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WO1998058089A1 - Method for smelting noble metal - Google Patents

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WO1998058089A1
WO1998058089A1 PCT/JP1998/002479 JP9802479W WO9858089A1 WO 1998058089 A1 WO1998058089 A1 WO 1998058089A1 JP 9802479 W JP9802479 W JP 9802479W WO 9858089 A1 WO9858089 A1 WO 9858089A1
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WO
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leaching
gold
silver
solution
leachate
Prior art date
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Ceased
Application number
PCT/JP1998/002479
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English (en)
French (fr)
Inventor
Satoshi Okada
Hiromi Mochida
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Mitsubishi Materials Corp
Original Assignee
Mitsubishi Materials Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Mitsubishi Materials Corp filed Critical Mitsubishi Materials Corp
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Priority to US09/180,272 priority patent/US6126720A/en
Priority to JP50411899A priority patent/JP3879126B2/ja
Publication of WO1998058089A1 publication Critical patent/WO1998058089A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C1/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
    • C25C1/20Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of noble metals
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Definitions

  • the present invention relates to a method for producing a noble metal, wherein silver is obtained by efficiently treating crude silver obtained from electrolytic slime of copper or lead or a dry process to recover refined silver, and preferably recovers gold in parallel with the purification of silver. . ⁇ Scenery
  • Copper and lead electrolytic slimes contain significant amounts of silver and gold, which have been recovered.
  • the method of electrowinning is to perform silver electrolysis using copper / lead electrolysis slime or crude silver obtained by dry smelting as an anode, and to collect purified silver, while using the anode slime generated in this silver electrolysis. It is known to dissolve impurities in nitric acid to remove impurities, deposit the remaining gold without dissolving into an anode, and perform gold electrolysis to obtain refined gold.
  • the copper 'lead electrowinning slime was leached with hydrochloric acid containing Sani ⁇ , the leachate by introducing S_ ⁇ 2 gas was reduced gold, method of deposition are known. In this reduction method, about 80% of the gold in the liquid is reduced, and the remaining unreduced gold is returned to the previous process and reduced again.
  • a method of reducing the gold in the leaching solution in S_ ⁇ 2 gas quality by suppressing the reduction rate of the gold to about 8 0% in order to be included in a large amount such as platinum and Palladium ⁇ beam is in (I) leachate should be kept, the remaining approximately 20% must be repeatedly processed, the processing efficiency is low, (ti) S_ ⁇ a control of 2 gas subtle, conditions change the gold grade of such greatly reduced There's a problem.
  • conventional methods for obtaining reduced silver via ammonia leaching include the following: (a) slime containing a large amount of impurities such as lead increases the cost of removing lead and the like; and (ii) process power from ammonia leaching to reduction. There is a problem that the amount of impurities of copper and lead is large although it is complicated.
  • the present invention solves such a problem in the conventional processing method, and easily purifies coarse silver by a relatively simple processing step, and furthermore, performs silver purification processing and gold recovery processing in parallel.
  • the purpose of the present invention is to provide a method for producing a precious metal, which can shorten the production period. Disclosure of the invention
  • the present invention solves the conventional problem of using an anode by dissolving coarse silver in nitric acid and electrolytically extracting silver using the leaching purified liquid as an electrolytic solution, instead of producing coarse silver into an anode for electrolytic refining. Resolved.
  • the leachate purification method and post-electrolysis solution treatment were improved to effectively eliminate impurities.
  • gold can be recovered in a short period of production. .
  • the present invention comprises: (1) a leaching step of dissolving coarse silver in nitric acid, a purification step of precipitating and removing impurity metals in the leachate, an electrolysis step of electrolyzing the purified liquid to precipitate and extract silver, and a post-electrolysis solution.
  • the present invention relates to a method for producing a noble metal, characterized in that nitric acid is recovered by removing the precipitate by reversing the process, and then recycled.
  • the production method of the present invention comprises the following steps: (2) in a coarse silver leaching step (primary leaching), an oxidizing agent is added to the leaching solution to precipitate a platinum group element in the solution; Including the method of sending to the liquid purification process.
  • potassium permanganate is used as an oxidizing agent, and potassium permanganate is used in an amount of 6 to 24 mol times the amount of platinum in the leachate, and 4 to 16 times the amount of palladium.
  • a method of adding the total amount of the above molar amount to precipitate and remove the platinum group element is included.
  • a permanganic acid rim is added to the primary leaching solution to precipitate the platinum group elements in the solution, thereby separating the platinum group element from the primary leaching solution. Can reduce the burden of purification processes.
  • an iron sulfide compound is added to a nitric acid leaching solution (primary leaching solution), and selenium in the solution under a liquidity of pH less than 3 to 4; Includes a method of precipitating tellurium and / or bismuth together with iron hydroxide, and further removing copper from the liquid by converting it to hydroxide under a pH of 4-5.
  • the production method of the present invention preferably has a gold recovery treatment system in parallel with the coarse silver purification treatment system.
  • the present invention provides (5) a silver treatment step of electrowinning silver by any one of the above methods (i) to (4), and, in parallel with this, a primary leaching slag of coarse silver (a chlorinated solution of a nitric acid residue).
  • the gold recovery step in the above-described production method of the present invention is, for example, (6) extracting gold from the secondary leachate by solvent extraction.
  • this gold reduction treatment system is as follows: (8) In the gold recovery step, secondary leaching is performed using hydrochloric acid containing oxalic acid and sodium chloride, and further, hydrogen peroxide and hydrochloric acid, chlorine gas and hydrochloric acid, or In this method, tertiary leaching is performed using hypochlorous acid and gold is reduced and precipitated by adding oxalic acid to the tertiary leaching solution.
  • FIG. 1 is a flow chart showing an outline of the production method of the present invention
  • FIG. 2 is a flow chart showing a step of reduction precipitation in the gold recovery process of the present invention.
  • the production method of the present invention has a processing system for electrolytically refining coarse silver and a gold recovery processing system in parallel. Each processing step will be described below.
  • the production method of the present invention comprises a leaching step of dissolving coarse silver in nitric acid (primary leaching), a purification step of removing precipitate metal in the leachate by precipitation, an electrolytic step of electrolyzing the purified liquid to extract and collect silver, It has a coarse silver electrolytic refining treatment system consisting of a step of circulating the solution after electrolysis to the leaching step.
  • coarse silver copper electrolytic slime (coarse silver obtained from lead angle slime, or coarse silver obtained from dry manufacturing) can be used.
  • the process for producing coarse silver is not limited.
  • coarse silver obtained by pressure leaching copper'lead electrolytic slime with sulfuric acid, ammonia leaching the residue generated when chlorinating the leachate, and reducing silver ammonium complex in the solution can be used. . (Leaching process)
  • the coarse silver is dissolved using nitric acid.
  • Coarse silver is easily dissolved in nitric acid by being shot into particles with a particle size of about 5 mm to form a silver nitrate solution.
  • nitric acid By dissolving nitric acid in nitric acid at a concentration of about 1N, silver can be easily dissolved, and it can be used as an electrolytic solution as it is after being purified.
  • transportation can be automated by making coarse silver into shots.
  • the process can be omitted and automation can be easily performed, and the entire electro-angle treatment process including the removal of the electro-angle and slime can be automated.
  • nitric acid leaching step By performing this nitric acid leaching step at a temperature of 680 ° C., a substantial amount of silver can be dissolved in a short time, for example, in about 2 hours when a sufficient amount of nitric acid is used for coarse silver. You can power. This nitric acid leaching solution is sent to about Ml.
  • the leachate is permeated with permanganate-powered lime and subjected to solid-liquid separation, whereby a primary leachate from which the platinum group elements have been removed in advance can be obtained.
  • Most of the platinum group elements such as platinum and palladium contained in the nitric acid leaching solution form nitrite complex ions and are converted into the nitric acid leaching solution.
  • potassium permanganate platinum and palladium are converted to hydroxides and precipitated.
  • other common oxidizing agent such as hydrogen peroxide, is used instead of permanganate reactor, the separation of platinum chloride, not the juice, is insufficient.
  • the added amount of permanganate power rim may be an amount sufficient to convert nitrite complex ions to nitrate ions. Specifically, it is preferably 14 mole times the amount required for oxidation.
  • Nitrite complex ion of platinum and palladium [P t (NO,) JP d (N0 2 ) J 2 -is composed of 6 molecules and 4 molecules of nitrite ion per atom of platinum and palladium, respectively.
  • a minimum of 6 moles of platinum and 4 moles of palladium are required, and preferably 14 moles of potassium permanganate, that is, The amount of potassium permanganate used is 642 times the amount of platinum in the solution, and 4 16 times the amount of palladium in the solution.
