[go: up one dir, main page]

NO134876B - - Google Patents

Download PDF

Info

Publication number
NO134876B
NO134876B NO3140/73A NO314073A NO134876B NO 134876 B NO134876 B NO 134876B NO 3140/73 A NO3140/73 A NO 3140/73A NO 314073 A NO314073 A NO 314073A NO 134876 B NO134876 B NO 134876B
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
lead
leaching
gold
aqua regia
platinum
Prior art date
Application number
NO3140/73A
Other languages
English (en)
Other versions
NO134876C (no
Inventor
W H Pittie
G Overbeek
K F Doig
Original Assignee
Swarsab Mining
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 Swarsab Mining filed Critical Swarsab Mining
Priority to NO750275A priority Critical patent/NO750275L/no
Publication of NO134876B publication Critical patent/NO134876B/no
Publication of NO134876C publication Critical patent/NO134876C/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/22Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
    • C22B3/24Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G5/00Compounds of silver
    • C01G5/003Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G55/00Compounds of ruthenium, rhodium, palladium, osmium, iridium, or platinum
    • C01G55/001Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G7/00Compounds of gold
    • C01G7/003Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/32Carboxylic acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Management, Administration, Business Operations System, And Electronic Commerce (AREA)

Description

Den foreliggende -oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte
til separering og anrikning av metaller tilhørende platinagruppen og gull, hvor metallene tilhørende platinagruppen eller en gruppe av disse som omfatter ruthenium og/eller iridium, smeltes med en blyforbindelse, om nødvendig et reduksjonsmiddel samt et flussmiddel til dannelse av en legering av metallene tilhørende platinagruppen, gull og bly, slagg som derved dannes fjernes, legeringen utlutes med salpeter-
syre for stort sett å fjerne blyet og utlutes deretter med kongevann for fjerning av platina, palladium, gull og delvis rhodium fra ruthenium og/eller iridium.
Vanligvis forekommer de fem metaller tilhørende platinagruppen, nemlig platina,, palladium, iridium, ruthenium og rhodium, sammen med gull i naturen, og disse grunnstoffer må separeres fra hverandre og renses for å være anvendbare i handel eller industri. Vanligvis gjennomføres en begynnende separering av disse grunnstoffer i to grupper ved å behandle grunnblandingen, som vanligvis er en matteutlutingsrest eller slam, med kongevann, idet i dette tilfelle platina, palladium og gull oppløses, mens iridium, ruthenium og rhodium stort sett blir tilbake i resten fra denne behandling. De to grupper av metaller som derved oppnås underkastes deretter vanligvis lange og kompliserte separeringsprosesser for å separere og anrike de enkelte metaller.
De to grupper som således oppnås er ofte ikke separert
så godt som ønskelig. Særlig forekommer det ofte betydelige mengder platina, palladium og gull sammen med rhodium, iridium og ruthenium. Videre er uønsket store mengder silisiumdioksyd og uedle metaller vanligvis nærværende i gruppen som består av rhodium, iridium og ruthenium.
Formålet med den foreliggende oppfinnelse er å frembringe en fremgangsmåte for separering og anrikning av metallene til-hørende platinagruppen og gull hvorved det frembringes forbed-ret separering av de to hovedgrupper og hvorved fjerningen av silisiumdioksyd og uedle metaller fra den sekundære gruppe om-fattende rhodium, ruthenium og iridium bedres.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kjennetegnes ved at oppløsningen fra kongevannutlutingen inndampes til tørr tilstand og at resten som derved dannes, oppvarmes til mellom 575 og 600°C, hvoretter det.foretas en ytterligere utluting med kongevann av den resulterende rest for å løse opp platina, palladium og gull, mens rhodium forblir uoppløst.
Det er funnet at dannelsen av en slik legering resulterer i at silisiumdioksyd og uedle metaller fjernes i større grad enn i den konvensjonelle prosess og også i en bedre oppdeling mellom de to metallgrupper som oppnås. Dette skyldes delvis at legeringsdannelsen gjør ruthenium og iridium mindre oppløselig enn de normalt er.
