RU2219267C1 - Способ получения сурьмы из концентрата - Google Patents
Способ получения сурьмы из концентрата Download PDFInfo
- Publication number
- RU2219267C1 RU2219267C1 RU2002121914/02A RU2002121914A RU2219267C1 RU 2219267 C1 RU2219267 C1 RU 2219267C1 RU 2002121914/02 A RU2002121914/02 A RU 2002121914/02A RU 2002121914 A RU2002121914 A RU 2002121914A RU 2219267 C1 RU2219267 C1 RU 2219267C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- antimony
- solution
- sulfur
- ferric chloride
- leaching
- Prior art date
Links
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 65
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 65
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 18
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 14
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 21
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims abstract description 20
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims abstract description 20
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 9
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 38
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 17
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims description 8
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 8
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 8
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 7
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 6
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 claims description 5
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 8
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract description 3
- 238000005530 etching Methods 0.000 abstract 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 13
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 11
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 8
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 5
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 4
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 3
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 2
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 2
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 2
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- 239000012224 working solution Substances 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000252095 Congridae Species 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 229910000410 antimony oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- FAPDDOBMIUGHIN-UHFFFAOYSA-K antimony trichloride Chemical compound Cl[Sb](Cl)Cl FAPDDOBMIUGHIN-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- NNLOHLDVJGPUFR-UHFFFAOYSA-L calcium;3,4,5,6-tetrahydroxy-2-oxohexanoate Chemical compound [Ca+2].OCC(O)C(O)C(O)C(=O)C([O-])=O.OCC(O)C(O)C(O)C(=O)C([O-])=O NNLOHLDVJGPUFR-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- VTRUBDSFZJNXHI-UHFFFAOYSA-N oxoantimony Chemical compound [Sb]=O VTRUBDSFZJNXHI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIYKJALVRPGQTR-UHFFFAOYSA-M oxostibanylium;chloride Chemical group [Cl-].[Sb+]=O LIYKJALVRPGQTR-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N sulfur dioxide Inorganic materials O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B30/00—Obtaining antimony, arsenic or bismuth
- C22B30/02—Obtaining antimony
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к металлургии цветных металлов, к получению сурьмы. В предложенном способе, включающем выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, согласно изобретению от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание. Способ позволяет повысить извлечение сурьмы и благородных металлов в самостоятельные продукты. 5 з.п. ф-лы, 1 табл.
Description
Способ относится к металлургии цветных металлов и, в частности, к металлургии сурьмы.
Сурьмяные концентраты содержат сурьму в сульфидной форме (минерал-антимонит Sb2S3). Попутными металлами являются золото и серебро. Известные промышленные способы получения сурьмы из концентрата [1] предусматривают их плавку (непосредственно или после обжига) с получением чернового металла или выщелачивание раствором сернистого натрия с электроосаждением сурьмы; черновой или катодный металл подвергаются огневому рафинированию с получением марочной сурьмы.
Недостатками указанных способов являются загрязнение окружающей среды серосодержащими выбросами (в пирометаллургических схемах - сернистым газом, в гидрометаллургической схеме - отвальным электролитом), высокий расход дорогостоящих реагентов, пониженное извлечение сурьмы (85-90%) и благородных металлов (75-85%).
Известен способ переработки сурьмяных материалов выщелачиванием хлорным железом с извлечением сурьмы 92-95% и осаждением оксихлорида сурьмы [2], получением окиси сурьмы. При этом возникает проблема освобождения сурьмы от хлора, что усложняет технологическую схему и приводит к дополнительным потерям металла.
Недостатком способа в случае получения металла является необходимость восстановительной плавки, сопровождающейся потерей хлорида сурьмы и загрязнением атмосферы.
Наиболее близким техническим решением является способ переработки висмутовых сульфидных концентратов путем выщелачивания сульфидных концентратов раствором соляной кислоты в присутствии хлорного железа с концентрацией 0,1-1,5 моль/л [3].
