (1) | ZA734272B (en) |
ZM (1) | ZM10873A1 (en) |
Families Citing this family (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS59154496U (en) * | 1983-04-01 | 1984-10-17 | 日本鋼管株式会社 | Connection device between tanker manifold and cargo hose |
US5188713A (en) * | 1991-03-05 | 1993-02-23 | Envirochip Technologies Ltd. | Process for recovery of metal |
MX2023002015A (en) | 2020-08-18 | 2023-04-11 | Enviro Metals Llc | Metal refinement. |
-
1972
- 1972-07-05 CA CA146,420A patent/CA967371A/en not_active Expired
-
1973
- 1973-06-25 ZA ZA734272A patent/ZA734272B/en unknown
- 1973-07-03 GB GB3160173A patent/GB1388794A/en not_active Expired
- 1973-07-04 FI FI2151/73A patent/FI63598C/en active
- 1973-07-05 ZM ZM108/73*UA patent/ZM10873A1/en unknown
- 1973-07-05 JP JP48075336A patent/JPS5116390B2/ja not_active Expired
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI63598B (en) | 1983-03-31 |
GB1388794A (en) | 1975-03-26 |
CA967371A (en) | 1975-05-13 |
ZM10873A1 (en) | 1974-03-21 |
JPS4952797A (en) | 1974-05-22 |
ZA734272B (en) | 1974-05-29 |
JPS5116390B2 (en) | 1976-05-24 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
FI123376B (en) | Extraction of valuable nickel and cobalt fractions from flotation enrichment concentrates from sulfide ore using chloride-based oxidative pressure leaching in sulfuric acid | |
AU2018225820A1 (en) | Metallurgical and chemical processes for recovering vanadium and iron values from vanadiferous titanomagnetite and vanadiferous feedstocks | |
US4002544A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper | |
US4323541A (en) | Selective two stage leaching of nickel from nickel-copper matte | |
PL118491B1 (en) | Method of recovery of metals from anode slimes | |
US4337128A (en) | Cupric and ferric chloride leach of metal sulphide-containing material | |
CN112695200B (en) | Method for recovering selenium, gold and silver from copper anode slime | |
US4159232A (en) | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron | |
Hyvärinen et al. | Recovering selenium from copper refinery slimes | |
El-Okazy et al. | Recovery of copper from spent catalyst using acid leaching followed by electrodeposition on square rotating cylinder | |
FI61049B (en) | FOERFARANDE FOER UTVINNING AV KOPPAR FRAON KOPPAR- OCH JAERNHALTIG MALM ELLER SLIG | |
FI63598C (en) | SULFATERINGSFOERFARANDE | |
JP7594420B2 (en) | Copper-coated iron powder, manufacturing method for copper-coated iron powder, and method for recovering ruthenium | |
US20210292927A1 (en) | Method for refining bismuth | |
Wang et al. | A novel process for recovery of Te and Se from copper slimes autoclave leach solution | |
JP6540548B2 (en) | Method for removing copper ions from aqueous solution of nickel chloride, copper ion removal treatment apparatus | |
US5948140A (en) | Method and system for extracting and refining gold from ores | |
JPS5836654B2 (en) | Method for producing lead from materials containing lead sulfide | |
EP0214324A1 (en) | Method for separation and leaching of the valuable metals in metal sulphide materials | |
CN105980303A (en) | Purification of tungsten carbide compositions | |
RU2578882C2 (en) | Leaching of metal copper | |
Turygin et al. | Electrochemical arsenic extraction from nonferrous metals industry waste | |
RU2159294C1 (en) | Method of processing of residues of nickel carbonyl production synthesis | |
US719207A (en) | Process of treating argillaceous and alkaline ores. | |
MATKARIMOV et al. | Development of resource-based technology for production of blue vitriol from industrial products |