Legeringsdannelsen gjennomføres fortrinnsvis ved en temperatur på mellom 1100° og 12 0 0°C. Blyforbindelsen er fortrinnsvis blyoksyd, men ville også kunne være for eksempel blykarbonat, blysulfid, blysulfat eller blyacetat. Flussmidlet bør være et basisk flussmiddel, såsom natriumkarbdnat, fortrinnsvis blandet med et smeltepunktnedsettende middel, såsom boraks eller fluss-spat. Reduksjonsmidlet som er nødvendig i mange tilfeller er fortrinnsvis trekull. Når det anvendes blyacetat eller bly-formiat som blyforbindelse, er det ikke nødvendig med et reduksjonsmiddel.
For at oppfinnelsen kan forstås lettere, vil det i det etterfølgende bli beskrevet et eksempel på denne anvendt på
en separasjonsprosess under henvisning til den medfølgende tegning som viser et flytdiagram som angir hovedseparerings-trinnene ifølge oppfinnelsen.
Generelt frembringes konsentrater av metaller tilhørende platinagruppen og gull i form av matteutlutingsrester eller sligger, og de bearbeides fra dette trinn for å separere og anrike dem.
Ifølge eksemplet behandles en matteutlutingssligg som inneholder metaller tilhørende platinagruppen og gull ifølge den etterfølgende generelle fremganasmåte som også angir re-sultatene for et spesifikt eksempel hvor mengdene av forskjel-
lige reagenser er angitt i parentes.
Sliggen som ble anvendt som råstoff ifølge denne utfør-elsesform inneholdt følgende:
Først ble 2,5 kg sligg røstet i en luftstrøm ved 600°C
i to timer for å omdanne eventuelle sulfider og fritt svovel til oksyder på et trinn 1.
Det røstete materiale ble kokt på et trinn 2 i to timer med 20 prosentig ^SO^(3 1) med tilbakeløp under omrøring, avkjølt til 55°C og filtrert for å løse hovedmengden av de tilstedeværende metaller.
Kalsiumoksyd (CaO) ble tilsatt til filtratet på et trinn
3 for å utfelle alt nikkel, kobber, metaller tilhørende platinagruppen og gull i filtratet. Denne utfelling ble beholdt og inneholdt 30 mg platina, 100 mg palladium, 10 mg gull, 50 mg rhodium og 40 mg iridium. I praksis ville denne utfelling bli sirkulert til en mattesmelter.
Resten som ble oppnådd etter svovelsyrebehandlingen ble deretter utlutet på et trinn 4 med kongevann ( lk 1) i tre timer. Denne utluting med kongevann og alle etterfølgende ut-lutinger med kongevann ble gjennomført på følgende måte: Materialet ble kokt sammen med den nødvendige mengde saltsyre (HC1) med tilbakeløp i tretti minutter. Den nød-vendige mengde salpetersyre (HNO^) ble deretter langsomt tilsatt over en periode på seksti minutter. Blandingen fikk deretter koke resten av tiden, dvs. i en og en halv time.
Natriumbromat (NaBr03) (30 g) ble deretter tilsatt til løsningen som fikk koke i ytterligere tretti minutter etter tynning av løsningen med vann (1,5 - 3) for å oksydere metallene tilhørende platinagruppen og gullet til deres høyeste, stabile oksydasjonstrinn. pH ble deretter regulert til 6,5
med natriumkarbonat ved 60°C (1 kg) for å felle ut alle metallene unntatt platina som deres oksydhydrater. Løsningen fikk stå i tretti minutter og ble deretter filtrert under vakuum. Platina ble fjernet på denne måte for å minske med omtrent 50% hovedmengden av metallene tilhørende platinagruppen og gull som skulle underkastes blylegeringsdannelse.
Til filtratet (90% platina (Pt) i tilførselen) ble det tilsatt maursyre (0,2 1) på et trinn 5, og oppløsningen ble kokt med tilbakeløp under omrøring i fem timer. Natriumkarbonat (Na2C03) (0,3 kg) ble tilsatt på et trinn 6 trinnvis i løpet av en time inntil en pH på 5 var oppnådd. Løsningen
. ble deretter kokt i ytterligere seksti minutter, avkjølt til 60°C og filtrert under vakuum. Trinnene 5 og 6 ble gjennomført
for å felle ut platina i oppløsningen.
Filtratet ble ført over en anionbytterkolonne på et trinn 7 og den utstrømmende væske fjernet. Denne væske inneholdt 100 mg Pt, 10 mg Pd, 10 mg Au,. 1 mg Rh og 25 mg Ir.
Utfellingen ble løst på et trinn 8 i kongevann (11),
avkjølt og filtrert. Den oppnådde rest var sølvklorid (AgCl).
Dette kongevannfiltrat inneholdt hovedmengden av platina.
Dette platina ble sammenført med hovedmengden av palladium og gull som beskrevet i det etterfølgende, og separering av disse metaller tilhørende platinagruppen ble gjennomført separat. Den fremgangsmåte som ble benyttet vil ikke bli beskrevet her idet den er uvedkommende for de grunnleggende separeringstrinn ifølge oppfinnelsen.