Недостатком подобного способа является недостаточное извлечение сурьмы в раствор при высоких затратах реагентов.
Задачей изобретения является исключение загрязнения окружающей среды серосодержащими выбросами, повышение извлечения сурьмы и попутных благородных металлов, снижение затрат реагентов.
Технический результат изобретения выражается в повышении извлечения сурьмы и благородных металлов в самостоятельные продукты.
Технический результат достигается тем, что в способе получения сурьмы из концентрата, включающем выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, согласно изобретению от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание.
Технический результат также достигается тем, что:
- при выщелачивании концентрация хлорного железа в кислом растворе составляет 300-560 г/л;
- электролиз осуществляют на катоде, отделенном от анодной секции диафрагмой;
- после отделения серы от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, его повторно выщелачивают в кислом растворе хлорного железа;
- в качестве кислого раствора хлорного железа используют отработанный электролит с анодной секции;
- серу от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, отделяют флотацией в виде пены продувкой воздухом в присутствии вспенивателя и флоторегента.
- при выщелачивании концентрация хлорного железа в кислом растворе составляет 300-560 г/л;
- электролиз осуществляют на катоде, отделенном от анодной секции диафрагмой;
- после отделения серы от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, его повторно выщелачивают в кислом растворе хлорного железа;
- в качестве кислого раствора хлорного железа используют отработанный электролит с анодной секции;
- серу от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, отделяют флотацией в виде пены продувкой воздухом в присутствии вспенивателя и флоторегента.
По предлагаемому способу сульфидный сурьмяный концентрат выщелачивают при 60-90oС в растворе 300-560 г/л хлорного железа, подкисленного соляной кислотой до 10-25 г/л НСl с расходом раствора до т:ж=1:5.
В результате реакции Sb2S3+6FeCl3=2SbCl3+6FeCl2+3S сурьма переходит в раствор, а элементарная сера и золото остаются в нерастворимом кеке.
От пульпы отделяют кек благородных металлов. Из раствора извлекают сурьму цементацией на железной стружке или (предпочтительно) электролизом. Для этого раствор заливают в катодную секцию электролизера и проводят электролиз с осаждением на катоде сурьмы по реакции. Sb+3+3е=Sb.
В анодной секции электролизера электролит обогащается хлорным железом, Fe+2-e=Fe+3. Обедненный по сурьме и обогащенный трехвалентным железом отработанный электролит с анодной секции направляется на выщелачивание.
Из сгущенной пульпы нерастворимого кека удаляют серу, например, флотацией. Для этого добавляют флотореагент керосин 1-5 г/л и вспениватель ОП-10 до 0,5-3 г/л и отделяют серу из пульпы в пену продувкой воздухом и собирают ее с поверхности. Нерастворимый кек дополнительно выщелачивают при 50-90oС отработанным электролитом с анодной секции электролизера содержащем 300-560 г/л хлорного железа и 10-25 г/л НСl с расходом раствора до т:ж=1:4-6. После перемешивания в течение 2-3 часов пульпу отстаивают, раствор декантируют, а кек отфильтровывают. Кек после сушки реализуют как концентрат благородных металлов. Раствор возвращают на выщелачивание.
При снижении концентрации хлорного железа менее 300 г/л повышаются потери сурьмы в кек и снижается извлечение золота в кек. При повышении концентрации хлорного железа более 560 г/л потери сурьмы в кек не снижаются, но повышаются потери золота в раствор. Удаление серы из кека повышает извлечение сурьмы в раствор на второй стадии выщелачивания и повышает качество кека благородных металлов.
Выщелачивание хлорным железом, содержащем 10-25 г/л соляной кислоты, повышает извлечение сурьмы в раствор. При снижении концентрации кислоты менее 10 г/л повышаются потери сурьмы в кек и снижается содержание золота в кеке. При повышении концентрации кислоты более 25 г/л потери сурьмы в кек не снижаются, но снижается извлечение золота в кек.
