RU2039097C1 - Method of gold extraction from refining products - Google Patents
Method of gold extraction from refining products Download PDFInfo
- Publication number
- RU2039097C1 RU2039097C1 SU915015485A SU5015485A RU2039097C1 RU 2039097 C1 RU2039097 C1 RU 2039097C1 SU 915015485 A SU915015485 A SU 915015485A SU 5015485 A SU5015485 A SU 5015485A RU 2039097 C1 RU2039097 C1 RU 2039097C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- solution
- nitric acid
- leaching
- oxygen
- Prior art date
Links
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 35
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 32
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 26
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title abstract description 7
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 33
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims abstract description 30
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 20
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 9
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 9
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 3
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 claims description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 14
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N nitrogen oxide Inorganic materials O=[N] MWUXSHHQAYIFBG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 27
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 7
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 6
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 230000009931 harmful effect Effects 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 2
- -1 platinum metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- KZVBBTZJMSWGTK-UHFFFAOYSA-N 1-[2-(2-butoxyethoxy)ethoxy]butane Chemical compound CCCCOCCOCCOCCCC KZVBBTZJMSWGTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- IOVCWXUNBOPUCH-UHFFFAOYSA-N Nitrous acid Chemical class ON=O IOVCWXUNBOPUCH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N aqua regia Chemical compound Cl.O[N+]([O-])=O QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 1
- FZUJWWOKDIGOKH-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid hydrochloride Chemical compound Cl.OS(O)(=O)=O FZUJWWOKDIGOKH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000007 visual effect Effects 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано при переработке продуктов аффинажа, содержащих золото. The invention relates to hydrometallurgy of precious metals and can be used in the processing of refining products containing gold.
Известен способ извлечения золота из золотосодержащего сырья, включающий выщелачивание царсководочным раствором, в котором золото выщелачивают обработкой сырья предварительно приготовленной смесью, содержащей 1 об. 42%-ной азотной кислоты и 3-5 об. 36% -ной соляной кислоты, в течение 4-5 ч при температуре 80-90оС и соотношении Ж:T=(3-4):1. Известный способ является наиболее близким по технической сущности к предлагаемому и выбран в качестве прототипа. Этот способ, обеспечивая довольно высокое извлечение золота в раствор (98,0-99,0%), нашел широкое применение в заводской практике.A known method of extracting gold from gold-containing raw materials, including leaching with a royal water solution, in which gold is leached by processing the raw material with a pre-prepared mixture containing 1 vol. 42% nitric acid and 3-5 vol. 36% hydrochloric acid for 4-5 h at a temperature of 80-90 ° C and a ratio of F: T = (3-4): 1. The known method is the closest in technical essence to the proposed one and is selected as a prototype. This method, providing a fairly high recovery of gold in solution (98.0-99.0%), has found wide application in factory practice.
К недостаткам известного способа относится:
значительный расход азотной кислоты, так как до 25-30% азотной кислоты в процессе выщелачивания разлагается с образованием оксидов азота;
выделяющиеся оксиды азота вредно воздействуют на окружающую среду и требуют сложной системы газоочистки, что повышает экологоемкость производства;
необходимость удаления азотной кислоты из полученного золотосодержащего раствора при последующем извлечении золота из раствора.The disadvantages of this method include:
significant consumption of nitric acid, since up to 25-30% of nitric acid decomposes during leaching with the formation of nitrogen oxides;
emitted nitrogen oxides have a detrimental effect on the environment and require a complex gas purification system, which increases the environmental intensity of production;
the need to remove nitric acid from the obtained gold-containing solution in the subsequent extraction of gold from the solution.
Таким образом, известный способ способствует повышению материальных затрат при переработке золотосодержащего сырья и, тем самым, снижает эффективность его переработки. Thus, the known method helps to increase material costs in the processing of gold-containing raw materials and, thereby, reduces the efficiency of its processing.
