[go: up one dir, main page]

PL147036B1 - Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime - Google Patents

Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime Download PDF

Info

Publication number
PL147036B1
PL147036B1 PL25882186A PL25882186A PL147036B1 PL 147036 B1 PL147036 B1 PL 147036B1 PL 25882186 A PL25882186 A PL 25882186A PL 25882186 A PL25882186 A PL 25882186A PL 147036 B1 PL147036 B1 PL 147036B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
selenium
lead
silver
alloy
weight
Prior art date
Application number
PL25882186A
Other languages
Polish (pl)
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 filed Critical
Priority to PL25882186A priority Critical patent/PL147036B1/en
Publication of PL147036B1 publication Critical patent/PL147036B1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Przedmiotem wynalazku jest sposób odzysku metali, glównie srebra, olowiu i selenu. ze szlamów anodowych pochodzecych z procesu elektrorafinacji miedzi, charakteryzujacych sie wysoke zawartoscia srebra i olowiu oraz niska, zawartoscia, selenu* Znany z polskiego opisu patentowego nr 74 033. sposób odzysku srebra i zlota ze szlamów anodowych polega na tym. ze do szlamu przesuszonego po procesie lugowania doda* je sie sode amoniakalne, w ilosci 25-40% wagowych i wegiel drzfwny w ilosci 4-8% wagowych a nastepnie miesza sie te skladniki i topi w temperaturze 750-1000°C* W przypadku tworze¬ nia sie gestoplynnego zuzla dodaje sie do stopniowego wsadu pyl zelazny w ilosci do 6% wagowych. W czasie topienia czesc miedzi, znajdujecej sie w szlamie oraz dodane zelazo przechodze do zuzla, a olów zawarty w szlamie tworzy stop srebrowo-olowiowy z pozostale iloscle miedzi. Po stopieniu prowadzi sie dwustopniowe rafinacje w ten sposób, ze naj¬ pierw wdmuchuje sie rurke powietrze do wnetrza kepiell metalowej, co powoduje utlenie¬ nie pozostalej ilosci miedzi i przejscia jej do zuzla* W wyniku tego zawartosc miedzi w kepiell obniza sie do ilosci nie wyzszej niz 10% wagowych* Zebrany zuzel, zawierajecy stosunkowo duze ilosc miedzi i nieznaczne ilosc olo¬ wiu, zostaje skierowany do dalszej przeróbki w piecu szybowym w hutach miedzi* Po ut¬ lenieniu miedzi kieruje sie strumien powietrza na powierzchnie kepieli. na skutek czego utlenia sie olów. tworzec glejte, przechcdzece do zuzla* Zebrany zuzel zostaje przera¬ biany w odrebnym procesie, umozliwiajecym odzyskanie olowiu bogatego w srebro* Po usu-2 147 036 nieciu z kepieli zuzla otrzymuje sie metal dore, skladajacy sie ze srebra w ilosci powy¬ zej 99% wagowych, niewielkich ilosci zlota i innych metali z grupy platynowców oraz mie¬ dzi ponizej 1,0% wagowych i olowiu ponizej 0,3% wagowych, W praktyce przemyslowej stosowany jest nieco odmienny sposób przerobu szlamów ano¬ dowych. Stapianie szlamu, a nastepnie utlenianie olowiu i zanieczyszczen prowadzi sie w piecu kupelacyjnym, przy czym szlam topi sie z dodatkiem 35% sody i 5% koksiku. Wsad wprowadza sie do pieca kupelacyjnego porcjami na podklad olowiowy i topi w temperaturze 980-1040°C# Po uzyskaniu odpowiedniej ilosci stopu Pb-Ag poddaje sie go kupelacji, przez nadmuch powietrza na powierzchnie stopu, w temperaturze 800-1000°C, w czasie minimum 18 godzin* W wyniku kupelacji uzyskuje sie stop srebrowy, który nastepnie rafinuje sie ogniowo stosujac dodatek azotanu sodowego i otrzymuje metal dore zawierajecy powyzej 99% Ag.Metal dore poddaje sie elektrorafinacji stosujec elektrolit zawierajecy okolo 100 g/dm3 AgN03 i 20 g/da3 NH03 oraz gestosc pradu 2 A/dm . W wyniku elektrorafinacji uzyskuje sie srebro handlowe o zawartosci minimum 99,96% Ag oraz szlam zawierajecy me¬ tale szlachetne.Zuzle sodowe i glejtowe wytworzone podczas topienia wsadu oraz glejty sciegane okresowo podczas kupelacji, zawierajece powyzej 0,8% Ag, zawraca sie do pieca kupela¬ cyjnego, natomiast zuzle i glejty o zawartosci Ag ponizej 0,6% wyprowadza sie z