CH686626A5 - Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame. - Google Patents
Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame. Download PDFInfo
- Publication number
- CH686626A5 CH686626A5 CH01790/92A CH179092A CH686626A5 CH 686626 A5 CH686626 A5 CH 686626A5 CH 01790/92 A CH01790/92 A CH 01790/92A CH 179092 A CH179092 A CH 179092A CH 686626 A5 CH686626 A5 CH 686626A5
- Authority
- CH
- Switzerland
- Prior art keywords
- copper
- solution
- process according
- scrap
- ferric
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims description 53
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 46
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 21
- 238000007670 refining Methods 0.000 title claims description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 11
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 7
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 5
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 4
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910001448 ferrous ion Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 claims description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 2
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 claims description 2
- VABYUUZNAVQNPG-BQYQJAHWSA-N Piplartine Chemical compound COC1=C(OC)C(OC)=CC(\C=C\C(=O)N2C(C=CCC2)=O)=C1 VABYUUZNAVQNPG-BQYQJAHWSA-N 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 20
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 4
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 description 3
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 3
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 3
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 3
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012634 fragment Substances 0.000 description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 101000760658 Cupiennius salei Cupiennin-2e Proteins 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000000779 depleting effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 230000005684 electric field Effects 0.000 description 1
- 238000003487 electrochemical reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000007499 fusion processing Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000002161 passivation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/12—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0008—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet processes
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
5
10
15
20
25
30
35
40
45
50
55
60
65
CH 686 626 A5
Descrizione
L'invenzione riguarda un procedimento per purificare il rame contenuto nei rottami e sfridi di lavorazione, eliminando i processi di fusione che sono indispensabili attualmente per la preparazione degli anodi adatti alla raffinazione elettrolitica.
Come è noto la raffinazione elettrolitica del rame viene eseguita in celle in cui si immettono anodi massicci ottenuti fondendo il rottame di rame e colati in appositi stampi, e catodi costituiti da lamierini di rame o di acciaio inossidabile su cui si deposita il rame raffinato per effetto delcampo elettrico generato tra anodo e catodo.
L'elettrolita è generalmente costituito da una soluzione acquosa di solfato di rame con acido solforico libero, con aggiunta di additivi per ottenere un deposito di buone caratteristiche.
Gli anodi massicci di tipo noto presentano diversi inconvenienti e limitazioni di ordine pratico: innanzitutto è necessario, ad intervalli prestabiliti, rimuovere gli anodi che si consumano e ciò con interruzione del ciclo produttivo.
Inoltre i cosiddetti resti anodici che costituiscono dal 15 al 25% del peso originario debbono essere rifusi, e ciò rappresenta un'altra incidenza passiva.
I fanghi anodici spesso si staccano dagli anodi per andare a raccogliersi sul fondo della cella elettrolitica e debbono essere periodicamente rimossi; in più i fanghi possono disperdersi nel bagno e costituire un agente inquinante per il deposito.
Vi è poi da osservare che gli anodi da raffinare devono avere un tenore di certe impurezze limitato (Pb, Sn, Fe, 0) e devono normalmente subire un processo di raffinazione, con conseguente scorificazione di 7 + 10 parti di rame per ogni parte di impurezze da eliminare.
L'attuale sistema di raffinazione con anodi massicci di metallo impuro ha la caratteristica di avere la superficie anodica molto vicina a quella catodica con conseguente densità di corrente, espressa in A/m2, molto simile.
Ne consegue che non si può aumentare la densità di corrente catodica, e quindi, in sostanza, la potenzialità dell'impianto oltre certi limiti, per evitare la passivazione degli anodi o depositi catodici di scadente qualità.
La presenza di melme che si staccano dall'anodo impedisce l'utilizzo di tecniche che aumentano il coefficiente di diffusione del rame nel doppio strato catodico.
La maggioranza delle raffinerie elettrolitiche di rame installate attualmente lavora con una densità catodica nell'intorno di 200 A/m2; solo quelle che hanno adottato la tecnica PRC (periodical reverse cur-rent) possono superare 300 a/m2.
In definitiva il sistema di raffinazione con anodi massici ha parecchi limiti elettrochimici, richiede forni fusori e di raffinazione termica, un complesso sistema di colata, una complicata movimentazione degli anodi nuovi e dei resti anodici.