Предложенный способ иллюстрируется следующими примерами.
Пример 1. Навеска 500 г сульфидного сурьмяного концентрата, содержащего 62% сурьмы, 25% серы, 0,0014% золота, выщелачивается в 2700 мл раствора 350 г/л хлорного железа и 15 г/л соляной кислоты при 90oС в течение 3 часов. После отстаивания пульпы декантируется раствор (2000 мл) с содержанием сурьмы 79,7 г/л. Из пульпы удаляют серу (в данном случае флотацией). Для этого в 500 мл пульпы, оставшейся после декантации, добавляют 2 мл керосина, 1 мл вспенивателя ОП-10, продувают воздухом при 30oС в течение 0,5 часа и с поверхности собирают 104 г серы в виде пены. Сурьма из раствора извлекается, например, электролизом. Для этого растворы заливаются в катодную секцию электролизера со стальным катодом. Графитовый анод в анодной секции отделен диафрагмой из бельтинга. На электроды подается ток силой 10 А в течение 16 часов при напряжении 2 В. Получается 195 г катодной сурьмы. В очищенную от пены пульпу добавляют 1800 мл отработаного с анодной секции раствора электролита с 340 г/л хлорного железа и повторно выщелачивают при 90oС в течение 3 часов. Отстоявшийся раствор декантируют, а пульпу фильтруют для отделения кека от остатков раствора. Высушенный кек весом 62 г содержит 4% сурьмы и 0,011% золота. Извлечение золота 96% в товарный кек. Раствор объемом 1200 мл содержал 57,9 г/л сурьмы.
Растворы заливаются в катодную секцию электролизера. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 8 часов. Получается 97 г катодной сурьмы и отработанный электролит с содержанием 7,6 г/л сурьмы как оборотный раствор для выщелачивания.
Полученная катодная сурьма переплавляется с бурой в качестве флюса и всего получается 292 г сурьмы марки С0, содержащей свинца 0,2%, олова 0,07%. Прямое извлечение сурьмы в металл 92,4% и в оборотных растворах остается 6,7% сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,1%.
Пример 2. Навеска 500 г сульфидного сурьмяного концентрата, содержащего 62% сурьмы, 25% серы, 0,0014% золота, выщелачивается в 2400 мл раствора 550 г/л хлорного железа и 15 г/л соляной кислоты при 90oС в течение 3 часов. После отстаивания пульпы декантируется раствор (1900 мл) с содержанием сурьмы 89,8 г/л. Из пульпы удаляют серу (в данном случае флотацией). Для этого в 500 мл пульпы, оставшейся после декантации, добавляют 2 мл керосина и 1 мл вспенивателя ОП-10, продувают воздухом при 30oС в течение 0,5 часа и с поверхности собирают 103 г серы в виде пены.
Сурьма из раствора извлекается, например, электролизом. Для этого растворы заливаются в катодную секцию электролизера со стальным катодом. Графитовый анод в анодной секции отделен диафрагмой из бельтинга. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 16 часов. Получается 207 г катодной сурьмы.
В очищенную от пены пульпу добавляют 800 мл отработаного с анодной секции раствора электролита с 540 г/л хлорного железа и повторно выщелачивают при 90oС в течение 3 часов. Отстоявшийся раствор декантируют, а пульпу фильтруют для отделения кека от остатков раствора. Высушенный кек весом 61,3 г содержит 3,3% сурьмы и 0,011% золота. Извлечение золота 95% в товарный кек.
Раствор объемом 2000 мл содержал 115 г/л сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,3%. Раствор заливается в катодную секцию электролизера. На электроды подается ток силой 10 А, напряжением 2 В в течение 8 часов. Получается 97 г катодной сурьмы и отработанный электролит с содержанием 3,7 г/л сурьмы как оборотный раствор для выщелачивания.