pro¬ cesu i kieruje do przetopu w placu obrotowym. Przetop w tym piecu prowadzi sie w tem¬ peraturze powyzej 1000°C uzyskujec jako podstawowy produkt olów surowy zawierajecy 92-95% Pb, 3-5% Ag, 2-3% Cu. Olów ten przerabia sie w procesie elektrorafinacji na olów katodowy; srebro w tym procesie przechodzi do szlamu anodowego. Selen natomiast odzys¬ kuje sie metode prazenia sulfatyzujecego z pylów zawierajecych 10-20% Se otrzymywanych w procesie topienia szlamów w piecu kupelacyjnym. Uzysk selenu w tak prowadzonym pro¬ cesie wynosi okolo 50%.Niedogodnoscie stosowanej technologii przerobu szlamów anodowych jest uciezli- wosc i dlugotrwalosc poszczególnych procesów, zwlaszcza procesu utleniania stopu Pb-Ag w piecu kupelacyjnym, koniecznosc poddawania stopu srebrowego, uzyskanego w wyniku ku¬ pelacji, dodatkowo rafinacji ogniowej, a takze tworzenie sie duzych ilosci zuzli wyma- gajecych dalszego przerobu. Szczególne niedogodnoscie stosowanego sposobu jest niski uzysk selenu, którego straty bezpowrotne w tak prowadzonym procesie wynosze okolo 50%.Sposób wedlug wynalazku obejmujacy proces topienia szlamu, utlenianie wytopionego stopu, a nastepnie elektrorafinacje metalu dore, charakteryzuje sie tym, ze odmiedzio¬ wany do zawartosci ponizej 2% Cu szlam anodowy topi sie w temperaturze powyzej 1000°C, korzystnie w temperaturze okolo 1100°C, z udzialem weglanu sodu w ilosci do 5% wagowych i koksiku w ilosci do ^ wagowych. W tych warunkach nastepuje rozdzial metali podstawo¬ wych /Ag, Pb, Se/ zawartych we wsadzie, w wyniku czego uzyskuje sie stop srebrowo-olo- wiowo-selenowy zawierajecy wagowo 2-8% Se, 5-20% Pb i okolo 80% Ag, zuzel olowiowy za¬ wierajecy wagowo 40-70% Pb i 1-8% Ag oraz pyly o zawartosci Se 5-15%. Otrzymany stop srebrowo-olowiowo-selenowy poddaje sie procesowi utleniania w temperaturze powyzej 1000°C, przy czym proees ten mozna prowadzic bedz w dotychczas stosowanych urzedzeniach, na przyklad w piecu kupelacyjnym, bedz tez w konwertorze. Oeko czynnik utleniajecy stosuje sie powietrze, powietrze wzbogacone w tlen lub tlen, podajec go bezposrednio na powierz¬ chnie kepieli, wduchujec do kepieli poprzez lance lub wdmuchujac do kepieli poprzez dy¬ sze.Produktami procesu utlenienia stopu srebrowo-selenowo-olowiowego se - metal dore zawierajecy wagowo okolo 99% Ag i ponizej 1% Cu oraz pyly selenowe zawierajece 10-40% Se. Tak wytworzone pyly selenowe przerabia sie bezposrednio na selen. Pyly powstajece w procesie topienia wsadu zawraca sie ponownie do tego procesu, bedz przerabia lecznie z pylami selenowymi wytworzonymi w procesie utleniania stopu srebrowo-olowiowo-seleno-147 036 3 wago* Zuzel olowiowy otrzymywany w procesie stapiania szlamu anodowego zawierajecy wagowo 40-70% Pb i 1-8% Ag przerabia sie dalej znanymi sposobami w kierunku odzysku olowiu i sreb¬ ra* W tym celu zuzel topi sie redukcyjnie w piecu obrotowo-wahadlowym w temperaturze okolo 1200°C z dodatkiem koksiku, zelaza i sody uzyskujec stop olowiu ze srebrem zawierajecy wago* wo 1-10% Ag przy uzysku powyzej 98%* Dalszy przerób stopu Pb-Ag prowadzi sie korzystnie metode elektrorafinacji w roztworze kwesu fluorokrzemowego* W wyniku procesu elektrorafinacji uzyskuje sie olów katodowy stanowiecy produkt handlowy oraz szlam anodowy wtórny zawierajecy 20-50% Ag stanowiecy material zwrotny do procesu stapiania* Topienie szlamu anodowego, zgodnie z wynalazkiem, z udzialem dodatków technologicznych ograniczonych do 5% wagowych weglanu sodu i do 2% koksiku oraz utrzymy¬ wanie temperatury procesu topienia powyzej 1000 C, korzystnie okolo 1100°C, pozwala uzys¬ kac stop srebrowo-olowiowo-selenowy o duzej zawartosci selenu i malej olowiu oraz otrzy¬ mac zuzel o wysokiej koncentracji olowiu* A zatem sposób wedlug wynalazku pozwala na efek¬ tywniejszy rozdzial zawartych w szlamie Ag, Se i Pb juz w pierwszym etapie procesu odzysku metali* Z kolei utlenianie w okreslonych