Questo tipo di impianti non può essere economico su piccola scala per cui occorre il trasporto del rottame di rame dai tanti diversi punti di generazione a pochi grossi impianti, con onerosi costi di trasporto.
Scopo della presente invenzione è fondamentalmente quello di provvedere a sciogliere il rottame di rame da raffinare senza trattamenti preliminari, a parte eventualmente una semplice riduzione dimensionale.
Secondo gli scopi dell'invenzione, si desidera evitare i gravi problemi connessi con la tecnica nota sopra ricordata che richiede forni di fusione, sistemi di colata, complesse movimentazioni, e così via, adottando un processo assai più semplice.
Per la realizzazione di tali scopi ed altri vantaggi che saranno chiariti più avanti, l'invenzione propone un procedimento per la raffinazione diretta del rottame di rame, caratterizzato dal fatto di comprendere i seguenti stadi:
a) lisciviare il rottame di rame con una soluzione di fluoborato ferrico in acido fluoborico portando il rame in soluzione secondo la reazione:
2Fe (BF4)3 + Cu -» 2Fe (BF4)2 + Cu (BF4)2
b) filtrare la soluzione ottenuta,
c) inviare la soluzione filtrata in una cella elettrolitica a diaframma nella quale il rame si deposita in forma pura al catodo e gli ioni ferrosi sono ossidati a ioni ferrici all'anodo, così rigenerando la soluzione di fluoborato ferrico,
d) riciclare la soluzione di fluoborato ferrico così rigenerata a detto stadio (a) per lisciviare altro rottame di rame.
In detto stadiuo a) di lisciviazione le impurezze metalliche meno nobili del rame contenute nel rottame, principalmente Pb e Sn, vengono solubilizzate; il piombo può essere controlliate mediante piccole aggiunte di acido solforico che lo precipita sotto forma di solfato, mentre lo stagno viene ossidato dalla soluzione a Sn4+ che poi precipita sotto forma di idrato stannico. Le impurezze più nobili del rame non vengono solubilizzate.
La lisciviazione è preferibilmente condotta a pH < 1, ed a temperatura tra 20 e 65°C. La soluzione di
2
5
10
15
20
25
30
35
40
45
50
55
60
CH 686 626 A5
lisciviazione può contenere anche fluoborato ferroso, fluoborato rameico, acido solforico, quest'ultimo in quantità proporzionale al piombo presente nel rottame.
La soluzione, dopo filtrazione, viene inviata nel comparto catodico di una cella elettrochimica a diaframma dove il rame viene deposto su una matrice, di rame o di acciaio inossidabile, in forma molto pura e compatta. L'elettrolita, impoverito in rame, viene inviato nel comparto anodico dove il fluoborato ferroso viene ossidato a fluoborato ferrico ripristinando il potere ossidante della soluzione di lisciviazione stessa.
Secondo l'invenzione si provvede così un sistema che non ha carattere di discontinuità, come avviene nel caso della tecnica nota, per cui non è più necessario rimuovere periodicamente gli anodi parzialmente consumati della cella per sostituirli con anodi nuovi.
Si vengono in tal modo ad eliminare quei tempi morti di estrazione e ricambio degli anodi, rendendo possibile un ciclo di raffinazione praticamente ininterrotto essendo gli anodi previsti nella presente invenzione insolubili e quindi permanentemente inseriti nella cella.
Il rottame di rame da raffinare deve essere sotto forma di pezzi minuti di rottame, frammenti, o goccia con dimensioni preferibilmente non superiori a 50 mm, più preferibilmente a 20 mm. I frammenti o pezzetti di metallo da raffinare vengono caricati alla rinfusa in un dissolutore per la reazione di lisciviazione, che può essere una colonna vuota dove si fa circolare in continuo la soluzione lisciviante dal basso verso l'alto in modo che, avvenendo la dissoluzione dal basso, il livello della colonna continua ad abbassarsi, permettendo l'introduzione di nuovo rottame che incontra la soluzione in via di esaurimento come potere ossidante, ma sempre più arricchita di rame.
All'uscita della colonna la soluzione avrà un potenziale di ossidazione determinato dal rapporto Fe3+/ Fe2+ tale da essere in equilibrio col potenziale della reazione Cu-2e = Cu++.