  • the total amount of the above molar amounts refers to, for example, when X mole of platinum and Y mole of palladium are present in the solution, permanganate power is 6 X moles to oxidize the nitrite complex ion of platinum, and Since 4 Y moles are each required to oxidize the nitrate complex ion, the total amount is 1 to 4 mole times the (6X + 4Y) of the addition of these. If the added amount of permanganate power is less than the above molar amount, the precipitation of platinum and palladium becomes sufficient. If the amount of potassium permanganate added exceeds the above molar amount, the permanganate ionic force S in the solution increases, and the potassium concentration also increases, which is not preferable.
  • the addition of permanganate power reamer is performed by adjusting the pH of the nitric acid leachate to 1 or more.
  • the pH of the nitric acid leaching solution By setting the pH of the nitric acid leaching solution to 1 or more, platinum or palladium liberated by the nitrite complex becomes a compound and precipitates.
  • the pH is 2 or higher, and more preferably, the pH is 2.5 or higher. However, if the pH exceeds 5, silver in the liquid becomes silver oxide, which is not suitable.
  • the liquid temperature is preferably at least 80 ° C.
  • the liquid temperature may be 60 to 80 ° C as described above.
  • platinum precipitation does not occur sufficiently at a solution temperature of 60 ° C or less.
  • lime quick lime, slaked lime
  • nitric acid leachate adjust pH in two stages and coprecipitate with iron.
  • lime is added to the nitric acid leaching solution to neutralize the solution, and the pH of the solution is adjusted to pH 3 to 4, preferably around pH 3.5. While adding iron sulfate, selenium, tellurium, bismuth, etc.
  • the pH of the leaching solution should be adjusted to 4 to 6, preferably 4 to 5, for palladium in the solution.
  • the pH of the leaching solution should be adjusted to 4 to 6, preferably 4 to 5, for palladium in the solution.
  • the pH of the nitric acid solution from which impurities have been removed in the above purification process is adjusted to obtain an electrolytic solution, and electrolysis is performed to precipitate and collect silver in the solution.
  • the pH of the electrolyte is 0.8 to 1.5 force.
  • Metallic silver deposited by electrolysis accumulates at the bottom of the tank.
  • the force sword material is a stainless steel plate
  • the anode material is a pure titanium plate or a titanium plate coated with ruthenium oxide.
  • the electrolyte has a temperature of 37 to 42 ° C and a current density of about 400 A / m 2 .
  • Crude silver with a purity of about 90-92% is refined to a purity of 9.99% by electrowinning.
  • sulfuric acid is added to the solution after electrolysis to adjust the liquid properties.
  • sulfuric acid is added to the solution after electrolysis, and calcium in the solution is converted to gypsum and precipitated to recover nitric acid.Lead in the solution is converted to lead sulfate and co-precipitated with gypsum, and this is filtered.
  • the nitric acid solution is circulated to the leaching step. In this way, the nitric acid is circulated after being recovered, so that it can be effectively reused in the leaching process.
  • the lead in the liquid is removed, the accumulation of lead is extremely small even if it is repeatedly used.
  • the sulfate contained in the circulated nitric acid solution has the effect that lead, which is an impurity contained in the coarse silver, becomes lead sulfate during the nitric acid leaching, and is precipitated and removed in the leaching step.
  • the production method of the present invention has a gold extraction treatment system together with the above-mentioned silver purification treatment system.
  • the method includes a step of electrowinning silver by the above electrolytic treatment method, and collecting gold after chlorinating and dissolving (secondary leaching) a residue generated by dissolving coarse silver in nitric acid (primary leaching).
  • the residue generated by dissolving the crude silver in nitric acid is dissolved in the presence of chlorine or hydrogen peroxide or dissolved in hypochlorous acid.
  • the primary leaching residue can be easily chlorinated and dissolved by chlorination using these chlorine and hydrogen peroxide together.
  • the reaction temperature is suitably from 60 to 75 ° C, and the acid concentration of the solution is suitably from 2 to 3N.
  • gold contained gold chloride Au u C 1 4 -
  • the gold extraction solvent is added to the hydrochloric acid solution obtained by leaching gold by the above-mentioned mouth ligation to extract gold.
  • a gold extraction solvent dibutyl carbitol or the like can be used.
  • the extraction conditions should be such that the acid concentration of the solution is 1 to 3N, and the volume ratio of the extraction solvent to the solution is 0.5 to 1.
  • hydrochloric acid is added to the solvent to wash impurities in the solvent, and then a reducing agent is added to the organic solvent in which gold is dissolved to selectively reduce gold and precipitate. Let it. Oxalic acid is suitable as the reducing agent.
  • gold can be recovered by reduction precipitation from the leachate.
  • Fig. 2 shows the gold recovery process by this reduction precipitation.
  • the primary leaching residue contains a platinum group element such as platinum or palladium by performing an oxidation treatment with a permanganic acid rim during the primary leaching, the primary leaching residue is chlorinated and dissolved in the presence of oxalic acid ( (Secondary leaching), and the platinum and / or palladium is leached to separate from the gold contained in the leaching residue.
  • a platinum group element such as platinum or palladium
  • This secondary leaching (the chlorinated solution is performed in the presence of a small amount of oxalic acid at an acid concentration in the range of 0.1 to 1 normal.
  • a donkey can be used as a source of chlorine ions. If chlorine ions are required in excess of this, it is advisable to add a neutral salt such as sodium chloride together with hydrochloric acid, etc. If the acid concentration is less than 0.1N, the leaching capacity of the platinum group element is sufficient. If it exceeds, the effect of oxalic acid to suppress gold leaching is small, and the amount of gold leached coexisting with platinum or palladium is not large, which is not preferable.
  • the reason for using a small amount of oxalic acid is to suppress the leaching of gold.
  • the amount of oxalic acid at this time may be an amount necessary to reduce the total amount of gold contained in the treated slag.
  • the reaction of this leaching process ⁇ is 75-901: 1 3 ⁇ 4.
  • the end point of the reaction can be known by confirming that the redox potential of the solution has fallen below the reduction potential of gold.
  • Platinum group elements such as platinum and palladium contained in the treated slag are chlorinated and dissolved in the secondary leachate.
  • gold remains in the leaching residue and can separate gold and platinum group elements.
  • Platinum and palladium in the leachate are recovered by precipitation with 7K oxide by neutralization with caustic soda, etc. or with ammonium chloride in combination, or by platinum / palladium extraction by solvent extraction I can do it.
  • the molten slag generated in the secondary leaching step is further chlorinated and dissolved (tertiary leaching) to leach gold.
  • This chlorination dissolution can be performed in the same manner as in the secondary leaching of the solvent extraction treatment. That is, it is better to use a combination of hydrogen peroxide and hydrochloric acid, or a combination of chlorine gas and hydrochloric acid, or hypochlorous acid. Dissolution of hydrochloric acid in the presence of hydrogen peroxide or chlorine gas can promote gold leaching.
  • the reaction temperature is suitably 60 to 80 ° C, and the acid concentration of the solution is suitably 2 to 11N.
  • the gold is included gold chloride - keep a amount necessary to, and the acid concentration in the liquid to 2 to 1 N (A n C 1 4) It is advisable to use the required amount of hydrochloric acid and 1.2 equivalents of hydrogen peroxide required to oxidize gold.
  • the end point of the reaction can be determined by confirming that the redox potential of the solution has exceeded the dissolution potential of gold.
  • Dissolved liquid obtained by the above chlorination and dissolution of molten slag Alkaline such as caustic soda is added to gold leaching, the liquid property is adjusted to around pH 1, and then a reducing agent is added to select gold in the liquid. If the pH of the solution is less than 0.5, the reduction rate of oxalic acid will be slowed, and the actual reduction rate will be reduced. If the pH is 2 or more, precipitation of impurities will occur. It is not preferable because it is generated and mixed with the reduced gold.
  • Oxalic acid is suitable as the reducing agent.
  • a reducing agent such as sodium sulfite or hydrazine, which is stronger than oxalic acid, is used, impurity metals such as platinum and palladium, which are dissolved in a small amount in the solution, are simultaneously reduced and precipitated, so that the purity of gold decreases.
  • Crude silver (grade: 5% gold, 92% silver, 2% copper, 0.15% palladium) 100 g leached with 1 liter of 1N nitric acid, 92 g / l silver, 2 copper A nitric acid solution of g / l, 10 ppm of palladium was obtained. Slaked lime was added to the solution to adjust the pH to 6, and copper and palladium hydroxides were precipitated and separated by filtration. The copper and palladium concentrations in the nitric acid solution after the purification were 1.5 g / l and 2 O ppm, respectively.
  • nitric acid was added to the nitric acid leaching solution to adjust the pH to 1, thereby obtaining an electrolytic solution.
  • Electrolysis was performed at 40 OA / m 2 for 7 hours, and 50% by weight of the silver content was collected.
  • slaked lime was added intermittently to keep the pH of the solution at 1. As a result, 99.99% of precipitated silver was obtained at a current efficiency of 97%.
