RU2192488C2 - Method of processing zinc cakes - Google Patents
Method of processing zinc cakes Download PDFInfo
- Publication number
- RU2192488C2 RU2192488C2 RU2000131258A RU2000131258A RU2192488C2 RU 2192488 C2 RU2192488 C2 RU 2192488C2 RU 2000131258 A RU2000131258 A RU 2000131258A RU 2000131258 A RU2000131258 A RU 2000131258A RU 2192488 C2 RU2192488 C2 RU 2192488C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- silver
- thiocarbamide
- solution
- thiourea
- Prior art date
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 22
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 22
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 22
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 13
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 52
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 26
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 9
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 7
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 6
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 16
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 2
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 22
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 abstract description 22
- 239000004332 silver Substances 0.000 abstract description 22
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 abstract description 5
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 7
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 6
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 2-(3-bromo-2-fluorophenyl)acetic acid Chemical compound OC(=O)CC1=CC=CC(Br)=C1F PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical class [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке серебросодержащих цинковых кеков с извлечением серебра в кондиционный продукт. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of silver-containing zinc cakes with the extraction of silver into a conditioned product.
Известен способ переработки цинковых кеков, включающий последовательно стадии флотации, обжига флотоконцентрата, сернокислотного выщелачивания продуктов обжига, отмывку твердого остатка выщелачивания от сульфатов в растворах каустической и кальцинированной соды и плавку серебросодержащего продукта на сплав Доре (см. патент России 2153013 по кл. С 22 В 7/00, опубл. в бюл. 20, 20.07.2000). A known method of processing zinc cakes, including sequentially the stages of flotation, roasting of flotation concentrate, sulfuric acid leaching of roasting products, washing the solid residue of leaching from sulphates in solutions of caustic and soda ash and smelting the silver-containing product on Dore alloy (see Russian Patent 2153013, class C 22 B, 7/00, published in Bulletin 20, 07/20/2000).
Недостатком указанного способа является необходимость проведения стадии обжига флотоконцентрата, что увеличивает капитальные затраты на улавливание пылей и очистку серосодержащих газов. The disadvantage of this method is the need for the stage of firing flotation concentrate, which increases the capital cost of trapping dust and purification of sulfur-containing gases.
Известен способ переработки цинковых кеков с извлечением серебра в кондиционный продукт, включающий тиомочевинное выщелачивание при температуре 30-85oС и рН 1-5 с последующей сорбцией из пульпы серебра гранулированным активным углем (см. патент Канады 1321077 по кл. С 22 В 3/06, опубл. 10.08.93).A known method of processing zinc cakes with the extraction of silver into a conditioned product, including thiourea leaching at a temperature of 30-85 o C and pH 1-5, followed by sorption of silver granular activated carbon from the pulp (see Canadian patent 1321077 class C. 22 In 3 / 06, published on 08/10/93).
Недостатком указанного способа является высокий расход активированного угля и низкое извлечение серебра в раствор 85%. The disadvantage of this method is the high consumption of activated carbon and low extraction of silver in a solution of 85%.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ переработки цинковых кеков, включающий водную отмывку, совместное сернокислотное и тиомочевинное (тиокарбомидное) выщелачивание с добавкой нитрата аммония при температуре 60oС, извлечение из раствора золота и серебра электролизом и цементацией с получением кондиционного по благородным металлам продукта и возвратом раствора после известкой очистки в цикл выщелачивания кеков (см. В.В. Лодейщиков. "Технология извлечения золота и серебра из упорных руд". Т. 2. Иркутск, 1999, с.438).The closest in technical essence and the achieved result is a method of processing zinc cakes, including water washing, combined sulfuric acid and thiourea (thiocarbide) leaching with the addition of ammonium nitrate at a temperature of 60 o C, extraction from a solution of gold and silver by electrolysis and cementation to obtain a conditional noble product metals and returning the solution after lime cleaning to the cake leaching cycle (see V.V. Lodeishchikov. "Technology for the extraction of gold and silver from refractory ores." T. 2. Irkutsk, 1999, p. 438).