La soluzione, filtrata per eliminare le eventuali particelle in sospensione viene inviata in continuo alla cella elettrolitica per la deposizione del rame secondo detto stadio c).
Si può effettuare la dissoluzione del rottame di rame anche con altri sistemi, come reattori agitati o rotanti in modo da assicurare un intimo contatto tra la soluzione ed il materiale da lisciviare.
L'invenzione verrà ora meglio descritta nei suoi aspetti pratici dal seguente esempio, con riferimento allo schema a blocchi del disegno allegato, a cui non va attribuito alcun carattere limitativo dell'invenzione.
Esempio:
Tecnica nota
Secondo il processo di raffinazione elettrolitica con anodi tradizionali, i rottami di rame ottenuti dalla macinazione dei cavi ricoperti e dalla successiva classificazione in aria e su tavola a scosse, costituiscono un maleriale di alta qualità, adatto per ottenere rame elettrolitico.
Normalmente questo tipo di rottame contiene un ridotto tenore di Pb (0,5 + 1%) o di Sn (fino a 0,2%) ed il tenore in rame può raggiungere il 99%.
Malgrado l'ottima qualità del rottame, per produrre anodi adatti all'elettrolisi nel processo tradizionale, occorre fondere il rottame e procedere ad una costosa raffinazione per ossidare Pb e Sn fino ad arrivare ad un tenore di piombo > 0,2%.
Durante questa operazione si ossidano oltre le impurezze indicate, anche da 7 a 10 unità di rame che deve essere riciclato in una unità di riduzione come il forno a tino.
Invenzione
Nella prova usando il procedimento che costituisce oggetto dell'invenzione, è stato impiegato un rottame di filo di rame da macinazione cavi che conteneva 2,3% di Pb e 0,25% di Sn. Con riferimento alla figura del disegno allegato, questo rottame proveniente da 1 è stato lisciviato in 2 in colonna con una soluzione composta da fluoborato ferrico ed acido fluoborico con ottenimento di un residuo insolubile 8. Dopo filtrazione in 3, con separazione delle parti insolubili 4, la soluzione 5 arricchita in rame fino a 30 gr/lt è stata inviata nel comparto catodico 6 della cella elettorlitica 7 dove si è depositato, in 5 giorni di elettrolisi, su una lamiera di acciaio inossidabile, uno strato di rame elettrolitico di 3 mm di spessore di ottima qualità ed in particolare con un totale di impurezze metalliche inferiore a 10 ppm.
Il limite imposto delle norme sui catodi di rame è pari a 65 ppm di impurezze totali.
La soluzione 9 così impoverita in rame viene inviata al comparto anodico 10 della cella 7, dove su un anodo di grafite si ha l'ossidazione del fluoborato ferroso a ferrico, ricircolato lungo 11 alla colonna di lisciviazione 2.
Le reazioni elettrochimiche che avvengono nella cella possono essere così rappresentate:
al catodo Cu (BF4>2 + 2e -> Cu + 2BF4
all'anodo 2Fe (BF4)2 + 2 BF4 - 2e -> Fe (BF4)3
reazione totale 2Fe (BF4>2 + Cu(BF4)2 -> Cu + 2Fe (BF4)3 (2)
3
5
10
15
20
25
30
35
40
45
50
55
60
65
CH 686 626 A5
Si ripristina così il potere ossidante della soluzione che ritorna alla lisciviazione di altro rottame di rame.
In termini più generali, uno dei principali elementi caratterizzanti l'invenzione è l'uso dell'elettrolita fluoborico in detto stadio a).
Questo elettrolita, contrariamente ad altri acidi usati per la deposizione del rame secondo la tecnica nota come principalmente l'acido solforico, ha la caratteristica di complessare gli ioni metallici presenti in soluzione con un potere complessante proporzionale alla densità di carica dello ione.