  • the filtrate after the purification treatment (the concentrations of copper, selenium, tellurium, and bismuth contained in the nitric acid leachate were Cu: 1.5 g / l, Se: 2 ppm, and Te: ⁇ 1 ppm Bi: 2 ppm, respectively).
  • a black-brown precipitate was formed.These were separated by filtration and the concentrations of each element in the filtrate were measured.Ag: 100 g / 1, Cu: 2 g / 1, Pt: ⁇ 1 ppm, Pd: ⁇ lppm Thus, a primary leachate was obtained in which gold, palladium and palladium were separated. Further, when the precipitate was analyzed by X-ray diffraction, it was found that palladium hydroxide and platinum hydroxide were included, and the platinum content of palladium was 0.0175 g and 0.002 g, respectively.
  • potassium permanganate was added to 50 ml of the primary leachate in 0.8 ml. g was added (KMn04: 4 moles: 1 mole times the total moles of nitrite ions coordinated to Pt and Pd), and the mixture was sprinkled at 80 ° C for 1 hour and half.
  • Example 7 Except that 0.8 g of potassium permanganate (1 ⁇ 4 relative to the total molar amount of nitrite ion coordinated to Pt and Pd: 4 molar times) was used for 50 ml of the nitric acid solution of Example 4. In the same manner as in Example 4, permanganic acid-containing lime was added, and the formed precipitate was separated by filtration. When the concentration of each element in the filtrate was measured, it was found that Ag: 400 g / I, Cu: 8 g / KPt: ⁇ 1 ppm, and Pd: ⁇ lppm. The contents of platinum and palladium in the precipitate were 0.0175 g and 0.002 g, respectively.
  • Example 7 Example 7
  • Hydrochloric acid solution prepared by adding 5 g of caustic soda to 100 ml of 0.5 N hydrochloric acid was added to 10 g of the primary leach residue of coarse silver (pH: 1), and 2 g of oxalic acid was added, followed by reaction at 80 ° C for 1 hour After leaching, the mixture was filtered. Table 1 shows the metal concentrations of the filtrate (secondary leachate) together with the primary leachate. In addition, 100 ml of 0.5 N hydrochloric acid was added to the primary leachate to adjust the pH to 1, and then the above oxalic acid was added to the filtrate.
  • Example 4 the same crude silver leachate as in Example 4 was used, but as shown in Table 4, the secondary leachate had a higher gold concentration and the tertiary leachate had a lower gold concentration than Example 4. Therefore, the amount of collected gold is small.
  • Example 5 The same procedure as in Example 4 was repeated except that 100 ml of 1N sulfuric acid was used as the dissolving solution, and the primary leach residue was secondarily leached and filtered. The metal concentration of this filtrate (secondary leaching was shown in Table 5. Further, this filter cake was chlorinated and dissolved in the same manner as in Example 4. This leaching solution (the metal concentration of the third leaching swelling was compared with Table 5). Shown.
  • Example 5 the same crude silver leachate as in Example 4 was used, but as shown in Table 5, the platinum concentration and the palladium concentration in the secondary leachate were lower than those in Example 4, but the platinum in the tertiary leachate was lower. The concentrations of palladium and palladium were much higher, and the separation of platinum and palladium from gold was sufficient.
  • the production method of the present invention unlike the conventional treatment method, does not require a step of producing coarse silver on the anode during the electrolytic refining of coarse silver, and therefore can easily obtain high-purity silver. Wear. Further, when purifying the leachate, impurity metals such as selenium, tellurium, bismuth, copper, and lead can be effectively removed, so that slime having a large amount of impurities can be treated well.
  • the production method of the present invention has a gold extraction treatment system together with a silver electrolytic treatment system, so that gold can be recovered in parallel with silver purification, and the production time can be reduced. It can be greatly reduced. As an example, the manufacturing time can be reduced by about 20 days compared to the conventional manufacturing method in which gold is recovered after silver processing. In addition, since the manufacturing process is simple, it is possible to reduce the number of workers compared to narrow spaces.

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Description

明 細 書
技 術 分 野