warunkach termicznych otrzymanego stopu srebro- wo-olowiowo-selenowego prowadzi bezposrednio do uzyskania metalu dore, a takze do uzyska¬ nia wysokojakosciowych, bogatych w selen, pylów, co umozliwia ich dalszy selektywny prze¬ rób na selen, przy czym proces utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego prowadzi sie znacznie krócej niz proces kupelacji stopu Pb-Ag w dotychczasowej technologii* Istotnym efektem rozwiazania wedlug wynalazku jest zwiekszenie uzysku selenu o okolo 5% i srebra o okolo 0,5#,a takze wyeliminowanie uciazliwych w przerobie zuzli zwrot¬ nych* co wplywa w znacznym stopniu na zmniejszenie zuzycia paliwa i energii oraz na po¬ prawe warunków bhp i ochrony srodowiska* Sposób wedlug wynalazku objasniony jest blizej na ponizszym przykladzie* Szlam anodowy o skladzie chemicznym, podanym wagowo: Ag-30%, Pb-40%, Cu-0,8%, Se-2%, Sog-7%, Au-0,005% topi sie w piecu kupelacyjnym w temperaturze 1100°C z dodatkiem 3% wagowych sody bezwodnej /NapCO^/ oraz 1% wagowych koksiku i uzyskuje sie stop srebrowo-olowio- wo-selenowy zawierajecy wagowo 12% Pb, 82% Ag, 2% Cu i 4% Se, zuzel olowiowy, który zawiera wagowo 2,5% Ag, 70% Pb i 0,15% Se, a takze pyly zawierajece wagowo 2% Ag, 13% Se, i 45% Pb* Po spuscie zuzla stop srebrowo-olowiowo-selenowy utlenia sie za pomoce po¬ wietrza, które podaje sie bezposrednio na powierzchnie stopu* Utlenianie prowadzi sie przez 18 godzin* W wyniku utleniania uzyskuje sie metal dore zawierajecy wagowo 99,15% Ag, 0,06% Pb i 0,8% Cu oraz pyly selenowe, które zawieraje wagowo 18% Se, 2% Ag i 45% Pb.Metal dore poddaje sie elektrorafinacji stosujec elektrolit zawierajecy okolo 100 g/dm 3 » 2 AgN03 i 20 g/dm HN03 oraz gestosc predowe 2 A/dm • W wyniku elektrorafinacji metalu dore uzyskuje sie srebro handlowe o zawartosci miminum 99,96% Ag oraz szlam anodowy zawierajecy metale szlachetne kierowany do dalszego przerobu* Pyly selenowe z procesu topienia szlamu anodowego zawracane se do procesu stapianie, natomiast plyly selenowe pochodzece z procesu utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego przerabia sie na se¬ len metode prazenia sulfatyzujecego z dodatkiem stezonego kwasu siarkowego w reaktorze rurowym w temperaturze 550°C* Zuzel z procesu stapiania szlamu anodowego zawierajecy wagowo 2,5% Ag, 70% Pb, 0,15% Se przerabia sie z dodatkiem 25% wodorotlenku sodowego NaOH oraz 10% koksiku w piecu obrotowo-wahadlowym w temperaturze okolo 1200°C w czasie 6 godzin* Produktami procesu se: stop Pb-Ag zawierajecy wagowo 3,6% Agf 93% Pb i 0,4% Cu, zuzel zawierajecy wagowo 0,3% Ag, 2,5 Pb i 0,3% Se oraz pyly stanowiece material zwrotny* Stop Pb-Ag odle¬ wany jest w anody i poddawany procesowi elektrorafinacji w roztworze kwasu fluorokrze¬ mowego* W wyniku procesu elektrorafinacji otrzymuje sie olów katodowy bedecy produktem handlowym oraz szlam anodowy zawierajecy wagowo 42% Ag, 20% Pb, 0,1% Se, 2,8% Cu, zaw¬ racany nastepnie do procesu stapiania w piecu kupelacyjnym*4 147 036 Zastrzezenia pazentowe 1* Sposób odzysku metali ze szlanów anodowych pochodzacych z procesu elektrorafi¬ nacji miedzi, obejmujacy proces topienia szlamu prowadzony ewentualnie z udzialem dodat¬ ków technologicznych w postaci weglanu sodu i koksiku, utlenianie wytopionego stopu, a nastepnie elektrorafinacje metalu dore, znamienny tymf ze odmiedziowany do zawartosci ponizej 2% Cu szlam anodowy topi sie w temperaturze powyzej 1000°C, korzystnie w temperaturze okolo 1100 C, z udzialem weglanu sodu w ilosci do 5% wagowych i kok6iku w ilosci do 2% wagowych uzyskujac stop srebrowo-olowiowo-selenowy zawierajecy wagowo 2-8% Se,5-2096 Pb i ok.80% Ag,oraz zuzel olowiowy o zawartosci wagowej Pb 40-70% i Ag 1-8% a takze pyly zawierajece 5-15% Se, a nastepnie uzyskany stop srebrowo-olowiowo-selenowy utlenia sie w temperaturze powyzej 1000 C i otrzymuje metal dore o zawartosci okolo 99% Ag 1 ponizej 1% Cu oraz pyly