Questa caratteristica è basilare nell'invenzione descritta; infatti da un lato la deposizione di un metallo da un complesso permette di ottenere depositi migliori, con una grana cristallina più fine e quindi con minori inclusioni di impurezze nel deposito, dall'altro lato il forte potere complessante dello ione BF4 sullo ione Fe3+ con formazione di complessi del tipo [Fe(BF4)3]n~ 3+n evita il passaggio del ferro sotto forma ossidata dal comparto anodico attraverso il diaframma al comparto catodico dove, se ciò avvenisse, si avrebbe la dissoluzione del deposito con conseguenze gravi per la resa in corrente ed quindi del consumo di energia per unità di rame deposto.
Claims (10)
1. Procedimento per la raffinazione diretta del rottame di rame, caratterizzato dal fatto di comprendere i seguenti stadi:
a) lisciviare il rottame di rame con una soluzione di fluoborato ferrico in acido fluoborico portando il rame in soluzione secondo la reazione:
2Fe (BF4)3 + Cu —> 2Fe (BF4)2 + Cu (BF4)2
b) filtrare la soluzione ottenuta,
c) inviare la soluzione filtrata in una cella elettrolitica a diaframma nella quale il rame si deposita in forma pura al catodo e gli ioni ferrosi sono ossidati a ioni ferrici all'anodo, così rigenerando la soluzione di fluoborato ferrico,
d) riciclare la soluzione di fluoborato ferrico così rigenerata a detto stadio (a) per lisciviare altro rottame di rame.
2. Procedimento secondo la rivendicazione 1, caratterizzato dal fatto che detto rottame di rame da lisciviare secondo lo stadio a) è ridotto in pezzatura inferiore a 50 mm.
3. Procedimento secondo la rivendicazione 1, caratterizzato dal fatto che detta soluzione acida di fluoborato ferrico contiene anche fluoborato ferroso e fluoborato rameico.
4. Procedimento secondo la rivendicazione 3, caratterizzato dal fatto che detta soluzione acida di fluoborato ferrico contiene anche acido solforico.
5. Procedimento secondo la rivendicazione 4, caratterizzato dal fatto che detto rottame di rame contiene Sn e Pb, che in detto stadio a) di lisciviazione precipitano rispettivamente come Sn(OH)4 e PbSÛ4, detti precipitati venendo allontanati dalla soluzione in detto stadio b) di filtrazione.
6. Procedimento secondo la rivendicazione 4, caratterizzato dal fatto che detta soluzione di fluoborato ferrico in acido fluoborico contiene acido solforico in quantità proporzionale al tenore di piombo nel rottame.
7. Procedimento secondo la rivendicazione 1, caratterizzato dal fatto che detto stadio (a) viene condotto con pH > 1 ad una temperatura fra 20 e 65°C.
8. Procedimento secondo la rivendicazione 1, caratterizzato dal fatto che l'anodo per l'ossidazione dello ione ferroso a ione ferrico in detta cella elettrolitica di detto stadio c) è costituito da grafite.
9. Rame raffinato ottenuto con il procedimento delle rivendicazioni precedenti.
10. Catodo ricoperto di rame come ottenuto nello stadio c) del procedimento secondo la rivendicazione 1.
4
Priority Applications (8)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CH01790/92A CH686626A5 (it) | 1992-06-03 | 1992-06-03 | Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame. |
| IT93MI1098 IT1271138B (it) | 1992-06-03 | 1993-05-27 | Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame |
| GB9311237A GB2267716B (en) | 1992-06-03 | 1993-06-01 | Process for the direct electrochemical refining of copper scrap |
| DE19934318168 DE4318168C2 (de) | 1992-06-03 | 1993-06-01 | Verfahren zum direkten elektrochemischen Raffinieren von Kupferabfällen |
| ES9301243A ES2070759B1 (es) | 1992-06-03 | 1993-06-01 | Procedimiento para el refinado directo de chatarra de cobre. |
| AU39965/93A AU662060B2 (en) | 1992-06-03 | 1993-06-02 | Process for the direct electrochemical refining of copper scrap |