В связи с этим для устранения указанных недостатков, а именно снижения расхода азотной кислоты и устранения вредного воздействия на окружающую среду в известном способе извлечения золота из золотосодержащих продуктов, включающем выщелачивание раствором соляной и азотной кислот, согласно изобретению, выщелачивание ведут при непрерывной подаче в раствор кислорода и периодической подаче азотной кислоты. Причем, азотную кислоту в раствор подают до массовой концентрации ее в конце выщелачивания 5-20 г/дм3.In this regard, to eliminate these drawbacks, namely, to reduce the consumption of nitric acid and eliminate the harmful effects on the environment in a known method for extracting gold from gold-containing products, including leaching with a solution of hydrochloric and nitric acids, according to the invention, leaching is carried out with continuous supply of oxygen to the solution and periodic supply of nitric acid. Moreover, nitric acid is fed into the solution until its mass concentration at the end of leaching is 5-20 g / dm 3 .
Известно сульфатно-хлоридное выщелачивание платиновых металлов из анодных шламов раствором серной кислоты и хлорида натрия в присутствии нитрида натрия и кислорода. Однако, в известном решении концентрация окислителей снижает потери извлекаемого металла с нерастворимым осадком. It is known sulfate-chloride leaching of platinum metals from anode sludge with a solution of sulfuric acid and sodium chloride in the presence of sodium nitride and oxygen. However, in a known solution, the concentration of oxidizing agents reduces the loss of recoverable metal with insoluble precipitate.
Таким образом, из уровня техники явным образом не следует о использовании кислорода для снижения расхода азотной кислоты и выделений оксидов азота при выщелачивании золота, смесью соляной и азотной кислот, что позволяет заключить о соответствии решения критерию "Изобретательский уровень". Thus, the prior art does not explicitly imply the use of oxygen to reduce the consumption of nitric acid and nitrogen oxide emissions during gold leaching with a mixture of hydrochloric and nitric acids, which allows us to conclude that the solution meets the criterion of "Inventive step".
Сущность способа заключается в том, что при периодической подаче в исходный солянокислый раствор порций азотной кислоты и непрерывной подаче кислорода, оксиды азота, образующиеся в процессе растворения золота по реакции:
Au + 4HCl + HNO3 _→ HAuCl4 + NO + 2H2O окисляются в водной и газовой фазе с образованием азотной и азотистой кислоты по реакциям:
2NO + 3/2 O2 + H2O _→ 2HNO3
2NO + 1/2 O2 + H2O _→ 2HNO2 которые, по-видимому, как катализатор инициируют процесс растворения золота по реакции:
2Au + 8HCl + 3/2 O
В результате процесс выщелачивания золота в раствор идет без выделения оксидов азота при меньшем в 6-13 раз расходе азотной кислоты по сравнению с известным способом.The essence of the method lies in the fact that with a periodic supply of portions of nitric acid to the initial hydrochloric acid solution and a continuous supply of oxygen, nitrogen oxides formed during the dissolution of gold by the reaction:
Au + 4HCl + HNO 3 _ → HAuCl 4 + NO + 2H 2 O are oxidized in the water and gas phases with the formation of nitric and nitrous acids according to the reactions:
2NO + 3/2 O 2 + H 2 O _ → 2HNO 3
2NO + 1/2 O 2 + H 2 O _ → 2HNO 2 which, apparently, as a catalyst initiate the process of gold dissolution by the reaction:
2Au + 8HCl + 3/2 O
As a result, the process of gold leaching into the solution proceeds without the release of nitrogen oxides at a 6–13-fold lower consumption of nitric acid compared to the known method.