selenowe zawierajece 10-40% Se, po czym tak wytworzone pyly selenowe przerabia sie bezposrednio na selen, natomiast zuzel pochodzecy z procesu to¬ pienia wsadu przerabia sie odrebnie znanymi sposobami, 1 odzyskuje zes srebro i olów* 2* Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze stop srebrowo-olowio¬ wo-selenowy utlenia sie za pomoce powietrza, powietrza wzbogaconego w tlen lub tlenu* 3. Sposób wedlug zastrz* 2, znamienny tym, ze proces utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego prowadzi sie w konwertorze* 4* Sposób wedlug zastrz* 1, znamienny tym, ze pyly powstajace w procesie topienia wsadu z£wraca sie ponownie do tego procesu* 5* Sposób wedlug zastrz* 1, znamienny tym, ze pyly powstajece w procesie topienia wsadu przerabia sie lecznie z pylami selenowymi wytworzonymi w pro¬ cesie utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego* Pracownia Poligraficzna UP PRL. Naklad 100 egz.Cena 400 zl PLThe subject of the invention is a method for the recovery of metals, mainly silver, lead and selenium. from anode sludges from the copper electrorefining process, characterized by a high content of silver and lead and a low content of selenium * Known from the Polish patent description No. 74 033, the method of recovering silver and gold from anode sludges consists in this. that to the dried sludge after the leaching process, ammonia soda will be added in the amount of 25-40% by weight and charcoal in the amount of 4-8% by weight, and then these components are mixed and melted at a temperature of 750-1000 ° C * In the case of Iron dust is added to the gradual charge in an amount of up to 6% by weight of the slag. During melting, some of the copper in the sludge and the added iron go into the slag, and the lead in the sludge forms a silver-lead alloy with the remainder of the copper. After melting, a two-stage refining is carried out in such a way that air is first blown into the inside of the metal bath, which causes the remaining amount of copper to oxidize and go to the junction * As a result, the copper content in the bath is reduced to an amount not higher. less than 10% by weight. The collected slag, containing a relatively large amount of copper and a small amount of lead, is sent for further processing in a shaft furnace in copper smelters. After copper oxidation, an air stream is directed to the surface of the bath. as a result of which lead is oxidized. creating a glue, going to the ragged slag * The collected slag is processed in a separate process, which enables the recovery of lead rich in silver * After removing from the slag bath, the result is a good metal, consisting of more than 99% of silver By weight, small amounts of gold and other platinum group metals and copper less than 1.0% by weight and lead less than 0.3% by weight. In industrial practice, a slightly different method of processing anode sludges is used. The melting of the sludge and then the oxidation of the lead and impurities is carried out in a cupola furnace, where the sludge is melted with the addition of 35% soda and 5% coke breeze. The charge is put into a cupelation furnace in portions on a lead base and melted at a temperature of 980-1040 ° C # After obtaining the appropriate amount of Pb-Ag alloy, it is coupled by blowing air on the alloy surface at a temperature of 800-1000 ° C for a minimum of 18 hours * As a result of coupelation, a silver alloy is obtained, which is then fire refined with the addition of sodium nitrate, and a fine metal containing more than 99% Ag is obtained. The good metal is electro-refined using an electrolyte containing about 100 g / dm3 AgN03 and 20 g / da3 NH03 and a current density of 2 A / dm. As a result of electrorefining, commercial silver with a minimum content of 99.96% Ag and sludge containing precious metals are obtained. Sodium and glue deposits formed during the melting