| US08/070,866 US5372684A (en) | 1992-06-03 | 1993-06-03 | Process for the direct electrochemical refining of copper scrap |
| FR9306647A FR2691980B1 (fr) | 1992-06-03 | 1993-06-03 | Procede de raffinage electrochimique direct de dechets de cuivre. |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CH01790/92A CH686626A5 (it) | 1992-06-03 | 1992-06-03 | Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame. |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CH686626A5 true CH686626A5 (it) | 1996-05-15 |
Family
ID=4218667
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CH01790/92A CH686626A5 (it) | 1992-06-03 | 1992-06-03 | Procedimento per la raffinazione elettrochimica diretta del rottame di rame. |
Country Status (8)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5372684A (it) |
| AU (1) | AU662060B2 (it) |
| CH (1) | CH686626A5 (it) |
| DE (1) | DE4318168C2 (it) |
| ES (1) | ES2070759B1 (it) |
| FR (1) | FR2691980B1 (it) |
| GB (1) | GB2267716B (it) |
| IT (1) | IT1271138B (it) |
Families Citing this family (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA2103991C (en) * | 1993-08-12 | 2004-11-16 | B.U.S Engitec Servizi Ambientali S.R.L. | Process for continuous electrochemical lead refining |
| US5762683A (en) * | 1994-12-09 | 1998-06-09 | Asarco Incorporated | Ferric fluoborate/organic extractant hydrometallurgical process for recovering metals |
| PE80699A1 (es) * | 1997-04-14 | 1999-08-30 | Ecochem Ag | Procedimiento para la produccion de metal de cobre de alta pureza a partir de sulfuros primarios o secundarios |
| CA2245018A1 (en) * | 1997-08-27 | 1999-02-27 | Ecochem Aktiengesellschaft | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals |
| US5935409A (en) * | 1998-03-26 | 1999-08-10 | Asarco Incorporated | Fluoboric acid control in a ferric fluoborate hydrometallurgical process for recovering metals |
| US6309531B1 (en) * | 1998-05-08 | 2001-10-30 | Usf Filtration And Separations Group, Inc. | Process for extracting copper or iron |
| GB2368349A (en) * | 2000-10-27 | 2002-05-01 | Imperial College | Electrolytic extraction of metals; recycling |
| DE102011012133B4 (de) | 2011-02-24 | 2016-01-14 | Wieland-Werke Ag | Verfahren zur Abtrennung von Blei aus dem Messing-Recycling-Kreislauf |
| JP6688742B2 (ja) | 2014-05-09 | 2020-04-28 | カニンガム，スティーブン，エル． | アーク炉製錬システムおよび方法 |
| JP6604466B2 (ja) * | 2015-03-25 | 2019-11-13 | 住友電気工業株式会社 | 銅の製造方法及び銅の製造装置 |
| CN105819463A (zh) * | 2016-04-27 | 2016-08-03 | 云南铁坦新材料科技股份有限公司 | 一种四氟硼酸亚铁的合成方法 |
Family Cites Families (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1411689A (en) * | 1918-12-30 | 1922-04-04 | Eastman Kodak Co | Photographic apparatus |
| US3634205A (en) * | 1968-09-27 | 1972-01-11 | Bunker Ramo | Method of plating a uniform copper layer on an apertured printed circuit board |
| CA1030098A (en) * | 1973-04-09 | 1978-04-25 | Hydrion Industries Ltd. | Direct recovery of metals from sulphide ores by leaching and electrolysis |
| US3884782A (en) * | 1974-04-08 | 1975-05-20 | Tobe A Pittman | Electrolytic copper recovery method and electrolyte |
| US3901776A (en) * | 1974-11-14 | 1975-08-26 | Cyprus Metallurg Process | Process for the recovery of copper from its sulfide ores |
| JPS5233823A (en) * | 1975-09-10 | 1977-03-15 | Furukawa Electric Co Ltd:The | Extremely thin starting sheet for copper electrolytic refining |
| DE2548620C2 (de) * | 1975-10-30 | 1977-12-22 | Duisburger Kupferhütte, 4100 Duisburg | Verfahren zur Gewinnung vonretoem Elektrolytkupfer durch Reduktionselektrolyse |
| DE2650912A1 (de) * | 1976-11-06 | 1978-05-18 | Hoellmueller Maschbau H | Elektrolytische regeneration eines aetzmittels |
| GB2133806B (en) * | 1983-01-20 | 1986-06-04 | Electricity Council | Regenerating solutions for etching copper |