Недостатком указанного способа является проведение электролиза из растворов с высоким содержанием меди, которая попадает в катодный осадок и способствует выпадению из раствора серебросодержащих осадков, уменьшая извлечение серебра. Другим недостатком является получение бедных по серебру растворов, что значительно увеличивает удельные затраты по расходу тиомочевины, электроэнергии. Причем наблюдается высокий выход известковых остатков при очистке раствора от тиомочевинного выщелачивания, утилизирующихся на стадии вальцевания. Ввод серной кислоты на стадию выщелачивания флотоконцентратов нарушает сульфатный баланс при утилизации растворов в действующем цинковом производстве. The disadvantage of this method is the electrolysis from solutions with a high copper content, which enters the cathode deposit and contributes to the precipitation of silver-containing precipitates from the solution, reducing silver recovery. Another disadvantage is the production of solutions that are poor in silver, which significantly increases the unit cost of consuming thiourea and electricity. Moreover, there is a high yield of calcareous residues when cleaning the solution from thiourea leaching, which are utilized at the rolling stage. The introduction of sulfuric acid at the stage of leaching of floc concentrates upsets the sulfate balance during disposal of solutions in the existing zinc production.
Техническим результатом данного изобретения является улучшение качества катодного осадка и повышение извлечения благородных металлов за счет снижения перехода меди, железа, цинка в тиомочевинный раствор, а также достижение полной утилизации продуктов технологии в действующем цинковом производстве без нарушения сульфатного баланса. The technical result of this invention is to improve the quality of the cathode deposit and increase the recovery of precious metals by reducing the conversion of copper, iron, zinc to a thiourea solution, as well as achieving complete utilization of the technology products in the existing zinc production without disturbing the sulfate balance.
Технический результат достигается тем, что известный способ переработки цинковых кеков, содержащих благородные металлы, включающий водную отмывку путем флотации кеков с получением обогащенного по серебру флотоконцентрата, его сернокислотное и тиомочевинное выщелачивание, электролиз с извлечением из раствора благородных металлов, известковую очистку раствора и возврат его на выщелачивание, согласно изобретению сернокислотное выщелачивание флотоконцентрата проводят при температуре 90-100oС и конечной кислотности 75-100 г/л с получением твердого отфильтрованного остатка, направляемого на тиомочевинное выщелачивание.The technical result is achieved by the fact that the known method of processing zinc cakes containing noble metals, including water washing by flotation of cakes with obtaining silver-rich flotation concentrate, its sulfuric acid and thiourea leaching, electrolysis with extraction from a solution of noble metals, lime treatment of the solution and returning it to the solution leaching, according to the invention, the sulfuric acid leaching of the floc concentrate is carried out at a temperature of 90-100 o With a final acidity of 75-100 g / l with obtaining solid filtered residue sent to thiourea leaching.
Предложенный способ испытан в лабораторных условиях. Испытания показали, что тиомочевинное выщелачивание остатка от сернокислотного выщелачивания флотоконцентрата (продукта водной отмывки цинковых кеков путем флотации) позволяет значительно улучшить качество катодного металла. The proposed method is tested in laboratory conditions. Tests have shown that thiourea leaching of the residue from sulfuric acid leaching of flotation concentrate (a product of water washing of zinc cakes by flotation) can significantly improve the quality of the cathode metal.
Проведение отдельной стадии сернокислотного выщелачивания флотоконцентрата при температурах 90-100oС с конечной кислотностью 50-100 г/л позволяет наиболее полно на 90-95% извлечь железо, медь в раствор, который будет направлен в основной гидрометаллургический цикл цинкового производства. При дальнейшем тиомочевинном выщелачивании твердого остатка получаются "богатые" по благородным металлам растворы с низким содержанием меди, что позволяет получать на электролизе качественные осадки благородных металлов. В связи с низким содержанием цинка в тиомочевинных растворах значительно сокращается количество известковых осадков при очистке растворов и, следовательно, затраты на их утилизацию.A separate stage of sulfuric acid leaching of flotation concentrate at temperatures of 90-100 o With a final acidity of 50-100 g / l allows the most complete recovery of iron and copper by 90-95%, which will be sent to the main hydrometallurgical cycle of zinc production. With further thiourea leaching of the solid residue, “low” copper-rich solutions with noble metals are obtained, which makes it possible to obtain high-quality noble metal deposits on electrolysis. Due to the low zinc content in thiourea solutions, the amount of calcareous precipitation during the cleaning of solutions is significantly reduced and, consequently, the cost of their disposal.