Den oppnådde rest/utfelling fra den første utluting med kongevann og utfellinger med natriumkarbonat på trinn 4 (14 0 0 g) ble blandet med et flussmiddel A og et flussmiddel B som er angitt nedenfor, og smeltet på et trinn 9 i syttifem minutter ved 1140°C. Resultatet av dette var at rhodium for det meste ble omdannet fra en rest som var oppløselig i kongevann til ' en form som var oppløselig i kongevann. Dessuten ble oppløse-ligheten for iridium og ruthenium i kongevann minsket ytterligere. 2,5 kg av flussmiddel A pr. kg rest og 335 g av flussmiddel B pr. 100 g platinametaller tilhørende platinagruppen + Au som skulle oppsamles ble anvendt. Disse flussmidler hadde følgende sammensetninger:
Det smeltete materiale ble helt i jernformer hvor det fikk kjølne. Blykulene som derved ble oppnådd ble separert fra slaggen, og slaggen ble formalt og beholdt, men ville i praksis blitt ført tilbake til mattesmelteren. Slaggen inneholdt 520 mg Pt, 230 mg Pd, 45 mg Au, 24 mg Rh, 45 mg Ru (ruthenium) og 5 mg Ir.
Blykulene ble formalt og deretter kokt på et trinn lo i fem timer med tilbakeløp med 20 prosentig HNO^(5,5 1) for å fjerne bly. Løsningen ble avkjølt til 55°C og filtrert under vakuum. Resten ble tilført til et etterfølgende utlutingstrinn med kongevann som er antydet som et trinn 11.
Maursyre (0,05 1) ble tilsatt på et trinn 12 til filtratet fra salpetersyreutlutiiigen på trinn 10, og pH ble regulert til 2,0 med natriumkarbonat Na2C03, (0,3 kg) for å felle ut ethvert metall tilhørende platinagruppen og gull som ble oppløst av salpetersyren. Oppløsningen ble deretter omrørt i fem timer ved romtemperatur og filtrert under vakuum.
Den oppnådde utfelling ble kombinert med resten fra salpetersyreutlutingen på trinn 10 og tilført-til kongevannutlutingen på trinn 11. NH^OH ble tilsatt på et trinn 13 til. fil tratet, for å felle ut blyet og ethvert metall tilhørende platinagruppen + Au som var til stede, og denne utfelling ble tørket og glødet, og ville i praksis blitt ført tilbake til blysmelt-ingstrinnet 9.
Den kombinerte rest/utfelling ble kokt på trinn 11 med kongevann (0,75 1) i tre timer med tilbakeløp. Oppløsningen ble avkjølt til 55°C og filtrert under vakuum. Resten utgjorde en del av tilførselen til prosessen for separering av rhodium, iridium og ruthenium fra hverandre. Denne rest inneholdt 850 mg Pt, 700 mg Pd, 100 mg Au, 5000 mg Rh, 14720 mg Ru og 1420 mg Ir. De edle metaller utgjør vanligvis omtrent 50% av dette metallkonsentrat, idet resten er blyklorid (PbCl,,) .
Til filtratet fra kongevannutlutingen på trinn 11 ble det på et trinn 14 tilsatt den støkiometriske mengde H^SO^pluss et overskudd på 10% (100 ml 50 prosentigI^SO^) for å felle ut bly som var til stede i oppløsningen. Oppløsningen ble kokt i tretti minutter, avkjølt til 55°C og filtrert.
Det utfelte blysulfat ble glødet på et trinn 15 til sølv-erglød (PbO) og var ferdig til å bli resirkulert til blysmelt-ingstrinnet.
Filtratet fra blyutfellingstrinnet ble inndampet til tørr tilstand på et trinn 16, og saltene som derved ble oppnådd ble glødet ved 600°C i to timer. Denne temperatur ble
. funnet å være viktig for å holde rhodium i resten uoppløselig
i kongevann.
Det glødete produkt ble deretter kokt på et trinn 17 med kongevann (0,75 1) med tilbakeløp i tre timer. Oppløsningen ble avkjølt og filtrert under vakuum.
Resten ble kombinert med resten fra kongevannutlutingen på trinn 11 som ble gjennomført etter legeringsdannelse for å' danne en kombinert tilførsel for separeringen av de sekundære metaller tilhørende platinagruppen, nemlig rhodium, ruthenium og iridium og hadde et innhold av metaller tilhørende platinagruppen og gull på 1130 mg Pt, 850 mgPd, 120 mg Au, 7480 mg Rh, 14920 mg.Ru og 1720 mg Ir.
Filtratet som ble oppnådd etter den siste kongevannutlutingen på trinn 17 ble kombinert med det som ble oppnådd ved kongevannutlutingen på trinn 8 som ble utført på metallene som ble løst på det første utlutingstrinn 4 for å frembringe en tilførsel til separeringsprosessen for platina, palladium og gull. Denne tilførsel hadde et innhold av platinametaller og gull på 171.210 mg Pt, 74.790 mg Pd, 14.560 mg Au, 200 mg Rh, 25 mg Ru og 210 mg Ir.
Det vil derfor forstås at anvendelse av den foreliggende oppfinnelse gjør det mulig å separere de to grupper metaller tilhørende platinagruppen og gull effektivt fra hverandre og fra uedle metaller og gråberg i det opprinnelige materiale.