Полученная катодная сурьма переплавляется с бурой в качестве флюса и получается 304 г сурьмы марки С0, содержащей свинца 0,2%, олова 0,07%. Прямое извлечение сурьмы в металл 96,4% и в оборотных растворах остается 2,9% сурьмы. Общее извлечение сурьмы в раствор 99,3%.
Сравнение результатов переработки при изменении условий и сравнения с прототипом приведено в сводной таблице.
Как видно из примеров, предложенный способ по сравнению с прототипом позволяет повысить общее извлечение сурьмы до 98%, а золота в кек до 96%. Сера выводится во флотационный продукт, не загрязняя окружающую среду Технический результат заключается в исключении загрязнения окружающей среды серосодержащими выбросами, повышение извлечения сурьмы и попутных благородных металлов, снижение затрат на реагенты.
Литература
1. "Сурьма", Металлургия, 1977 (ред. Мельников С.М, Розловский А.А.).
1. "Сурьма", Металлургия, 1977 (ред. Мельников С.М, Розловский А.А.).
2. Solozhenkin P.M. 19 Int. Mining Process Congr., San-Fransisco, 1995, v. 2, p. 223-226 (РЖ Металлургия 1996, 10Г185).
3. Авт.св. СССР 996496, C 22 B 30/06.
Claims (6)
1. Способ получения сурьмы из концентрата, включающий выщелачивание концентрата кислым раствором хлорного железа, отличающийся тем, что от полученной после выщелачивания пульпы отделяют серу, нерастворимый кек, содержащий благородные металлы, и раствор сурьмы, направляемый на осаждение сурьмы электролизом с последующим его возвращением на выщелачивание.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при выщелачивании концентрация хлорного железа в кислом растворе составляет 300-560 г/л.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что электролиз осуществляют на катоде, отделенном от анодной секции диафрагмой.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что после отделения серы от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, его повторно выщелачивают в кислом растворе хлорного железа.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве кислого раствора хлорного железа используют отработанный электролит с анодной секции.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что серу от нерастворимого кека, содержащего благородные металлы, отделяют флотацией в виде пены продувкой воздухом в присутствии вспенивателя и флотореагента.
Priority Applications (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) | 2002-08-08 | 2002-08-08 | Способ получения сурьмы из концентрата |
| PCT/RU2003/000300 WO2004015149A1 (fr) | 2002-08-08 | 2003-07-09 | Procede de production d'antimoine a partir d'un concentre |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) | 2002-08-08 | 2002-08-08 | Способ получения сурьмы из концентрата |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2219267C1 true RU2219267C1 (ru) | 2003-12-20 |
| RU2002121914A RU2002121914A (ru) | 2004-04-20 |
Family
ID=31713231
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002121914/02A RU2219267C1 (ru) | 2002-08-08 | 2002-08-08 | Способ получения сурьмы из концентрата |
Country Status (2)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2219267C1 (ru) |
| WO (1) | WO2004015149A1 (ru) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2377328C2 (ru) * | 2006-05-03 | 2009-12-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН | Способ переработки сурьмянистого золотосодержащего сплава |
| RU2412264C2 (ru) * | 2009-03-31 | 2011-02-20 | Учреждение Российской академии наук Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (УРАН ИПКОН РАН) | Способ переработки золотосурьмяных концентратов |
| RU2429304C2 (ru) * | 2009-04-06 | 2011-09-20 | Учреждение Российской академии наук Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (УРАН ИПКОН РАН) | Способ кучного выщелачивания сурьмяных руд |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU396396A1 (ru) * | 1964-06-22 | 1973-08-29 | Способ получения сурьмы | |
| US5290338A (en) * | 1992-10-16 | 1994-03-01 | Sunshine Mining Company | Antimony separation process |