本発明は、 銅や鉛の電解スライムあるいは乾式製鍊から得られる粗銀を効率よく 処理して精製した銀を回収し、 好ましくは銀の精製と並行して金を回収する貴金属 製鍊方法に関する。 冃 景 技
銅や鉛の電解スライムにはかなりの銀や金が含まれており、 従来からその回収が 行われている。 そのうち電解採取を行う方法は、 銅 ·鉛電解スライムあるいは乾式 製鍊により得た粗銀をァノ一ドとして銀電解を行い、 精製した銀を採取する一方、 この銀電解において生じたァノードスライムを硝酸溶解して不純物を除去し、 溶解 せずに残る金をァノードに^^み、 金電解を行って精製した金を得る方法が知られ ている。
また、 銅'鉛電解スライムを酸ィ匕剤を含む塩酸で浸出し、 この浸出液に S〇2ガス を導入して金を還元し、 析出させる方法が知られている。 この還元方法では液中の 金の約 8 0 %を還元し、 残留した未還元の金を前工程に戻して再度還元処理してい る。
更に、 銅電解スライムを用いて高温での複雑な溶解操作を行うことにより金、 銀 を高率で回収する湿式製鍊法が知られている (特開昭 46-4755号)。 例えば、 銅スラ ィムを硫酸でォ一トクレーブにより加圧浸出した後に、 浸出液を塩素化して液中の 金を溶媒抽出により回収する一方、 塩素ィ匕時の残渣をアンモニア浸出し、 銀をアン モニァ錯体として溶解させた後にブドウ糖などで還元して粗銀を得る方法が知られ ている。
しかし、 従来の上記電解採取方法は、 (ィ)銀電解後に金電解を行うために金の製 鍊期間が長くなり、 金の生産性が悪い、 (口)電解時のアノード铸造作業に手間が掛 かり、 自動化が Iしいため作業性および生産性が低い等の問題があった。
また、 浸出液中の金を s〇2ガスで還元する方法は、 (ィ)浸出液には白金やパラジ ゥム等が多量に含まれるために金の還元率を 8 0 %程度に抑えて品質を保つ必要が あり、 残り約 2割は繰り返し処理する必要があり、 処理効率が低い、 (ti) S〇2ガス の制御が微妙であり、 条件が変わると金の品位が大幅に低下する等の問題がある。 さらに、 従来のアンモニア浸出を経て還元銀を得る方法は、 (ィ)不純物の鉛等が 多いスライムでは鉛等の除去処理にコス卜が嵩む、 (Π)アンモニア浸出から還元処 理までの工程力煩雑でありながら銅や鉛の不純物量が多い問題がある。
本発明は従来の処理方法におけるこのような問題を解決したものであり、 比較的 簡単な処理工程によつて粗銀を容易に精製し、 しかも銀の精製処理と金の回収処理 を並列に進めることにより製鍊期間を短縮できる貴金属の製鍊方法を提供するもの である。 発 明 の 開 示
本発明は、 粗銀をァノードに铸造して電解精製を行うのではなく、 粗銀を硝酸溶 解し、 この浸出浄液を電解液として銀を電解採取することによりアノードを用いる 従来の問題を解消した。 また、 浸出液の浄液方法および電解後液処理を改善して不 純物を効果的に排除した。 さらに、 上記電解採取の処理系と並行して硝酸浸出の残 滓を塩素化溶解して金を回収する処理系を設けることにより短期間の製鍊で金を回 収できるようにしたものである。 すなわち、 本発明は、 (1 ) 粗銀を硝酸溶解する浸出工程、 浸出液中の不純物金 属を沈澱除去する浄液工程、 浄液を電解して銀を析出採取する電解工程、 電解後液 を浸出工程に循環する工程を有し、 浄液工程において石灰を加え硝酸浸出液を中和 して液中の不純物金属を沈澱させ、 循環工程において電解後液に硫酸を加えて液中 のカルシウムを石膏に転じて沈澱除去することにより硝酸を回復させた後に循環使 用することを特徴とする貴金属製鍊方法に関する。 本発明の上記製鍊方法は、 (2 ) 粗銀の浸出工程 (一次浸出)において、 浸出液に 酸ィ匕剤を添加して液中の白金族元素を沈澱させ、 固液分離後、 濾液を浄液工程に送 る方法を含む。 具体的には、 (3 ) 酸化剤として過マンガン酸カリウムを用い、 過 マンガン酸カリウムを浸出液中の白金量に対して 6〜2 4モル倍量、 パラジウム量 に対して 4〜1 6モル倍量となる量、 白金およびパラジウムを含有する場合には上 記モル倍量の合計量を添加して白金族元素を沈澱除去する方法を含む。 粗銀の浸出 の際に、 過マンガン酸力リゥムを一次浸出液に加えて液中の白金族元素を沈澱させ ることにより、 一次浸出液から白金族元素を分離すること力でき、 銀電解処理にお ける浄 ί¾ 程の負担を低減すること力できる。 さらに、 本発明の製鍊方法は、 (4 ) 浄液工程において、 硝酸浸出液 (一次浸出液) に鉄ィヒ合物を添加し、 p H 3〜4未満の液性下で液中のセレン、 テルルおよび/ま たはビスマスを水酸化鉄と共に沈澱させ、 さらに p H 4〜5の液性下で液中の銅を 水酸化物に転じて沈澱除去する方法を含む。 このような二段階の P H調整により液 中の不純物金属が除去され、 高純度の銀を析出回収すること力できる。 また、 本発明の製鍊方法は、 好ましくは、 粗銀の上記精製処理系と並行して金の 回収処理系を有するものである。 すなわち本発明は、 (5 ) 上記ひ)〜 (4)のいずれか の方法で銀を電解採取する銀処理工程と、 これと並行して粗銀の一次浸出滓 (硝酸 溶解残 を塩素化溶解 (二次浸出)した後に金を回収する金回収工程とを有すること を特徴とする貴金属製鍊方法に関する。 粗銀の精製処理系と並行して金の回収処理 系.を有することにより、 金の製鍊期間が大幅に短縮されるので製鍊コス卜の低減に 極めて有利である。 本発明の上記製鍊方法における金回収工程は、 例えば、 (6 ) 二次浸出液から溶 媒抽出によって金を回収する方法である。 あるいは、 (7 ) 金回収工程において、 粗銀の一次浸出滓を、シュゥ酸の存在下、酸濃度 0.:!〜 1規定以下で塩素化溶解 (二 次浸出)して白金族元素を浸出分離する一方、 さらにこの二次浸出滓を塩素化溶解 (三次浸出)して金を浸出させ、 この浸出液に還元剤を加えて金を還元析出させる方 法である。 この金の還元処理系は、 好ましくは、 (8 ) 金回収工程において、 シュ ゥ酸および塩化ナトリゥムを含む塩酸を用いて二次浸出を行い、 さらに過酸化水素 と塩酸、 塩素ガスと塩酸、 あるいは次亜塩素酸を用いて三次浸出を行い、 この三次 浸出液にシユウ酸を加えて金を還元析出させる方法である。
本発明のこれら各態様の製鍊方法は、 いずれも (9 ) 銅電解スライムないし鉛電 解スライムから得た粗銀、 あるいは乾式製鍊から得た粗銀を用いること力できる。
図面の簡単な説明
第 1図は本発明の製鍊方法の概略を示すフロー図であり、 第 2図は本発明の金回 収ェ程のうち、 還元析出による工程を示すフロー図である。
発明を実施するための最良の形態
以下に本発明を実施の形態に即して具体的に説明する。 図示するように、 本発明 の製鍊方法は粗銀を電解精製する処理系と、 金の回収処理系とを並列に有する。 各 処理工程を以下に説明する。
( I )粗銀の精製処理系
本発明の製鍊方法は、 粗銀を硝酸溶解する浸出工程 (一次浸出)、 浸出液中の不純 物金属を'沈澱除去する浄液工程、 浄液を電解して銀を析出採取する電解工程、 電解 後液を浸出工程に循環する工程からなる粗銀の電解精製処理系を有する。
粗銀は銅電解スラィムゃ鉛電角スライムから得た粗銀、 あるいは乾式製鍊から得 た粗銀などを用いることができる。 粗銀の製造過程は制限されない。 例えば、 銅' 鉛電解スライムを硫酸で加圧浸出し、 浸出液を塩素化する際に生じた残滓をアンモ ニァ浸出し、液中の銀ァンモニゥム錯体を還元して得た粗銀を用いることができる。 〔浸出工程〕
浸出工程において硝酸を用いて上記粗銀を溶解する。 粗銀は粒径 5 mm程度の 粒子にショット化することにより容易に硝酸に溶解して硝酸銀溶液となる。 硝酸は 1規定程度の濃度でよ 硝酸で溶解することにより銀が容易に溶解し、 かつ浄液 してそのまま電解液として用いることができる。 また、 粗銀をショット化すること によって運搬も自動化できる。 しかも粗銀をアノードに^ する必要がないので、 工程が省略でき自動化が容易であり、 電角军スライムの除去等を含めた電角?処理 工程全体を自動化できる。
この硝酸浸出工程は 6 0 8 0 °Cの温度下で行うことにより、 短時間、 例えば 粗銀に対して十分な量の硝酸を用いた場合、 2時間程度で銀を実質的に全量溶解す ること力できる。 この硝酸浸出液を浄 Ml程に送る。
浸出工程:白金族の分離
上記硝酸浸出工程 (一次浸出)において、 浸出液に過マンガン酸力リゥムを添カロし て固液分離することにより、 予め白金族元素を除去した一次浸出液を得ることがで きる。 硝酸浸出液に含まれる白金やパラジウム等の白金族元素は大部分が亜硝酸錯 イオンを形成して硝酸浸出液に^ している。 これを過マンガン酸カリウムを用い て酸化することにより、白金およびパラジウムは水酸化物に転じて沈殿する。なお、 過マンガン酸力リゥムに代えて他の一般的な酸化剤である過酸ィ匕水素などを用いた 場合には 力汁分ではなく、 白金^ ΰ素の分離が不十分である。
過マンガン酸力リゥムの添加量は亜硝酸錯イオンを硝酸イオンに酸ィ匕するのに足 りる量であればよい。 具体的には酸化に必要な量の 1 4モル倍量が好ましい。 白 金およびパラジウムの亜硝酸錯イオン [P t (NO,) J P d (N02) J 2- は白金、 パラジウムの 1原子に対して各々 6分子、 4分子の亜硝酸イオンが ¾位し ているので、 これらを硝酸イオンに酸化するには最小限、 白金の 6モル倍量、 パラ ジゥムの 4モル倍量の過マンガン酸カリウムが必要であり、 好ましくは、 その 1 4モル倍量即ち、 溶液中の白金量に対して 6 2 4モル倍量、 パラジウム量に対し て 4 1 6モル倍量の過マンガン酸カリウム力用いられる。 この過マンガン酸カリ ゥムの添加量は硝酸性溶液に含まれる白金量ないしパラジゥム量に対しておのおの 上記範囲のモル量となる量であれば良い。