Способ осуществляется следующим образом. В резервуар с солянокислым раствором массовой концентрацией НСl 240-360 г/дм3 загружают при температуре раствора 70-80оС навеску золотосодержащих продуктов. Затем в раствор при непрерывном пропускании через него кислорода вводят при перемешивании через равные промежутки времени азотную кислоту, из расчета, чтобы к концу выщелачивания массовая концентрация азотной кислоты в растворе составляла 5-20 г/дм3.The method is as follows. In the tank with a mass concentration of hydrochloric acid solution of HCl 240-360 g / dm 3 is charged at a solution temperature of 70-80 ° C a sample of gold products. Then, nitric acid is introduced into the solution with continuous passing through it of oxygen with stirring at regular intervals, so that by the end of leaching the mass concentration of nitric acid in the solution is 5-20 g / dm 3 .
Для сопоставления известного и предлагаемого способа в качестве примеров осуществления изобретения в лабораторных условиях было проведено выщелачивание золота из цинковых осадков с массовой долей, мас. Au 13,05; Pb 27,05; Fe 3,84; Cu 0,09; Zn 0,53; SiO2 16,1; Al2O3 7,47; MgO 11,4; CaO 13,7, и катодных осадков с массовой долей, мас. Au 89,62; Ag 6,27; Σ Fe, Cu, Zn, Pb 4,11.To compare the known and proposed method as examples of the invention in laboratory conditions, gold was leached from zinc precipitates with a mass fraction, wt. Au 13.05; Pb 27.05; Fe 3.84; Cu 0.09; Zn 0.53; SiO 2 16.1; Al 2 O 3 7.47; MgO 11.4; CaO 13.7, and cathodic deposits with a mass fraction, wt. Au 89.62; Ag 6.27; Σ Fe, Cu, Zn, Pb 4.11.
Выщелачивание проводили в герметизированных стеклянных колбах (вместимостью 0,25 дм3) с выводом газовой фазы трубкой в сосуд с водой для визуального наблюдения выделения образующихся газов. Опыты проводили по известному и предлагаемому способам. Полученные растворы и твердые продукты анализировали на золото.Leaching was carried out in sealed glass flasks (with a capacity of 0.25 dm 3 ) with the withdrawal of the gas phase by a tube into a vessel with water for visual observation of the evolution of generated gases. The experiments were carried out according to the known and proposed methods. The resulting solutions and solid products were analyzed for gold.
П р и м е р 1 (известный способ). В колбу залили 90 мл 36%-ной соляной кислоты и 30 мл 42%-ной азотной кислоты (соотношение объемов НСl:HNO3=1:3), массовая концентрация в царской водке НСl 320 г/дм3, а HNO3 130 г/дм3. Затем в приготовленный царсководочный раствор загрузили навеску катодных осадков массой 40 г и перемешивали в течение 5 ч при температуре 70-80оС. Извлечение золота в раствор составило 99,9% Расход азотной кислоты на 1 г исходного продукта 0,40 г. В процессе выщелачивания имело место выделение оксидов азота.PRI me R 1 (known method). 90 ml of 36% hydrochloric acid and 30 ml of 42% nitric acid were poured into the flask (volume ratio of HCl: HNO 3 = 1: 3), the mass concentration in aqua regia was Hcl 320 g / dm 3 , and HNO 3 130 g / dm 3 . Then a solution prepared tsarskovodochny loaded cathode deposits weighed 40 g and was stirred for 5 hours at 70-80 ° C. Recovery of gold in solution was 99.9% of the consumption of nitric acid per 1 g of the starting material 0.40 g Under leaching, there was a release of nitrogen oxides.
П р и м е р 2 (известный способ). В царсководочный раствор объемом 120 мл приготовленный аналогично примеру 1 загрузили 20 г цинковых осадков и обрабатывали в течение 4 ч при температуре 70-80оС.PRI me R 2 (known method). In tsarskovodochny solution of 120 ml volume prepared analogously to Example 1 was charged 20 g of zinc precipitation and treated for 4 hours at a temperature of 70-80 ° C.
Извлечение золота составило 98,0% расход азотной кислоты составил 0,8 г на 1 г исходного продукта. Gold recovery was 98.0%; nitric acid consumption was 0.8 g per 1 g of the starting material.