| EP0806487A1 (en) * | 1996-05-06 | 1997-11-12 | ENGITEC S.p.A. | Extraction of antimony from sulfide ores by alkaline leaching, recovery of elemental sulfur and electrowinning antimony from fluoborate solution |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1138424A1 (ru) * | 1983-03-24 | 1985-02-07 | Уральский ордена Трудового Красного Знамени политехнический институт им.С.М.Кирова | Способ гидрометаллургического получени сурьмы |
| SU1167225A1 (ru) * | 1983-12-19 | 1985-07-15 | Государственный Научно-Исследовательский Проектно-Конструкторский Институт Гидрометаллургии Цветных Металлов "Гидроцветмет" | Способ гидрометаллургической переработки сурьмусодержащих продуктов |
| SU1585362A1 (ru) * | 1988-06-27 | 1990-08-15 | Уральский политехнический институт им.С.М.Кирова | Способ гидрометаллургической переработки сурьмусодержащих материалов |
-
2002
- 2002-08-08 RU RU2002121914/02A patent/RU2219267C1/ru not_active IP Right Cessation
-
2003
- 2003-07-09 WO PCT/RU2003/000300 patent/WO2004015149A1/ru not_active Ceased
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU396396A1 (ru) * | 1964-06-22 | 1973-08-29 | Способ получения сурьмы | |
| US5290338A (en) * | 1992-10-16 | 1994-03-01 | Sunshine Mining Company | Antimony separation process |
| EP0806487A1 (en) * | 1996-05-06 | 1997-11-12 | ENGITEC S.p.A. | Extraction of antimony from sulfide ores by alkaline leaching, recovery of elemental sulfur and electrowinning antimony from fluoborate solution |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2377328C2 (ru) * | 2006-05-03 | 2009-12-27 | Институт проблем комплексного освоения недр РАН | Способ переработки сурьмянистого золотосодержащего сплава |
| RU2412264C2 (ru) * | 2009-03-31 | 2011-02-20 | Учреждение Российской академии наук Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (УРАН ИПКОН РАН) | Способ переработки золотосурьмяных концентратов |
| RU2429304C2 (ru) * | 2009-04-06 | 2011-09-20 | Учреждение Российской академии наук Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (УРАН ИПКОН РАН) | Способ кучного выщелачивания сурьмяных руд |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| WO2004015149A1 (fr) | 2004-02-19 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| Anderson | The metallurgy of antimony | |
| Jha et al. | Review of hydrometallurgical recovery of zinc from industrial wastes | |
| Antuñano et al. | Hydrometallurgical processes for Waelz oxide valorisation–An overview | |
| CA2798302C (en) | Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag | |
| JP4352823B2 (ja) | 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法 | |
| Chen et al. | Recovery of silver and gold from copper anode slimes | |
| CN104928483B (zh) | 一种碲化铜渣综合回收银、硒、碲、铜的方法 | |
| CA1257970A (en) | Process to manufacture silver chloride | |
| FI118648B (fi) | Menetelmä kuparipitoisten materiaalien käsittelemiseksi | |
| Haakana et al. | Outotec direct leaching application in China | |
| RU2219267C1 (ru) | Способ получения сурьмы из концентрата | |
| Randhawa et al. | Characteristics and processing of copper refinery anode slime | |
| ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| EP0020826A1 (en) | A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
| CN104087971A (zh) | 铅冰铜的处理方法 | |
| JP2022021190A (ja) | ルテニウムの回収方法 | |
| RU2171856C1 (ru) | Способ переработки сульфидных медных концентратов, содержащих никель, кобальт и железо | |
| JPS5836654B2 (ja) | 硫化鉛を含む材料から鉛を製出する方法 | |
| EA009503B1 (ru) | Способ переработки руд на основе сульфида меди | |
| Śmieszek et al. | METALLURGY OF NON-FERROUS METALS IN POLAND. | |
| US5135624A (en) | Electrolytic hydrometallurgical silver refining | |
| Zhihong | Nickel Metallurgy | |
| CN1061382C (zh) | 含铋硫化矿或这种矿的浓缩物的处理方法 | |
| Moore | Recycling of non-ferrous metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040809 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent | ||
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20070809 |
|
| HK4A | Changes in a published invention | ||
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20120809 |