なお、 白金およびパラジウムの両方を含む場合には、 上記モル量の合計量を添カロ する。 ここで合計量とは、 例えば、 溶液中に白金が Xモルおよびパラジウムが Yモ ル存在する場合、 過マンガン酸力リゥムは白金の亜硝酸錯イオンを酸化するために 6 Xモル、 パラジウムの亜硝酸錯イオンを酸化するために 4 Yモルそれぞれ必要で あるから、 これらを加えた ( 6 X + 4 Y) の 1〜4モル倍量となる量が合計量とな る。 過マンガン酸力リゥムの添加量が上記モル量より少ないと白金およびパラジゥ ムの沈殿カ坏十分になる。 なお、 過マンガン酸カリウムの添加量が上記モル量を上 回ると、 液中の過マンガン酸イオン力 S増加し、 カリウム濃度も高くなるので好まし くない。
過マンガン酸力リゥムの添加は硝酸浸出液の p Hを 1以上に調整して行う。 硝酸 浸出液の p Hを 1以上とすることにより亜硝酸錯体が^して遊離した白金あるい はパラジウムが化合物となって沈殿する。 好ましくは p H 2以上が良く、 更には p H 2. 5以上がより好ましい。 但し、 p H 5を超えると液中の銀が酸化銀となるの で適当ではない。 また、 液温は 8 0 °C以上が好ましい。 過マンガン酸カリウムを 添加せずに硝酸浸出を行う場合の液温は先に述べたように 6 0〜8 0 °Cでよいが、 硝酸浸出と共に過マンガン酸力リゥムを添加して白金族元素の分離を行う場合には 液温を 8 0 °C以上に調整して行うのが好ましい。 硝酸浸出液が白金を含む場合、 液温が 6 0 °C以下では白金の沈殿が十分に生じない。
〔浄 ¾X程〕
浄液工程において、 上記硝酸浸出液に石灰 (生石灰、 消石灰)を加えて該浸出液を 所定の p Hに中和することにより液中の不純物金属を沈澱させて除去する。ここで、 硝酸浸出液 (硝酸銀溶 にセレン、 テルル、 ビスマス、 銅などの不純物金属イオン 力含まれている場合には、 p H調整を 2段階に行い、 また鉄を添カロして共沈させる ことによりこれらの不純物を効果的に除去すること力できる。 具体的には、 上記硝 酸浸出液に石灰を添加して中和し、 液性を p H 3〜 4、 好ましくは p H 3. 5前後 に調整する一方、 硫酸鉄を加え、 液中のセレン、 テルル、 ビスマスなどを水酸化物 に転じて水酸化鉄と共に沈澱させる。 さらに引き続き、 石灰を加えて浸出液の液性 を p H 4〜6、 好ましくは p H 4〜 5付近に調整して、 液中の銅を水酸化物に転じ て沈澱させる。 セレン、 テルル、 ビスマスなどは p H 3. 5付近で沈澱するカ^ 銅 は沈澱しないので、 さらに石灰を加え p Hを高めて銅を沈澱させる。 生成した沈澱 は固液分離により液中から除去する。
なお、 浸出工程において、 過マンガン酸カリウムを添加せず、 浸出液にパラジゥ ムが溶存する場合、 液中のパラジウムは、 浸出液の p Hを 4〜6、 好ましくは p H 4〜5に調整することにより、 液中の銅と同様に水酸化物に転じて沈澱するので、 水酸化銅の沈澱と共にこれを固液分離して除去すること力できる。
瞻工程〕
上記浄 L程で不純物を除去した硝酸溶液の p Hを調整して電解液とし、 電解し て液中の銀を析出させ採取する。 電解液の p Hは 0. 8〜 1. 5力適当である。 電解 により析出した金属銀は槽底にたまる。 ここで、 銀の析出に伴い液中の酸濃度が高 くなると析出した銀が再び溶解するので、 石灰を加えて硝酸濃度を上記 ρ Ηに調整 するのが好ましい。 力ソード材はステンレス鋼鈑、 アノード材は純チタン板ないし 酸化ルテニウムをコーテングしたチタン板などが好ましい。 また、 一般に、 電解液 の は 3 7〜 4 2 °C、 電流密度は 4 0 0 A/m2程度が好ましレ。 電解採取により 純度 9 0〜 9 2 %程度の粗銀は純度 9 9. 9 9 %に精製される。
麵ェ程〕
循環工程において電解後液に硫酸を加えて液性を調整する。 すなわち、 電解後液 に硫酸を添加して液中のカルシウムを石膏に転じて沈殿させることにより硝酸を回 復させ、 また液中の鉛を硫酸鉛に転じて石膏と共に共沈させ、 これを濾過分離して 電解後液から除去した後に、 この硝酸溶液を浸出工程に循環する。 このように硝酸 を回復させた後に循環するので浸出工程において有効に再利用することができ、 ま た液中の鉛を除去するので繰り返し循環使用しても鉛の蓄積が極めて少ない。 さら に、 循環した硝酸液に含まれる硫酸根によって粗銀に含まれる不純物の鉛が硝酸浸 出の際に硫酸鉛となり、 浸出工程において沈澱除去される効果もある。 ( Π)金の回収処理系
本発明の製鍊方法は以上の銀精製処理系と共に金の抽出処理系を有する。 すなわ ち、 上記電解処理方法により銀を電解採取する一方、 粗銀の硝酸溶解 (一次浸出)で 生じた残滓を塩素化溶解 (二次浸出)した後に金を回収する工程を有する。
金の回収工程としては、 (ィ)二次浸出液から溶媒抽出によって金を選択的に回収 する方法、 あるいは、 (D)二次浸出によって白金族元素を分離した後に三次浸出を 行い、 この三次浸出液から金を還元析出させる方法を有する。
(ィ)溶媒抽出による金の回収
〔二次浸出工程〕
粗銀の硝酸溶解 (一次浸出)で生じた残滓を、 塩素あるいは過酸化水素の存在下で 溶解し、 あるいは次亜塩素酸で溶解する。 これら塩素や過酸ィ匕水素を併用した « 溶解 (クロリネーシヨン) により、 一次浸出残滓を容易に塩素化して溶解すること ができる。 反応温度は 6 0〜 7 5 °Cが適当であり、 液の酸濃度は 2〜 3規定が適 当である。 なお、 過酸ィ匕水素と驗を用いる場合、 含まれている金を塩化金 (A u C 1 4—)にするのに必要な量であって、 かつ液の酸濃度を 2〜 3規定に保つのに必 要な量の塩酸と、 金を酸化するのに必要な過酸化水素の 1 . 2倍当量を用いると良 い。
〔溶媒抽出工程〕
上記ク口リネーションによって金を浸出した塩酸性溶角军液に金の抽出溶媒を加え て金を抽出させる。 金の抽出溶媒としてはジブチルカルビトールなどを用いること ができる。 抽出条件は溶解液の酸濃度を 1〜 3規定とし、 溶解液に対する抽出溶媒 の液量比 0 . 5〜 1に調整すると良い。
上記有機溶媒による金の抽出後、該溶媒に塩酸を加えて溶媒中の不純物を洗浄し、 次いで、 金力溶存している上記有機溶媒に還元剤を加えて金を選択的に還元させて 析出させる。 還元剤としてはシユウ酸が適当である。
この溶媒抽出によれば、 二次浸出液に白金族元素や他の不純物金属が少量含まれ ていても、 金に対して選択性の良い溶媒を用いることにより、 金を不純物金属と分 離して抽出することができる。 従って、 二次浸出の際に不純物金属の分離を繰り返 さず金を簡単に回収することができる。
(口)還元析出による金の回収
以上のような溶媒抽出を利用せずに、 浸出液から金を還元析出させて回収するこ とができる。 この場合、 析出した金の純度を高めるために、 一次浸出の残滓を二次 浸出する際に、 不純物金属の分離工程を設け、 その浸出残滓を三次浸出した浸出液 力 ^金を析出させるのが好ましい。この還元析出による金の回収工程を図 2に示す。
〔二次浸出工程〕
一次浸出時に過マンガン酸力リゥム等による酸化処理を行うことにより一次浸出 残滓が白金やパラジウム等の白金族元素を含む場合には、 この一次浸出残滓をシュ ゥ酸の存在下で塩素化溶解 (二次浸出)し、 これらの白金および/またはパラジウム を浸出させて浸出残滓に含まれる金と分離する。
この二次浸出 (塩素化溶觭は、 酸濃度 0 . 1〜 1規定の範囲で、 少量のシユウ酸存 在下で行う。 塩素イオン源としては驢を用いることができる。 上記酸濃度の範囲 を越えて塩素イオンが必要な場合には、 塩酸と共に塩化ナトリゥム等の中性塩を加 えると良い。 酸濃度が 0 . 1規定未満では白金族元素の浸出カ坏十分であり、 また 1規定を上回るとシユウ酸による金の浸出抑制効果が小さく、 白金やパラジウムと 共存する金の浸出量が多くなくので好ましくない。
少量のシユウ酸を用いるのは金の浸出を抑えるためである。 この時のシユウ酸の 量は処理滓に含有される金の全量を還元するのに必要な量であれば良い。
本浸出工程の反応^^は 7 5〜9 01:カ¾1当である。 反応の終点は液の酸化還 元電位が金の還元電位以下になつたことを確認することによって知ることができる。 処理滓に含まれる白金やパラジウムなどの白金族元素は塩素化されて二次浸出液 に溶解する。 一方、 金は浸出残滓に残留するので、 金と白金族元素を分離すること 力できる。 浸出液中の白金やパラジウムは、 苛性ソーダなどで中和することにより 7K酸化物の沈澱とし回収する力 または、 これに塩化アンモニゥムを併用し、 ある いは、 溶媒抽出による白金 ·パラジウム抽出処理によって回収することが出来る。
〔三次浸出工程〕
上記二次浸出工程で生じた溶解滓をさらに塩素化溶解 (三次浸出)して金を浸出さ せる。 この塩素化溶解は上記溶媒抽出処理の二次浸出と同様に行うことができる。 すなわち、 過酸化水素と塩酸の併用、 あるいは塩素ガスと塩酸の併用、 または次亜 塩素酸により行うのが良い。 過酸化水素あるいは塩素ガスの存在下に塩酸溶解する ことにより、 金の浸出を促すことができる。 反応温度は 6 0〜8 0 °Cが適当であ り、 液の酸濃度は 2〜1 1規定が適当である。 過酸化水素と塩酸を用いる場合、 含 まれている金を塩化金 (A n C 1 4—)にするのに必要な量であって、 かつ液の酸濃度 を 2〜1 1規定に保つのに必要な量の塩酸と、 金を酸化するのに必要な過酸化水素 の 1 . 2倍当量を用いると良い。 反応の終点は液の酸化還元電位が金の溶解電位を 越えたことを確認、することによつて判断することができる。
〔還元析出工程:]
溶解滓の上記塩素化溶解によつて得た溶解液 (金の浸出勑に苛性ソーダなどのァ ルカリを加えて、 液性を P H 1前後に調整した後に還元剤を加えて液中の金を選択 的に還元して析出させる。 液性が P H 0 . 5未満であるとシユウ酸の還元速度が遅 くなり、実質的な還元率が低くなり、 p H 2以上であると、不純物の沈殿が生じて、 還元金に混入するので好ましくない。
還元剤としてはシユウ酸が適当である。 この還元析出により 9 9 . 9 9 %純度の 金を得ることができる。 なお、 亜硫酸ソーダ、 ヒドラジン等のシユウ酸より強い還 元剤を用いると、 液中に微量溶存する白金およびパラジウム等の不純物金属が同時 に還元されて析出するので金の純度が低下する。 実施例 1