Claims (4)

1. Fremgangsmåte til separering og anrikning av metaller til-hørende platinagruppen og gull, hvor metallene tilhørende platinagruppen eller en gruppe av disse som omfatter ruthenium, og/ eller iridium, smeltes med en blyforbindelse, om nødvendig et reduksjonsmiddel samt et flussmiddel til dannelse av en legering av metallene tilhørende platinagruppen, gull og bly, slagg som derved dannes, fjernes, legeringen utlutes med salpetersyre for stort sett å fjerne blyet og utlutes deretter med kongevann for fjerning av platina, palladium, gull og delvis rhodium fra ruthenium og/eller iridium,karakterisert vedat oppløsningen fra kongevannutlutingen inndampes til tørr tilstand og at resten som derved dannes, oppvarmes til mellom 575 og 600°C, hvoretter det foretas en ytterligere utluting med kongevann av den resulterende rest for å løse opp platina, palladium og gull, mens rhodium forblir uoppløst.
2. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1,karakterisert vedat metallene tilhørende platinagru<p>pen, som oppløses sammen med blyet ved salpetersyreutlutingen, utfelles og tilsettes til resten fra salpetersyreutlutingen før den etterfølgende utluting med kongevann.
3. Fremgangsmåte i samsvar med krav 2,karakterisert vedat metallene tilhørende platinagruppen utfelles med maursyre, mens salpetersyreoppløsningens pH regul-eres til omtrent 2,0.
4. Fremgangsmåte i samsvar med et av de foregående krav,karakterisert vedat kongevannutlutingsopp-løsningen som oppnås etter salpetersyreutlutingen behandles for å felle ut eventuelt resterende bly fra denne, fortrinnsvis med svovelsyre.
NO733140A 1972-08-10 1973-08-07 NO134876C (no)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
NO750275A NO750275L (no) 1972-08-10 1975-01-30