П р и м е р 3 (предлагаемый способ). В колбу залили 90 мл 36%-ной соляной кислоты, разбавили водой до 115 мл и затем загрузили навеску катодных осадков массой 40 г. В пульпу, нагретую до 80оС непрерывно вводили кислород и периодически при перемешивании 42%-ную азотную кислоту. Азотную кислоту вводили через каждые 30 мин в течение 5 ч порциями по 0,45 мл из расчета, чтобы в конце выщелачивания массовая концентрация HNO3 cоставила 20 г/дм3. Расход кислорода поддерживали 0,25 г на 1 г исходного продукта. Извлечение золота в раствор составило 99,9% при расходе азотной кислоты на 1 г исходных катодных осадков 0,06 г. Выделение оксидов азота при выщелачивании не наблюдалось.PRI me R 3 (the proposed method). The flask was poured 90 ml of 36% hydrochloric acid, diluted with water to 115 ml and then charged with a sample of cathode deposits weighing 40 In the pulp was heated to 80 C and oxygen was continuously introduced intermittently with stirring 42% nitric acid. Nitric acid was introduced every 30 min for 5 h in portions of 0.45 ml, so that at the end of leaching the mass concentration of HNO 3 was 20 g / dm 3 . Oxygen consumption was maintained at 0.25 g per 1 g of the starting material. The extraction of gold into the solution was 99.9% at a flow rate of nitric acid per 1 g of the initial cathodic precipitation of 0.06 g. The release of nitrogen oxides during leaching was not observed.
П р и м е р 4 (предлагаемый способ). В 115 мл солянокислого раствора, приготовленного аналогично примеру 3, загрузили навеску цинковых осадков массой 20 г. В нагретую до 70оС пульпу непрерывно вводили кислород и периодически азотную кислоту, предварительно разбавленную до 10% (с массовой концентрацией HNO3 105 г/дм3). Азотную кислоту вводили через каждые 30 мин в течение 4 ч порциями по 0,6 мл (8 порций) из расчета, чтобы в конце выщелачивания массовая концентрация HNO3 составила 5 г/дм3. Расход кислорода поддерживали 0,3 г на 1 г исходного продукта. Извлечение золота в раствор составило 99,5% Расход азотной кислоты на 1 г исходных цинковых осадков 0,03 г. Выделения оксидов азота при выщелачивании отсутствовали.PRI me R 4 (the proposed method). In 115 ml of a hydrochloric acid solution, prepared analogously to Example 3 was charged with a sample of 20 weight zinc precipitation In heated to 70 ° C, the pulp was continuously introduced oxygen and nitric acid was periodically pre-diluted to 10% (by mass HNO 3 concentration of 105 g / dm 3 ) Nitric acid was injected every 30 minutes for 4 hours in 0.6 ml portions (8 portions) so that at the end of leaching the mass concentration of HNO 3 was 5 g / dm 3 . Oxygen consumption was maintained at 0.3 g per 1 g of the starting material. The extraction of gold into the solution was 99.5%. The consumption of nitric acid per 1 g of the initial zinc precipitation of 0.03 g. There were no emissions of nitrogen oxides during leaching.
Экспериментально установлено, что массовая концентрация азотной кислоты в растворе при подаче последней порции в конце выщелачивания должна составлять 5-20 г/дм3, так как при уменьшении нижнего предела, например до 4 г/дм3, извлечение золота в раствор снижается для цинковых осадков до 95% для катодных осадков до 94% а при превышении верхнего предела возникает необходимость в предварительном удалении из раствора азотной кислоты перед выделением золота.It was experimentally established that the mass concentration of nitric acid in the solution, when the last portion is fed at the end of leaching, should be 5-20 g / dm 3 , since when lowering the lower limit, for example, to 4 g / dm 3 , the gold recovery in the solution decreases for zinc precipitation up to 95% for cathodic deposits up to 94% and if the upper limit is exceeded, it becomes necessary to first remove nitric acid from the solution before gold is separated.