粗銀 (品位:金 5 %、 銀 9 2 %、 銅 2 %、 パラジウム 0 . 1 5 %) 1 0 0 g を 1 規定濃度の硝酸 1リットルで浸出し、 銀 9 2 g/l、 銅 2 g/l、 パラジウム 1 0 O ppm の硝 酸性溶液を得た。 この溶液に消石灰を加えて p Hを 6に整えて銅およびパラジウム の水酸化物を沈澱させ濾別した。 浄液後の硝酸溶液中の銅濃度、 パラジウム濃度は 各々 1 . 5 g/l、 2 O ppmであった。
次いで、 この硝酸浸出液に硝酸を追加し P Hを 1に調整して電解液とした。 チタ ン板をアノード、 ステンレス板を力ソードとし、 液温 3 7 °C、 力ソード電流密度 40 OA/m2で 7時間電解を行い、 銀含有量の 50重量%を採取した。 なお、 電解 中は消石灰を断続的に添加して液の p Hを 1に保つた。 この結果、 電流効率 97% で 99.99 %の析出銀を得た。
電解終了後、 電解後液に硫酸を 25 ml加えて液中のカルシウムイオンを石膏に 転じて させ、 これを濾別した。 このとき石膏への銀のロスは液中の銀量の 2% であった。 また、 濾別後のカルシウム濃度は 25 g/lであった。 沈澱を除去した硝 酸溶液 (電解後膨を用レて粗銀 50 g を溶解し、 上記条件下で電解採取を行つた。 一方、 硝酸溶解の際に生じた残滓を塩素ガスを吹込み (流量 0.051/min)下、 ?1¾2 規定の によって溶解した。 この溶解液 5 Omlに 100%濃度のジブチカルビトー ル 50mlを 10分間接触させて金を抽出した。 この抽出液にシユウ酸を加えて金 を還元し 99.99 %の金を析出させた。 実施例 2
粗銀 (品位:金 5%、 銀 92%、 銅 2%、 セレン 70ppm、 テルル 10ppm、 ビ スマス 30ppm、 鉛 50 Oppm) 100g を実施例 1と同様に浸出した一次浸出液 に硫酸第一鉄を 0.5 g添加し、 さらに消石灰を加えて p Hを 3.5に整えて、 セレ ン、 テルルおよびビスマスを水酸化鉄と共に沈澱させた。 引き続き、 一次浸出液の p Hを 4.2まで高めて銅を水酸化物として沈澱させ、 瀘過した。 この浄液処理後 の濾液 (硝酸浸出勑に含まれる銅、 セレン、 テルル、 ビスマスの濃度は各々 Cu: 1.5g/l、 Se : 2ppm、 Te : < 1 ppm B i : 2ppmであった。
次いで、 この浄液を電解液とし実施例 1と同様にして銀 40 gを電解採取した。 銀の純度は 99.99 %であり、 電流効率は 97 %であった。
電解終 T後、 電解後液に硫酸を 25 ml加えて液中のカルシウムイオンを石膏に 転じると共に、 液中の鉛イオンを硫酸鉛として沈殿させ、 これを濾別した。 このと き石膏への銀のロスは液中の銀量の 2%であった。 また、 瀘別後のカルシウムおよ び鉛の濃度は C a: 25g/l、 Pb: 2 Oppmであった。 実施例 3
実施例 1と同様の条件で銀電解処理を行う一方、 その硝酸溶角?残滓を過酸化水素 と塩酸の混合液 (HC1濃度 3規定、 H202濃度 1.2%) を用いて溶解し、 金を浸出 させた。 この塩酸溶液 (Au:40g/1) 100mlを、 100%濃度のジブチルカルビトール (D BC) 40mlに 10分間接触させて金を抽出した。 次いで、 この DBC溶液を 1規定 濃度の塩酸で洗浄して液中の不純物を水相に分離した。 その後、 この DBC液に水 100ml、 苛性ソーダ 4 gおよび ¾酸二水和物 5 gを添加して 80°Cで 1時間攪拌 し、 金を還元析出させ、 99.99%純度の金を得た。 なお、 残留水相中の金濃度 は lppm以下であった。 実施例 4
硝酸一次浸出液 (Ag:100g/1, Cu:2g/1, Pt:50ppm, Pd:350ppm) の pHを 3に調整 した後に、 該ー次浸出液 50 mlに過マンガン酸力リウムを 0.2 g添加し (Ptと Pd に配位する亜硝酸イオンの合計モル量に対する KMn04量: 1モル倍量)、 80°Cで 1時間 撤半した。 黒褐色の沈殿が生じたのでこれを濾別し、 濾液中の各元素濃度を測定し たところ、 Ag:100g/1、 Cu:2g/1、 P t :< 1 ppm, Pd:<lppmであり、 白 金およびパラジウムが分離した一次浸出液が得られた。 また、 沈殿物を X線回折法 により分析したところ水酸ィ匕パラジウム、 水酸ィ匕白金力含まれており、 パラジウム の白金の含有量は各々 0.0175 g、 0.002 gであった。 実施例 5
硝酸一次浸出液 (Ag:400g/1, Cu:8g/1, Pt:190ppm, Pd:l.lg/1) の pHを 3に調整し た後に、 該一次浸出液 50 mlに過マンガン酸カリウムを 0.8 g添加し (Ptと Pd に配位する亜硝酸イオンの合計モル量に対する KMn04量: 1モル倍量)、 80 °Cで 1時間 撒半した。 黒褐色の沈殿が生じたのでこれを濾別し、 濾液中の各元素濃度を測定し たところ、 Ag:400g/1、 Cu:8g/1、 P t:く lppm、 Pd:<lppmであり、 白 金およびパラジウム力分離した一次浸出液が得られた。 また、 沈殿物の白金および パラジウムの含有量は各々 0.067 g、 0.008 gであった。 実施例 6
実施例 4の硝酸性溶液 50 mlに対して過マンガン酸カリウムを 0.8 g (Ptと Pd に配位する亜硝酸イオンの合計モル量に対する 1^ 4量: 4モル倍量) を用いた他は実施 例 4と同様にして過マンガン酸力リゥムを添加し、 生成した沈殿を濾別した。 濾液 中の各元素濃度を測定したところ、 Ag:400g/I、 Cu:8g/K P t :< 1 ppm, P d:<lppmであった。 また、 沈殿物の白金およびパラジウムの含有量は各々 0.0 1 75 g、 0.002 gであった。 実施例 7
粗銀の一次浸出滓 1 0gに、 100mlの 0.5規定塩酸に 5 gの苛性ソーダを添加 して調製した塩酸溶液を加え (pH: 1)、 さらにシユウ酸 2gを加え、 80°Cで 1時間 反応させて浸出した後に濾過した。 一次浸出滓と共に上記濾液 (二次浸出液)の金属 濃度を表 1に示した。 なお、 上記一次浸出滓に 100mlの 0.5規定塩酸を加え、 液性を p H 1に調整した後に上記シユウ酸を加えて濾過した濾液の金属濃度も同様 であった。
一方、 上記濾滓に過酸化水素を含む塩酸 (H202濃度 4%) 90mlを加えて塩 素化溶解した。 この浸出液 (三次浸出液)の金属濃度を表 1に対比して示した。 さら に、 この浸出液 84mlに、 苛性ソーダ 5.2 gを加えて pHを 1に調整した後、 シ ユウ酸 7gを加え、 80°Cで 1時間反応させることにより液中の金を還元し析出さ せた。 金の析出量 6.2 gであり、 純度 99.99%以上であった。
表一 1 (実施例 7)
Au Ag Mn Cu Pd P t 一次浸出滓 70% 6.5% 6.5% 12% 4% 0.4% 二次浸出液 13ppm 500ppm 6.3g/l 12g/l 3.9g/l 0.38g/l 三次浸出液 70g/l 200ppm 2ppm く lppm 5ppm 3ppm 実施例 8
溶解液として 100 mlの 2規定塩酸にシユウ酸 2 gを加えた塩酸溶液 100ml を用いた他は実施例 4と同様にして上記粗銀浸出滓 10 gを塩素化溶解して濾過し た。 この濾液 (二次浸出腕の金属濃度を表 2に示した。 さらに、 この濾滓を実施例 4と同様にして塩素化溶解した。 この浸出液 (三次浸出勑の金属濃度を表 2に対比 して示した。 引き続き、 この浸出液 90mlを実施例 4と同様に還元処理して純度 99.99 %以上の金 5.7 gを析出させた。
表一 2 (実施例 8)
Figure imgf000016_0001
実施例 9
銀電解ァノードスライム 10gを硝酸で一次浸出し、 さらに過マンガン酸カリゥ ムで酸化した後に濾過して得た濾滓を用い、 この濾滓 5 gに、 100 mlの 0.5規 定塩酸に 5 gの苛性ソ一ダを添加して調製した塩酸溶液を加え (pH: 1 )、 さらにシュ ゥ酸 2gを加え、 80°Cで 1時間反応させて二次浸出した後に濾過した。 上記ァノ —ドスライムと共に上記濾液 (二次浸出勑の金属濃度を表 3に示した。 なお、 上記 一次浸出滓に 100 mlの 0.5規定塩酸を加え、 液性を p H 1に調整した後に上記 シユウ酸を加えて濾過した濾液の金属濃度も同様であった。
一方、 上記濾滓に過酸化水素を含む塩酸 (1^22濃度2.5%) 100mlを加え て塩素化溶解した。 この浸出液 (三次浸出腕の金属濃度を表 3に対比して示した。 さらに、 この浸出液 90 mlに、 苛性ソーダ 5 gを加えて pHを 1に調整した後、 シユウ酸 7gを加え、 80°Cで 1時間反応さることにより液中の金を還元し析出さ せた。 金の析出量 3.8 gであり、 純度 99.99%以上であった。 表一 3 (実施例 9 )
Figure imgf000017_0001
比較例 1
溶解液として、 シユウ酸を加えない 1 0 0 mlの 2規定塩酸を用いた他は実施例 4と同様にして上記一次浸出滓 1 0 gを塩素化溶解して濾過した。 この濾液 (二次 浸出 の金属濃度を表 4に示した。 さらに、 この濾滓を実施例 4と同様にして塩 素ィ匕溶解した。 この浸出液 (三次浸出勑の金属濃度を表 4に対比して示した。
本例は実施例 4と同様の粗銀浸出滓を用いているが、 表 4に示すように、 実施例 4と比べて二次浸出液の金濃度が高く、 三次浸出液の金濃度が低い。 従って、 金の 回収量が少ない。
表一 4 (比較例 1 )
Figure imgf000017_0002
比較例 2
溶解液として、 1 0 0 mlの 1規定硫酸を用いた他は実施例 4と同様にして上記 一次浸出滓 1 0 gを二次浸出した後に濾過した。 この濾液 (二次浸出衝の金属濃度 を表 5に示した。 さらに、 この濾滓を実施例 4と同様にして塩素ィ匕溶解した。 この 浸出液 (三次浸出膨の金属濃度を表 5に対比して示した。