Проверку способа осуществляют следующим образом. Цинковые кеки отмывали водой, используя флотационные машины. При этом одновременно с отмывкой кеков происходила их флотация с получением флотоконцентрата и хвостов флотации. Хвосты флотации направляли на вельцевание, а флотоконцентрат состава, %: цинк 35-45; железо 7-18; медь 2-5; серебро 0,2-0,8; золото 8-12 г/т подвергали сернокислотному выщелачиванию при температуре 90-100oС в течение 6 час. Конечная кислотность пульп составила 50-100 г/л. Выход остатка от флотоконцентрата составил 50-80%. Извлечение в раствор цинка составило 20-40%, а железа и меди 90-95%. В твердом остатке на 100% оставались благородные металлы, а цинк - в сульфидной форме, который практически не переходил в раствор при тиомочевинном выщелачивании. Твердый осадок отфильтровывали и подвергали тиомочевинному выщелачиванию при температуре 40-70oС и начальной концентрации тиомочевины в растворе 15-40 г/л. В раствор переходило серебро на 95% и золото на 87%. Раствор отделяли от твердого остатка. Твердый остаток, содержащий 40-60% сульфидов цинка, направляли на обжиг, а тиомочевинный раствор состава: серебро 1,4-1,7 г/л, медь 50-100 мг/л, цинк 200-300 мг/л, железо 30-60 мг/л, золото 0,6-0,9 мг/л подвергался электролизу, при этом на катоде был получен металл состава, %: серебро 99,9; золото 0,05-0,06. Медь, цинк, железо на катоде практически не выделяются. Тиомочевинный раствор очищали от примесей раствором извести при рН 9-10. Выход известкового остатка составил 30 кг на 1 кг полученного серебра, который утилизировали в вельц-печах. Очищенный раствор снова использовали на стадии тиомочевинного выщелачивания. Расход тиомочевины составлял 10 кг/кг полученного серебра.The verification of the method is as follows. Zinc cakes were washed with water using flotation machines. In this case, simultaneously with the washing of the cakes, they flotated to obtain a flotation concentrate and flotation tails. The flotation tails were directed to Waelz, and the flotation concentrate composition,%: zinc 35-45; iron 7-18; copper 2-5; silver 0.2-0.8; gold of 8-12 g / t was subjected to sulfuric acid leaching at a temperature of 90-100 o C for 6 hours. The final acidity of the pulps was 50-100 g / l. The output of the residue from the flotation concentrate was 50-80%. The extraction in the solution of zinc was 20-40%, and iron and copper 90-95%. Noble metals remained in the solid residue 100%, and zinc in the sulfide form, which practically did not pass into the solution during thiourea leaching. The solid precipitate was filtered off and subjected to thiourea leaching at a temperature of 40-70 o C and an initial concentration of thiourea in a solution of 15-40 g / l.
В таблице приведены варианты способа переработки цинковых кеков. Как видно из приведенных в таблице данных, при использовании предложенного способа значительно улучшается качество катодного металла. Так, в катодном осадке 99,9% серебра, против 2,5% (при использовании прототипа). Уменьшается выход известкового остатка после очистки тиомочевинных растворов в 60-70 раз и расход дорогостоящей тиомочевины в 20-25 раз. The table shows the options for the processing of zinc cakes. As can be seen from the data in the table, when using the proposed method, the quality of the cathode metal is significantly improved. So, in the cathode deposit 99.9% of silver, against 2.5% (when using the prototype). The yield of calcareous residue after purification of thiourea solutions decreases by 60-70 times and the consumption of expensive thiourea by 20-25 times.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000131258A RU2192488C2 (en) | 2000-12-13 | 2000-12-13 | Method of processing zinc cakes |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2000131258A RU2192488C2 (en) | 2000-12-13 | 2000-12-13 | Method of processing zinc cakes |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2192488C2 true RU2192488C2 (en) | 2002-11-10 |
| RU2000131258A RU2000131258A (en) | 2003-01-20 |
Family
ID=20243379
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2000131258A RU2192488C2 (en) | 2000-12-13 | 2000-12-13 | Method of processing zinc cakes |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2192488C2 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2269581C1 (en) * | 2004-08-18 | 2006-02-10 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Научное конструкторско-технологическое бюро "Феррит" | Method of extraction of precious metals from ore, concentrates, spoils and tailings |
| RU2351666C1 (en) * | 2007-07-11 | 2009-04-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of gold and silver recovery from concentrates |
| RU2578881C2 (en) * | 2013-12-12 | 2016-03-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Treatment of zinc cakes |
| RU2607285C1 (en) * | 2015-08-17 | 2017-01-10 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of silver ions from hydrochloric acid solutions with tributyl phosphate |
| RU2657254C1 (en) * | 2017-07-21 | 2018-06-09 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Горно-химический комбинат" (ФГУП "ГХК") | Method of gold recovery from solid silver-containing sulfide ores of concentrates and of secondary raw materials |