Таким образом, приведенные примеры иллюстрируют промышленную применимость предлагаемого способа при меньшем до 6-13 раз по сравнению с известным способом расходе азотной кислоты и отсутствии выделений оксидов азота, требующих сложную систему газоочистки и вредно воздействующих на окружающую среду. Thus, the above examples illustrate the industrial applicability of the proposed method with up to 6-13 times less consumption of nitric acid in comparison with the known method and the absence of nitrogen oxides, which require a complex gas purification system and which are harmful to the environment.
Кроме того, из полученных золотосодержащих растворов с применением экстракцией, например дибутилкарбитолом, как показали опыты, можно получить золото высокой чистоты (99,99% Au) без предварительного удаления из раствора азотной кислоты. In addition, from the obtained gold-containing solutions using extraction, for example, dibutylcarbitol, experiments showed that it is possible to obtain high-purity gold (99.99% Au) without first removing nitric acid from the solution.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU915015485A RU2039097C1 (en) | 1991-12-05 | 1991-12-05 | Method of gold extraction from refining products |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU915015485A RU2039097C1 (en) | 1991-12-05 | 1991-12-05 | Method of gold extraction from refining products |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2039097C1 true RU2039097C1 (en) | 1995-07-09 |
Family
ID=21590998
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU915015485A RU2039097C1 (en) | 1991-12-05 | 1991-12-05 | Method of gold extraction from refining products |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2039097C1 (en) |
-
1991
- 1991-12-05 RU SU915015485A patent/RU2039097C1/en active
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| Металлургия благородных металлов. Под ред. Л.В.Чугаева. М.: Металлургия. 1987, с.338-340. * |
| Н.Л. Глинка. Общая химия. Л.: Химия. 1988, с.400-401. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106119554B (en) | High Purity Gold and the method for being enriched with silver, platinum and palladium are prepared from silver anode slime | |
| KR101163375B1 (en) | Environmentally friendly advanced refining process of nuclear grade zirconium by integrated metallothermic reduction of Zirconium ore and electrorefining processes | |
| Dönmez et al. | A study on recovery of gold from decopperized anode slime | |
| CN105905874A (en) | Method of recycling tellurium from anode mud | |
| CN1016707B (en) | Method for dissolving and purifying crude rhodium and alloy waste with high rhodium content | |
| US4997532A (en) | Process for extracting noble metals | |
| Chi et al. | Study of Merrill-Crowe processing. Part I: Solubility of zinc in alkaline cyanide solution | |
| CN105967153A (en) | Technology for recovering tellurium from high-tellurium slag | |
| EP3575420A1 (en) | Bismuth purification method | |
| RU2039097C1 (en) | Method of gold extraction from refining products | |
| CN1271781A (en) | Process for preparing gold by reduction of gold-contained chlorated liquid | |
| JP7198172B2 (en) | Method for treating solution containing selenosulfuric acid | |
| US6337056B1 (en) | Process for refining noble metals from auriferous mines | |
| EP0236456A1 (en) | Refining precious metals | |
| JP7423467B2 (en) | Ruthenium recovery method | |
| RU2038394C1 (en) | Method for extraction of silver from refining intermediate products containing silver chloride | |
| JP3407600B2 (en) | Silver extraction and recovery method | |
| US4582579A (en) | Method for preparing cupric ion-free cuprous chloride | |
| EP0357862B1 (en) | Process for preparing chlororhodiumic acid | |
| RU2351667C1 (en) | Treatment method of zinc-bearing golden-silver cyanic sediments | |
| RU2093672C1 (en) | Compound and method for gold leaching | |
| RU2063456C1 (en) | Method of electrolytic copper slimes processing | |
| Sobral et al. | Palladium: Extraction and refining | |
| US3332771A (en) | Recovery of platinum metals | |
| JPS646254B2 (en) |