本例は実施例 4と同様の粗銀浸出滓を用いているが、 表 5に示すように、 実施例 4と比べて二次浸出液の白金濃度とパラジウム濃度が低い反面、 三次浸出液の白金 濃度とパラジウム濃度が格段に高く、 金に対して白金およびパラジウムの分離が F 十分であった。
表 _5 (比較例 2)
Au Ag Mn Cu Pd P t 一次浸出滓 70% 6.5% 6.5% 12% 4% 0.4% 二次浸出液 、 l pm 1.5g/l 2.3g/l 12g/l lOppm 3ppm 三次浸出液 70g/l 200ppm 2ppm く lppm 460ppm 30ppm
/02479
産業上の利用可能性
本発明の製鍊方法は、 従来の処理方法とは異なり、 粗銀の電解精製の際に粗銀を アノードに铸造する工程が不要であり、 従つて簡単に純度の高い銀を得ることがで きる。 また、 浸出液を浄液する際にセレン、 テルル、 ビスマス、 銅、 鉛などの不純 物金属を効果的に除去できるので、 これら不純物量の多いスライムでも良好に処理 することができる。
さらに、 本発明の製鍊方法は、 その好適な態様において、 銀の電解処理系と共に 金の抽出処理系を有するので、 銀の精製と並行して金を回収すること力でき、 製鍊 時間を大幅に短縮することができる。 一例として、 銀の処理後に金を回収する従来 の製鍊方法に比較して約 2 0日間製鍊期間を短縮できる。 また、 製鍊工程が簡単で あるので ί狭よりも作業人員を削減すること力 きる。

Claims

請 求 の 範 囲
( 1 ) 粗銀を硝酸溶解する浸出工程、 浸出液中の不純物金属を沈澱除去する浄 程、 浄液を電解して銀を析出採取する電解工程、 電解後液を浸出工程に循環す る工程を有し、 浄液工程において石灰を加え硝酸浸出液を中和して液中の不純物金 属を沈澱させ、 循環工程において電解後液に硫酸を加えて液中のカルシウムを石膏 に転じて沈澱除去することにより硝酸を回復させた後に循環使用することを特徴と する貴金属製鍊方法。
( 2 ) 粗銀の浸出工程 (一次浸出)において、 浸出液に酸化剤を添加して液中の 白金族元素を沈澱させ、 固液分離後、 濾液を浄液工程に送る請求項 1に記載する貴 金属製鍊方法。
( 3 ) 酸化剤として過マンガン酸カリウムを用い、 過マンガン酸カリウムを浸 出液中の白金量に対して 6〜 2 4モル倍量、 パラジウム量に対して 4〜 1 6モル倍 量となる量、 白金およびパラジウムを含有する場合には上記モル倍量の合計量を添 加して白金族元素を沈澱除去する請求項2に記載の貴金属製鍊方法。
( 4 ) 浄¾1程において、 硝酸浸出液 (一次浸出 に鉄化合物を添加し、 P H
3〜 4未満の液性下で液中のセレン、 テルルおよび/またはビスマスを水酸化鉄と 共に沈澱させ、 さらに p H 4〜5の液性下で液中の銅を水酸化物に転じて沈澱除去 する請求項 1、 2または 3に記載する貴金属製鍊方法。
( 5 ) 請求項 1〜4のいずれかの方法で銀を電解採取する銀処理工程と、 これ と並行して粗銀の一次浸出滓 (硝酸溶解残^)を塩素ィ匕溶解 (二次浸出)した後に金を 回収する金回収工程とを有することを特徴とする貴金属製鍊方法。
( 6 ) 金回収工程において、 二次浸出液から溶媒抽出によって金を回収する請 求項 5に記載の貴金属製鍊方法。
( 7 ) 金回収工程において、 粗銀の一次浸出滓を、 シユウ酸の存在下、 酸濃度 0 .;!〜 1規定以下で塩素化溶解 (二次浸出)して白金族元素を浸出分離する一方、 さ らにこの二次浸出滓を塩素化溶解 (三次浸出)して金を浸出させ、 この浸出液に還元 剤を加えて金を還元析出させる請求項 5に記載する貴金属製鍊方法。
( 8 ) 金回収工程において、 シユウ酸および塩化ナトリウムを含む塩酸を用い て二次浸出を行い、 さらに過酸化水素と塩酸、 塩素ガスと塩酸あるいは次亜塩素酸 を用いて三次浸出を行い、 この三次浸出液にシユウ酸を加えて金を還元析出させる 請求項 7に記載する貴金属製鍊方法。
( 9 ) 銅電解スライムないし鉛電解スライムから得た粗銀、 あるいは乾式製鍊 から得た粗銀を用いる請求項 1〜 8のいずれかに記載する貴金属製鍊方法。
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Cited By (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB2358408A (en) * 1999-12-08 2001-07-25 Eastman Kodak Co Preparation of ultra-pure silver
GB2358874A (en) * 1999-12-08 2001-08-08 Eastman Kodak Co Obtaining ultra-pure silver from crude silver halide matrix
JP2003027154A (ja) * 2001-07-18 2003-01-29 Nikko Materials Co Ltd 高純度白金及びパラジウムの回収方法
JP2006348375A (ja) * 2005-06-20 2006-12-28 Dowa Holdings Co Ltd 銀回収方法
CN101845642A (zh) * 2010-05-14 2010-09-29 永兴县元泰应用材料有限公司 银精炼提纯的工艺方法
JP2011132552A (ja) * 2009-12-22 2011-07-07 Tanaka Kikinzoku Kogyo Kk 金の還元回収方法
JP2011214040A (ja) * 2010-03-31 2011-10-27 Jx Nippon Mining & Metals Corp α線量が少ない銀又は銀を含有する合金及びその製造方法
JP4866732B2 (ja) * 2003-09-23 2012-02-01 オウトテック オサケイティオ ユルキネン 陽極汚泥の処理方法
JP2013540572A (ja) * 2010-08-20 2013-11-07 アドバンスド テクノロジー マテリアルズ,インコーポレイテッド 電気電子機器廃棄物から貴金属および卑金属金属を回収するための持続可能な方法
JP2015028215A (ja) * 2014-07-30 2015-02-12 Jx日鉱日石金属株式会社 α線量が少ない銀又は銀を含有する合金及びその製造方法
JP2020132956A (ja) * 2019-02-20 2020-08-31 三菱マテリアル株式会社 金の回収方法
JP2020193939A (ja) * 2019-05-30 2020-12-03 Dowaテクノロジー株式会社 定量用試料の調製方法および塩化銀の製造方法
CN115198096A (zh) * 2022-06-29 2022-10-18 江西铜业技术研究院有限公司 银阳极泥一段化学还原精炼制备四九金的方法
JP2023097401A (ja) * 2021-12-27 2023-07-07 中国科学院過程工程研究所 パラジウム抽出方法

Families Citing this family (24)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2761085B1 (fr) * 1997-03-24 1999-04-16 Commissariat Energie Atomique Procede electrolytique de recuperation et de recyclage de l'argent a partir d'une solution nitrique
TR200401861T4 (tr) * 2000-01-28 2004-09-21 Umicore Altının ayrılması dahil gümüş külçelerinin rafine edilmesi için ıslak süreç
US6783690B2 (en) * 2002-03-25 2004-08-31 Donna M. Kologe Method of stripping silver from a printed circuit board
US6827837B2 (en) 2002-11-22 2004-12-07 Robert W. Halliday Method for recovering trace elements from coal
DE10310699B4 (de) * 2003-03-10 2007-04-05 OTB Oberflächentechnik in Berlin GmbH & Co. Verfahren zur Feinstraffination von Gold
DE10310641A1 (de) * 2003-03-10 2004-09-30 OTB Oberflächentechnik in Berlin GmbH & Co. Verfahren zur Raffination von Gold
TW200709294A (en) * 2005-06-13 2007-03-01 Advanced Tech Materials Compositions and methods for selective removal of metal or metal alloy after metal silicide formation
KR101455305B1 (ko) 2006-11-15 2014-10-27 가부시키가이샤 한도오따이 에네루기 켄큐쇼 금속 회수 방법
AU2012100082B4 (en) * 2009-04-24 2012-07-05 Precious Metals Recovery Pty Ltd Enhanced recovery of gold
WO2010121318A1 (en) * 2009-04-24 2010-10-28 Precious Metals Recovery Pty Ltd Method for processing precious metal source materials