of the charge, as well as periodically squeezed off during cupping, containing more than 0.8% Ag, are returned to the furnace however, bad and safe with Ag content less than 0.6% are removed from the process and directed to the re-melting site. The smelting in this furnace is carried out at a temperature above 1000 ° C., and the basic product of crude oles is 92-95% Pb, 3-5% Ag, 2-3% Cu. This lead is electrorefined into cathode lead; silver in this process goes into anode sludge. Selenium, on the other hand, is recovered by sulfatization calcination from dusts containing 10-20% Se obtained in the process of melting sludge in a coupler furnace. The selenium yield in such a process is about 50%. The inconvenience of the anode sludge processing technology used is the inconvenience and longevity of individual processes, especially the oxidation of the Pb-Ag alloy in a cupola furnace, the need to subject the silver alloy obtained as a result of caking , additionally fire refining, as well as the formation of large amounts of slag requiring further processing. A particular disadvantage of the method used is the low selenium yield, the irreversible losses of which in the process carried out in this way amount to about 50%. The method according to the invention, comprising the sludge melting process, the oxidation of the molten alloy, and then electrorefining of the metal, is characterized by the fact that it is electrified to a content below 2% Cu anode sludge melts at temperatures above 1000 ° C, preferably around 1100 ° C, with up to 5% by weight of sodium carbonate and up to 5% by weight of coke breeze. Under these conditions, the basic metals (Ag, Pb, Se) are separated from the charge, resulting in a silver-lead-selenium alloy containing by weight 2-8% Se, 5-20% Pb and about 80% Ag, lead zuzel containing 40-70% by weight of Pb and 1-8% Ag, and dusts with a Se content of 5-15%. The obtained silver-lead-selenium alloy is subjected to the oxidation process at a temperature above 1000 ° C, and this process can be carried out in previously used devices, for example in a cupola furnace, also in a converter. The oxidizing agent is air, oxygen-enriched air or oxygen, fed directly onto the surface of the bath, inhaled into the bath through lances or blown into the bath through nozzles. The products of the oxidation process of silver-selenium-lead alloy are metal good containing about 99% by weight of Ag and less than 1% Cu, and selenium dusts containing 10-40% Se. Selenium dust produced in this way is transformed directly into selenium. The dust produced in the process of melting the charge is recycled back to this process, it will be treated with selenium dusts produced in the oxidation of the silver-lead-selenium-147 036 alloy 3 weight * Lead sludge obtained in the anode sludge melting process containing 40-70% Pb by weight and 1-8% Ag is further processed by known methods to recover lead and silver * For this purpose, the slag is melted reductively in a rotary-shuttle furnace at a temperature of about 1200 ° C with the addition of coke breeze, iron and soda to obtain an alloy of lead with silver containing 1-10% Ag by weight at a yield of over 98% * Further processing of the Pb-Ag alloy is preferably carried out using the electrorefining method in a solution of fluosilicic acid * The electrorefining process produces cathode lead as a commercial product and secondary anode sludge containing 20-50 % Ag recyclable material for the re-melting process * Anode sludge melting according to the invention with limited technological additives up to 5% by weight of sodium carbonate and up to 2% of coke breeze, and by maintaining the melting temperature above 1000 ° C, preferably around 1100 ° C, it is possible to obtain a silver-lead-selenium alloy with a high content of selenium and low lead, and obtain a slurry. with a high concentration