| WO1988004476A1 (en) * | 1986-12-12 | 1988-06-16 | R.T.I. International B.V. | Process for the recycling of electrical batteries, assembled printed circuit boards and electronic components |
| IT1231332B (it) * | 1989-07-31 | 1991-11-28 | Engitec Impianti | Processo di produzione di piombo elettrolitico e zolfo elementare dalla galena. |
-
1992
- 1992-06-03 CH CH01790/92A patent/CH686626A5/it not_active IP Right Cessation
-
1993
- 1993-05-27 IT IT93MI1098 patent/IT1271138B/it active IP Right Grant
- 1993-06-01 GB GB9311237A patent/GB2267716B/en not_active Expired - Fee Related
- 1993-06-01 ES ES9301243A patent/ES2070759B1/es not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-01 DE DE19934318168 patent/DE4318168C2/de not_active Expired - Fee Related
- 1993-06-02 AU AU39965/93A patent/AU662060B2/en not_active Ceased
- 1993-06-03 US US08/070,866 patent/US5372684A/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-03 FR FR9306647A patent/FR2691980B1/fr not_active Expired - Fee Related
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| IT1271138B (it) | 1997-05-27 |
| FR2691980A1 (fr) | 1993-12-10 |
| ES2070759A1 (es) | 1995-06-01 |
| DE4318168A1 (de) | 1993-12-09 |
| GB2267716B (en) | 1995-12-13 |
| ITMI931098A0 (it) | 1993-05-27 |
| US5372684A (en) | 1994-12-13 |
| FR2691980B1 (fr) | 1996-02-02 |
| ITMI931098A1 (it) | 1994-11-27 |
| ES2070759B1 (es) | 1996-02-16 |
| AU662060B2 (en) | 1995-08-17 |
| AU3996593A (en) | 1993-12-09 |
| GB2267716A (en) | 1993-12-15 |
| GB9311237D0 (en) | 1993-07-21 |
| DE4318168C2 (de) | 2002-05-08 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP2005510630A (ja) | 液体状態の化合物を含む酸化チタンからチタン金属又は合金を電解採取する方法 | |
| JP2014501850A (ja) | チオ硫酸塩溶液からの金および銀の電気的回収 | |
| Park et al. | Purification of nuclear grade Zr scrap as the high purity dense Zr deposits from Zirlo scrap by electrorefining in LiF–KF–ZrF4 molten fluorides | |
| Tian et al. | Efficient electrochemical recovery of tellurium from spent electrolytes by cyclone electrowinning | |
| JP2010504423A (ja) | 鉄分の豊富な金属塩化物の廃棄物からの金属鉄および塩素価値の回収のための電気化学的方法 | |
| Jian-Guang et al. | A new membrane electro-deposition based process for tin recovery from waste printed circuit boards | |
| Moskalyk et al. | Anode effects in electrowinning | |
| CN107177865B (zh) | 一种高铋铅合金分离铅、铋的工艺 | |
| US4030990A (en) | Process for recovering electrolytic copper of high purity by means of reduction electrolysis | |
| US5372684A (en) | Process for the direct electrochemical refining of copper scrap | |
| CN104152701B (zh) | 从粗锡精炼渣中回收锡的方法 | |
| Shamsuddin | Electrometallurgy | |
| CN104746105A (zh) | 一种分离含锑合金的装置及方法 | |
| CA2103991C (en) | Process for continuous electrochemical lead refining | |
| Redden et al. | The technical and economic aspects of producing high-purity cobalt and nickel from superalloy scrap utilizing a double-membrane electrolytic cell | |
| Boyanov et al. | Removal of copper and cadmium from hydrometallurgical leach solutions by fluidised bed electrolysis | |
| Archibald et al. | The Kristiansand nickel refinery | |
| Moats et al. | Electrowinning and Electrorefining | |
| US3755112A (en) | Electrowinning of copper | |
| Jayakumar et al. | Molten salt electrowinning of metals and materials: opportunities and challenges | |
| Ginatta | Economics and production of primary titanium by electrolytic winning | |
| RU2795912C1 (ru) | Способ переработки луженых отходов меди | |
| CN118957291B (zh) | 一种银赋存状态的阳极铜及其制备方法与应用 | |
| Gana et al. | The development and applications of the anode-support system in electrochemical processes | |
| CA2245018A1 (en) | Production of electrolytic copper from dilute solutions contaminated by other metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PL | Patent ceased |