BRPI1010875A2 (pt) * 2009-04-30 2016-03-15 World Resources Co processo para a recuperação de metais e compostos metálicos de minério extraído e de outras matérias-primas contendo metais
US9068245B2 (en) 2012-10-19 2015-06-30 Kennecott Utah Copper Llc Process for the recovery of gold from anode slimes
KR101451789B1 (ko) 2012-10-23 2014-10-16 한국과학기술연구원 용매추출법을 사용한 텔루륨(Te)의 분리 방법
CN103237419B (zh) * 2013-04-22 2016-04-20 胜华电子(惠阳)有限公司 一种化银线路板银面剥除方法
CN103526232B (zh) * 2013-09-26 2016-04-20 山东国大黄金股份有限公司 一种高杂质粗银中杂质的脱除方法
JP2015183204A (ja) * 2014-03-20 2015-10-22 Jx日鉱日石金属株式会社 銀の回収方法
CA2949061C (en) 2014-05-12 2019-04-30 Summit Mining International Inc. Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials
JP6457039B2 (ja) * 2017-09-13 2019-01-23 Jx金属株式会社 銀の回収方法
CN109666952B (zh) * 2017-10-16 2020-12-04 中国科学院过程工程研究所 一种电沉积生产金属银的方法
CN111257494B (zh) * 2020-01-13 2022-08-19 南京市产品质量监督检验院 一种顶空气相色谱检测电铸工艺金制品中氰化物含量的方法
US11814699B2 (en) * 2020-06-20 2023-11-14 Amirkabir University Of Technolog Recovery of precious metals from copper anode slime
EP4200452A4 (en) 2020-08-18 2024-10-09 Enviro Metals, LLC METAL REFINING
RU2761277C1 (ru) * 2020-09-16 2021-12-06 Акционерное общество "Уральские Инновационные Технологии" Способ переработки гидратных осадков нитрования
CN114540623B (zh) * 2022-01-28 2023-11-21 佛山汇真科技有限公司 一种稀贵金属智能分离提纯系统及方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS60224720A (ja) * 1984-04-23 1985-11-09 Nippon Mining Co Ltd 銅電解殿物からの高純度銀の回収法
JPS63500875A (ja) * 1985-08-26 1988-03-31 アサ−コ・インコ−ポレ−テッド 銀精錬鉱泥の精製方法
JPH01270511A (ja) * 1988-04-19 1989-10-27 Tanaka Kikinzoku Kogyo Kk 銀及びパラジウム溶液からのスズの除去方法
JPH08260065A (ja) * 1995-03-24 1996-10-08 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 貴金属含有物からの貴金属の分別回収方法

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3996046A (en) * 1975-07-25 1976-12-07 Amax Inc. Extraction and purification of silver from sulfates
US4229270A (en) * 1978-04-12 1980-10-21 The International Nickel Co., Inc. Process for the recovery of metal values from anode slimes
JP3079035B2 (ja) * 1996-05-27 2000-08-21 日鉱金属株式会社 金の回収方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS60224720A (ja) * 1984-04-23 1985-11-09 Nippon Mining Co Ltd 銅電解殿物からの高純度銀の回収法
JPS63500875A (ja) * 1985-08-26 1988-03-31 アサ−コ・インコ−ポレ−テッド 銀精錬鉱泥の精製方法
JPH01270511A (ja) * 1988-04-19 1989-10-27 Tanaka Kikinzoku Kogyo Kk 銀及びパラジウム溶液からのスズの除去方法
JPH08260065A (ja) * 1995-03-24 1996-10-08 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 貴金属含有物からの貴金属の分別回収方法

Cited By (21)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB2358408A (en) * 1999-12-08 2001-07-25 Eastman Kodak Co Preparation of ultra-pure silver
GB2358874A (en) * 1999-12-08 2001-08-08 Eastman Kodak Co Obtaining ultra-pure silver from crude silver halide matrix
US6290749B1 (en) 1999-12-08 2001-09-18 Eastman Kodak Company Preparation of ultra-pure silver metal
US6290747B1 (en) 1999-12-08 2001-09-18 Eastman Kodak Company Conversion of impure silver halide to ultra-pure silver metal
GB2358408B (en) * 1999-12-08 2003-10-01 Eastman Kodak Co Preparation of ultra-pure silver metal
GB2358874B (en) * 1999-12-08 2004-05-05 Eastman Kodak Co Conversion of impure silver halide to ultra-pure silver metal
JP2003027154A (ja) * 2001-07-18 2003-01-29 Nikko Materials Co Ltd 高純度白金及びパラジウムの回収方法
JP4866732B2 (ja) * 2003-09-23 2012-02-01 オウトテック オサケイティオ ユルキネン 陽極汚泥の処理方法
JP2006348375A (ja) * 2005-06-20 2006-12-28 Dowa Holdings Co Ltd 銀回収方法
JP2011132552A (ja) * 2009-12-22 2011-07-07 Tanaka Kikinzoku Kogyo Kk 金の還元回収方法
JP2011214040A (ja) * 2010-03-31 2011-10-27 Jx Nippon Mining & Metals Corp α線量が少ない銀又は銀を含有する合金及びその製造方法
CN101845642A (zh) * 2010-05-14 2010-09-29 永兴县元泰应用材料有限公司 银精炼提纯的工艺方法
JP2013540572A (ja) * 2010-08-20 2013-11-07 アドバンスド テクノロジー マテリアルズ,インコーポレイテッド 電気電子機器廃棄物から貴金属および卑金属金属を回収するための持続可能な方法
US9238850B2 (en) 2010-08-20 2016-01-19 Advanced Technology Materials, Inc. Sustainable process for reclaiming precious metals and base metals from e-waste
JP2015028215A (ja) * 2014-07-30 2015-02-12 Jx日鉱日石金属株式会社 α線量が少ない銀又は銀を含有する合金及びその製造方法
JP2020132956A (ja) * 2019-02-20 2020-08-31 三菱マテリアル株式会社 金の回収方法
JP7146175B2 (ja) 2019-02-20 2022-10-04 三菱マテリアル株式会社 金の回収方法
JP2020193939A (ja) * 2019-05-30 2020-12-03 Dowaテクノロジー株式会社 定量用試料の調製方法および塩化銀の製造方法
JP2023097401A (ja) * 2021-12-27 2023-07-07 中国科学院過程工程研究所 パラジウム抽出方法
JP7624962B2 (ja) 2021-12-27 2025-01-31 中国科学院過程工程研究所 パラジウム抽出方法
CN115198096A (zh) * 2022-06-29 2022-10-18 江西铜业技术研究院有限公司 银阳极泥一段化学还原精炼制备四九金的方法

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