of lead * Thus, the method according to the invention allows for a more effective separation of Ag, Se and Pb contained in the sludge already in the first stage of the metal recovery process *. In turn, oxidation under certain thermal conditions of the obtained silver-lead-selenium alloy leads directly to obtain a good metal, as well as to obtain high-quality, selenium-rich dusts, which enables their further selective processing into selenium, while the oxidation process of the silver-lead-selenium alloy is much shorter than the process of pelleting the Pb-alloy Ag in the current technology * An important effect of the solution according to the invention is the increase in the yield of selenium by about 5% and silver by about 0.5%, as well as the elimination of in the processing of return slurries * which significantly affects the reduction of fuel and energy consumption and improves health and safety conditions and environmental protection * The method according to the invention is explained in more detail on the following example * Anode sludge with a chemical composition, given by weight: Ag -30%, Pb-40%, Cu-0.8%, Se-2%, Sog-7%, Au-0.005% melts in a couplel furnace at 1100 ° C with the addition of 3% by weight of anhydrous soda / NapCO ^ / and 1% by weight of coke breeze to obtain a silver-lead-selenium alloy containing 12% by weight of Pb, 82% of Ag, 2% by weight of Cu and 4% of Se, lead zuzel, which contains 2.5% by weight of Ag, 70% of Pb and 0.15% Se, as well as dusts containing 2% by weight of Ag, 13% Se, and 45% Pb * After tapping the slag, the silver-lead-selenium alloy is oxidized with air, which is applied directly to the alloy surface * Oxidation is carried out for 18 hours * As a result of oxidation, a fine metal containing 99.15% Ag, 0.06% Pb and 0.8% Cu and selenium dusts containing 18% by weight Se is obtained, 2% Ag and 45% Pb. Metal dore is electrorefined using an electrolyte containing about 100 g / dm 3 »2 AgN03 and 20 g / dm HN03 and a predominant density of 2 A / dm. miminum 99.96% Ag and anode sludge containing precious metals and directed for further processing * Selenium dust from the anode sludge melting process is returned to the melting process, while the selenium flux from the oxidation of the silver-lead-selenium alloy is processed into a selenium method sulfatization calcination with the addition of concentrated sulfuric acid in a tubular reactor at a temperature of 550 ° C * Zuzel from the anode sludge melting process containing 2.5% Ag, 70% Pb, 0.15% Se is processed with the addition of 25% sodium hydroxide, NaOH and 10 % of coke breeze in a rotary-shuttle furnace at a temperature of about 1200 ° C for 6 hours * The products of the se process: Pb-Ag alloy containing 3.6% by weight Agf 93% Pb and 0.4% Cu, zuzel containing 0.3% by weight Ag, 2.5 Pb and 0.3% Se as well as returnable dust * The Pb-Ag alloy is cast into the anodes and electrorefined in a solution of fluosilicic acid * The electrorefining process produces cathode lead, which is a commercial product and anode sludge containing 42% by weight of Ag, 20% Pb, 0.1% Se, 2.8% Cu, then recycled to the melting process in the cupel furnace * 4 147 036 Pazent claims 1 * Method for the recovery of metals from anode sludge from from the copper electrorefining process, including the sludge melting process, possibly with the participation of technological additives in the form of sodium carbonate and coke breeze, oxidation of the molten alloy, and then electrorefining of the metal, characterized by the fact that the anode sludge melts to a content below 2% Cu at a temperature above 1000 ° C, preferably around 1100 ° C, with sodium carbonate up to 5% by weight and a cubic amount up to 2% by weight to obtain a silver-lead alloy flax containing by weight 2-8% Se, 5-2096 Pb and about 80% Ag, and lead slug with the weight content of Pb 