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
ZA725489A ZA725489B (en) 1972-08-10 1972-08-10 Improvements in or relating to the separation and purification of platinum group metals and gold

Publications (2)

Publication Number Publication Date
NO134876B true NO134876B (no) 1976-09-20
NO134876C NO134876C (no) 1976-12-29

Family

ID=25565245

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO733140A NO134876C (no) 1972-08-10 1973-08-07

Country Status (10)

Country Link
JP (2) JPS547255B2 (no)
AU (1) AU459139B2 (no)
BE (1) BE803389A (no)
CA (1) CA990510A (no)
FI (1) FI61322C (no)
FR (1) FR2195691B1 (no)
GB (1) GB1418060A (no)
IT (1) IT993693B (no)
NO (1) NO134876C (no)
ZA (1) ZA725489B (no)

Families Citing this family (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5821809Y2 (ja) * 1979-11-29 1983-05-09 株式会社椿本チエイン 搬送台車の収納箱
JPS57127053U (no) * 1981-02-03 1982-08-07
JPS6048829A (ja) * 1983-08-24 1985-03-16 Shin Meiwa Ind Co Ltd コンテナ搬送,排出装置
ZA866852B (en) * 1985-09-12 1988-05-25 Fine Metals Export Pty Ltd Refining process
JPS63262328A (ja) * 1987-04-17 1988-10-28 Shinko Electric Co Ltd 搬送システムにおける自動積載装置
CA2054522C (en) * 1991-10-30 2000-08-08 C. Neil Smith Ore feed heating
JP3741117B2 (ja) * 2003-09-26 2006-02-01 住友金属鉱山株式会社 白金族元素の相互分離方法
CA2731859A1 (en) * 2008-07-24 2010-01-28 Metquest Research India Pvt. Ltd. Removal of metals from complex ores

Also Published As

Publication number Publication date
IT993693B (it) 1975-09-30
FR2195691B1 (no) 1978-01-27
FI61322C (fi) 1982-07-12
FR2195691A1 (no) 1974-03-08
FI61322B (fi) 1982-03-31
GB1418060A (en) 1975-12-17
JPS547255B2 (no) 1979-04-05
AU5881073A (en) 1975-02-13
JPS4945820A (no) 1974-05-01
AU459139B2 (en) 1975-03-20
DE2340183B2 (de) 1975-07-03
CA990510A (en) 1976-06-08
NO134876C (no) 1976-12-29
BE803389A (fr) 1973-12-03
ZA725489B (en) 1973-09-26
DE2340183A1 (de) 1974-02-28
JPS547255A (en) 1979-01-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4135923A (en) Extraction of metals
US20120067169A1 (en) Method for processing precious metal source materials
US4002544A (en) Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper
CN103966450A (zh) 一种铜阳极泥的全湿法预处理方法
US6290749B1 (en) Preparation of ultra-pure silver metal
NO129913B (no)
US4188362A (en) Process for the treatment of platinum group metals and gold
US4352786A (en) Treatment of copper refinery anode slime
NO134876B (no)
JPS6153103A (ja) 粗二酸化テルルから高純度テルルを回収する方法
US3876747A (en) Separation and purification of iridium
US3922330A (en) Separation and purification of platinum group metals and gold
US3997337A (en) Separation and/or purification of precious metals
JP7206142B2 (ja) 有価金属を分離回収する方法
US20120144959A1 (en) Smelting method
US3920789A (en) Separation of pgm&#39;s from each other and from gold
CA1068116A (en) Process for the treatment of platinum group metals and gold
RU2066698C1 (ru) Способ извлечения золота и серебра из отходов электронной и электротехнической промышленности
US3920790A (en) Separating and purification of platinum group metals and gold
CN116904738A (zh) 一种提高铂钯富集渣中稀贵金属直收率的方法
NO750275L (no)
US1634497A (en) Metallurgical process
KR101817079B1 (ko) 귀금속 광석의 선광과정에서 발생하는 폐슬러지로부터 백금족 금속 회수방법
JPS6221851B2 (no)
US2043575A (en) Process for detinning lead alloys