| RU2778335C1 (en) * | 2021-11-12 | 2022-08-17 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for processing zinc cakes |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| PL141994B1 (en) * | 1984-11-23 | 1987-09-30 | Inst Metali Niezelaznych | Method of obtaining silver from silver-bearing materials obtained during a crude lead desilverization process |
| RU2027784C1 (en) * | 1992-07-10 | 1995-01-27 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method to process precipitates generated in the process of cementation and bearing precious metals |
-
2000
- 2000-12-13 RU RU2000131258A patent/RU2192488C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| PL141994B1 (en) * | 1984-11-23 | 1987-09-30 | Inst Metali Niezelaznych | Method of obtaining silver from silver-bearing materials obtained during a crude lead desilverization process |
| RU2027784C1 (en) * | 1992-07-10 | 1995-01-27 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Method to process precipitates generated in the process of cementation and bearing precious metals |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| ЛОДЕЙЩИКОВ В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. т.2. - Иркутск, 1999, с.438. МЕРЕТУКОВ М.А. и др. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия, 1991, с.198-212. * |
| Реферативный журнал Металлургия. - М.: ВИНИТИ, 1985, реф.9Г248. * |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2269581C1 (en) * | 2004-08-18 | 2006-02-10 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Научное конструкторско-технологическое бюро "Феррит" | Method of extraction of precious metals from ore, concentrates, spoils and tailings |
| RU2351666C1 (en) * | 2007-07-11 | 2009-04-10 | Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (статус государственного учреждения) (Институт химии ДВО РАН) | Method of gold and silver recovery from concentrates |
| RU2578881C2 (en) * | 2013-12-12 | 2016-03-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Treatment of zinc cakes |
| RU2607285C1 (en) * | 2015-08-17 | 2017-01-10 | Лидия Алексеевна Воропанова | Extraction of silver ions from hydrochloric acid solutions with tributyl phosphate |
| RU2657254C1 (en) * | 2017-07-21 | 2018-06-09 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Горно-химический комбинат" (ФГУП "ГХК") | Method of gold recovery from solid silver-containing sulfide ores of concentrates and of secondary raw materials |
| RU2778335C1 (en) * | 2021-11-12 | 2022-08-17 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for processing zinc cakes |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US6602319B1 (en) | Process for the recovery of gold and silver from used refractory bricks | |
| CN102943180B (en) | Method for recycling gold and silver from silver separating residues of copper anode slime | |
| CN103407974A (en) | Method for extracting tellurium from high-selenium content silver concentrate | |
| WO2003080879A1 (en) | Process for the recovery of gold and silver from used refractory bricks | |
| RU2192488C2 (en) | Method of processing zinc cakes | |
| CN111519026B (en) | Method for leaching secondary coated gold hematite | |
| RU2415956C1 (en) | Procedure for production of nickel and concentrate of precious metals out of copper-nickel matte | |
| CN114540626A (en) | Method for gradient recovery of valuable metals in waste acid by using antimony electrodeposition barren solution | |
| CN109913647B (en) | Wet processing method for recovering copper and zinc in bismuth middling | |
| CN1042957C (en) | Method for extracting silver and gold from refractory independent silver ore flotation silver concentrate | |
| CN85100106A (en) | Full Wet Refining Process of Gold Cyanide Slime | |
| RU2444573C2 (en) | Manufacturing method of concentrate of precious metals from sulphide copper-nickel raw material | |
| RU2618050C1 (en) | Processing method of copper anode slime | |
| CN1079439C (en) | Process for cyanogen-free lixiviating of gold from gold-contained substances | |
| RU2204620C2 (en) | Method of reprocessing iron oxide based sediments containing precious metals | |
| RU2685621C1 (en) | Method for complex processing of sulphide-oxidised copper-porphyritic ores | |
| RU2035519C1 (en) | Method for processing silver sulfate ores | |
| RU2286399C1 (en) | Method of processing materials containing precious metals and lead | |
| RU2175679C2 (en) | Method of recovery of noble and nonferrous metals from secondary raw materials | |
| Barr et al. | The new CESL gold process | |
| RU2087566C1 (en) | Method of processing zinc precipitates | |
| RU2170773C2 (en) | Method of processing zinc cakes | |
| RU2305661C2 (en) | Method of processing used solutions containing sulfuric acid, nonferrous metals and iron (versions) | |
| RU2153013C1 (en) | Method of processing zinc cakes | |
| FI87238C (en) | Process for the recovery of silver from zinc mill sinters and neutral or weak acid extraction residues using thiourea |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20111214 |