40-70% and Ag 1-8%, and dusts containing 5-15% Se, and then obtained a silver-lead-selenium alloy is oxidized at a temperature above 1000 C and receives a fine metal with a content of about 99% Ag 1 below 1% Cu and selenium dusts containing 10-40% Se, and then the selenium dust produced in this way is directly transformed into selenium, while the slag coming from the charge melting process is processed separately by known methods, and the silver and lead are recovered. A method according to claim 1, characterized in that the silver-lead-selenium alloy is oxidized by means of air, oxygen-enriched air or oxygen. 3. A method according to claim 2, characterized in that the oxidation of the silver-lead-selenium alloy is carried out in converter * 4 * Method according to claim * 1, characterized in that the dust generated in the process of melting the charge is returned to this process * 5 * The method according to claim * 1, characterized in that the dust generated in the process of melting the charge is processed with selenium dust produced in the oxidation of a silver-lead-selenium alloy * Pracownia Poligraficzna UP PRL. Mintage 100 copies Price PLN 400 PL

Claims (5)

Zastrzezenia pazentowe 1. * Sposób odzysku metali ze szlanów anodowych pochodzacych z procesu elektrorafi¬ nacji miedzi, obejmujacy proces topienia szlamu prowadzony ewentualnie z udzialem dodat¬ ków technologicznych w postaci weglanu sodu i koksiku, utlenianie wytopionego stopu, a nastepnie elektrorafinacje metalu dore, znamienny tymf ze odmiedziowany do zawartosci ponizej 2% Cu szlam anodowy topi sie w temperaturze powyzej 1000°C, korzystnie w temperaturze okolo 1100 C, z udzialem weglanu sodu w ilosci do 5% wagowych i kok6iku w ilosci do 2% wagowych uzyskujac stop srebrowo-olowiowo-selenowy zawierajecy wagowoPazent claims 1. * A method of recovering metals from anode shafts derived from the copper electrorefination process, including the sludge melting process, possibly with the use of technological additives in the form of sodium carbonate and coke breeze, oxidation of the molten alloy, and then electrorefining of the metal dore, characterized by that copper copper to less than 2% Cu, the anode sludge melts above 1000 ° C, preferably around 1100 ° C, with sodium carbonate up to 5% by weight and cubic up to 2% by weight to give a silver-lead alloy selenium containing by weight 2. -8% Se,5-2096 Pb i ok.80% Ag,oraz zuzel olowiowy o zawartosci wagowej Pb 40-70% i Ag 1-8% a takze pyly zawierajece 5-15% Se, a nastepnie uzyskany stop srebrowo-olowiowo-selenowy utlenia sie w temperaturze powyzej 1000 C i otrzymuje metal dore o zawartosci okolo 99% Ag 1 ponizej 1% Cu oraz pyly selenowe zawierajece 10-40% Se, po czym tak wytworzone pyly selenowe przerabia sie bezposrednio na selen, natomiast zuzel pochodzecy z procesu to¬ pienia wsadu przerabia sie odrebnie znanymi sposobami, 1 odzyskuje zes srebro i olów* 2* Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze stop srebrowo-olowio¬ wo-selenowy utlenia sie za pomoce powietrza, powietrza wzbogaconego w tlen lub tlenu*2. -8% Se, 5-2096 Pb and approx. 80% Ag, and lead zuzel with the weight content of Pb 40-70% and Ag 1-8% as well as dusts containing 5-15% Se, and then the silver alloy obtained -lead-selenium is oxidized at a temperature above 1000 C and receives a fine metal with a content of about 99% Ag 1 below 1% Cu and selenium dust containing 10-40% Se, then the selenium dust produced in this way is directly transformed into selenium, while slag the charge coming from the melting process is processed separately by known methods, and the silver and lead are recovered. A process as claimed in claim 1, characterized in that the silver-lead-selenium alloy is oxidized with air, oxygen-enriched air or oxygen * 3. Sposób wedlug zastrz* 2, znamienny tym, ze proces utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego prowadzi sie w konwertorze*A method according to claim * 2, characterized in that the oxidation of the silver-lead-selenium alloy is carried out in a converter * 4. * Sposób wedlug zastrz* 1, znamienny tym, ze pyly powstajace w procesie topienia wsadu z£wraca sie ponownie do tego procesu*4. * A method according to claim * 1, characterized in that the dust generated in the process of melting the charge is returned to this process * 5. * Sposób wedlug zastrz* 1, znamienny tym, ze pyly powstajece w procesie topienia wsadu przerabia sie lecznie z pylami selenowymi wytworzonymi w pro¬ cesie utleniania stopu srebrowo-olowiowo-selenowego* Pracownia Poligraficzna UP PRL. Naklad 100 egz. Cena 400 zl PL5. * The method according to claim 1, characterized in that the dust generated in the process of melting the charge is treated with selenium dust produced in the oxidation of a silver-lead-selenium alloy. * Pracownia Poligraficzna UP PRL. Mintage 100 copies. Price PLN 400 PL
PL25882186A 1986-04-07 1986-04-07 Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime PL147036B1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL25882186A PL147036B1 (en) 1986-04-07 1986-04-07 Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL25882186A PL147036B1 (en) 1986-04-07 1986-04-07 Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime

Publications (1)

Publication Number Publication Date
PL147036B1 true PL147036B1 (en) 1989-04-29

Family

ID=20030993

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL25882186A PL147036B1 (en) 1986-04-07 1986-04-07 Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime

Country Status (1)

Country Link
PL (1) PL147036B1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Hait et al. Processing of copper electrorefining anode slime: a review
CN108118157B (en) Wiring board burns the recovery method of cigarette ash pretreatment and bromine
CA2933448C (en) A process for extracting noble metals from anode slime
CA2798302C (en) Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag
Cooper The treatment of copper refinery anode slimes
CN112342391A (en) A kind of utilization method of copper anode slime
CN110777264A (en) Method suitable for independent smelting of various complex gold concentrates
WO2023151602A1 (en) Continuous copper smelting process and continuous copper smelting equipment for treating complex gold concentrate
JP4505843B2 (en) Copper dry refining method
ES2661362T3 (en) Copper ingot refining method comprising antimony and / or arsenic
Randhawa et al. Characteristics and processing of copper refinery anode slime
CN114015879B (en) Method for recovering copper by pyrogenic process of arsenic matte
PL147036B1 (en) Method of recovering metals from copper electrorefining process anode slime
JPS6348929B2 (en)
CN111020206A (en) Method for comprehensively recovering lead-antimony-bismuth-containing materials such as Kaldo furnace smelting slag
CN110042260A (en) A kind of smelting process of low-grade difficult smelting charge of lead and zinc
CN112080648B (en) Method for treating indium-containing high-iron zinc sulfide concentrate
CN106498186B (en) A kind of method that bismuth sulfide material reduction sulphur fixing roast directly produces bismuth metal
RU2164538C1 (en) Method of processing materials containing platinum metals and carbon reducing agent
US20250179611A1 (en) Method for processing zinc concentrates
CN115747481B (en) A method for preparing crude silver from lead anode mud
KR910005056B1 (en) Method for refining of au. ag
Fernández-González et al. Copper Overview: From the Ore to the Applications-A Case Study of the Application of Concentrated Solar Energy to the Treatment of Copper Metallurgy Slags
PL144831B1 (en) Method of reclaining metals from anode slimes originating from copper electrorefining processes
SU137261A1 (en) A method of processing lead dust and lead deboning