JPH0475291B2 - - Google Patents
Info
- Publication number
- JPH0475291B2 JPH0475291B2 JP9750885A JP9750885A JPH0475291B2 JP H0475291 B2 JPH0475291 B2 JP H0475291B2 JP 9750885 A JP9750885 A JP 9750885A JP 9750885 A JP9750885 A JP 9750885A JP H0475291 B2 JPH0475291 B2 JP H0475291B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- indium
- cadmium
- aqueous solution
- zinc
- precipitate
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Expired - Lifetime
Links
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 claims description 45
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 24
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 20
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 15
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 11
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 7
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 6
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 claims description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 5
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 4
- 229910000925 Cd alloy Inorganic materials 0.000 claims description 2
- CEKJAYFBQARQNG-UHFFFAOYSA-N cadmium zinc Chemical compound [Zn].[Cd] CEKJAYFBQARQNG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 24
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 10
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 10
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 5
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical class [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 4
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 4
- 229910001854 alkali hydroxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 description 3
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 3
- 238000005987 sulfurization reaction Methods 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 2
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 description 2
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 230000002542 deteriorative effect Effects 0.000 description 1
- 238000007598 dipping method Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 150000002471 indium Chemical class 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 description 1
- STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N tributyl phosphate Chemical compound CCCCOP(=O)(OCCCC)OCCCC STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003809 water extraction Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
〔産業上の利用分野〕
本発明は、亜鉛、カドミウム精製中間物特にカ
ドミウムの精製工程で副生する溶融ソーダ塩(通
称ソーダ〓)よりインジウムを回収する方法に関
する。 〔従来の技術〕 従来インジウムを含む原料からインジウムを回
収する方法としては、原料が鉛滓の場合には(1)鉛
滓を硫酸水溶液で浸出し、得られたインジウムを
含む水溶液を水酸化アルカリで中和し、インジウ
ムを沈殿させて水溶液と分離し、次いでこの沈殿
を硫酸水溶液にて再溶解し、粗インジウムの水溶
液としたのちこれに金属カドミウムの粉末を添加
してセメンテーシヨンを行ない粗インジウムを析
出させる。得られるスポンジ状の粗インジウムを
分離して硫酸水溶液で溶解するか、または750℃
程度の硫酸焙焼後水抽出を行ない、不溶解残渣分
を分離してこれを硫酸水溶液で溶解し、次いでこ
の水溶液にアルカリを加えてPH4〜4.5として沈
殿を生成させ、分離した沈殿を再び硫酸水溶液に
溶解し、これを電解法で処理してインジウムを回
収する。(2)として鉛滓を硫酸水溶液で浸出した水
溶液に硫化物を添加して、所謂硫化処理し、生成
した硫化物を濾別して分離した水溶液に、水酸化
アルカリを添加して中和し生成する沈殿を分離
し、この沈殿を塩酸水溶液で溶解して再びこれに
硫化物を添加して硫化処理を行ない、得られる硫
化物を濾別した水溶液をPH調整したのち、以下(1)
の方法と同様にセメンテーシヨン、酸溶解、アル
カリ添加、沈殿分離、硫酸溶解及び電解採取す
る。又、原料が亜鉛湿式製錬の残渣の場合には(3)
として、これを鉛溶鉱炉に入れて熱処理するとイ
ンジウムは鉛と〓とに移行する。この〓をヒユー
ミングして、その際発生するダストを上記と同様
溶鉱炉で処理する。 鉛分は酸化するとドロス中にインジウムが濃縮
されるので、このドロスを電気炉で還元処理し、
インジウムを含む鉛をベツツ法で電解するインジ
ウムは陽極泥中に残る。この陽極泥中を硫酸焙焼
により処理してから水で抽出し、その不溶解残渣
を硫酸水溶液で溶解した水溶液に亜鉛の粉末を添
加してスポンジ状インジウムを析出させ更に電解
精製する。(4)として、インジウムを含む亜鉛湿式
製錬の残渣を硫酸水溶液で浸出した水溶液を前記
(2)の方法と同様に硫化処理して、その瀘液をトリ
ブチルホスフエートを用いて溶媒抽出し、それを
水で逆抽出した水溶液を必要によりPH調整したの
ち亜鉛の粉末を添加してセメンテーシヨンを行な
いスポンジ状のインジウムを得、次いで上記イン
ジウムの水酸化アルカリと共に溶融して粗インジ
ウムとし、以下(1)の方法と同様に電解採取する方
法等が提案されている。 しかしながらこれらの回収法は何れも操作が煩
雑で、加えて好ましくなき硫化処理や溶媒抽出法
等を採用しており、簡易にして確実にインジウム
を回収する方法が望まれているのが現状である。 〔発明が解決しようとする問題点〕 本発明の目的は、カドミウムを含む精製中間物
より簡易法によりインジウムを回収する方法を提
供することにある。 〔問題点を解決するための手段〕 この目的を達成する為本発明は、亜鉛、カドミ
ウムの精製工程において副生する微量のインジウ
ム(ソーダ〓の場合は2〜3重量%)とカドミウ
ム等を含有する中間物に、少量の水(通常容量比
で1対1以下程度の水)を加えてスラリー状と
し、該スラリーを撹拌しつつ、これに塩酸を該ス
ラリー状水溶液のPHを1.2以下好ましくは0.1〜1.0
に保持しながら添加し、該水溶液のPHが1.2以下
で安定したら、引続いて少なくとも1時間好まし
くは2時間程度撹拌を継続したのち静置し、生成
した沈殿を分離する第一工程と、第一工程で得ら
れた沈殿を塩酸により溶解し更にこれにアルカリ
を加えてPH0.5〜1.2好ましくは1.0程度に調整した
のち、該水溶液中のインジウムに対し0.9〜1.1当
量の亜鉛−カドミウム合金粉末又は純度の良い亜
鉛粉末を加えてセメンテーシヨンを行なう第二工
程とを有することにある。 〔作用〕 本発明の方法では、鉱酸として特に塩酸を使用
するが、この理由は、従来法のように硫酸を使用
すると原料の全部を溶解してから次工程に移る必
要があるが、そうすると原料が必ずしも硫酸に易
溶性のものだけではないので、相当量の不溶解残
渣が残り、この残渣は例えばシリカロイドを主体
としたような極めて濾過性の悪いものであつて、
固液分離が困難である。原料全部を溶解するので
鉱酸の使用量が多くなり、処理時間が長いだけで
なく不純物の分別処理が煩雑となる等のためであ
る。 鉱酸として塩酸を使用し、所定の手順に従えば
当初全く予測し得なかつた効果が見られ、効率の
良いインジウムの濃縮ができる。 本発明法では、先ずカドミウムと少量のインジ
ウムを含む原料を少量を水でスラリー状とするの
が、この水の量は塩酸を添加した場合、気泡やガ
スの発生が激しくなく円滑な反応が行なわれる最
小限度とするのが好ましく、通常原料と同容積又
はそれ以下とするのが良い。 このようにしてスラリーとした水溶液は強いア
ルカリ性を示すが、これに例えば濃塩酸を添加し
てPH1.2以下好ましくはPH0.1〜1.0とする。 PHを0.1より低くするとインジウムの溶解が多
くなり、このインジウムがカドミウムにより置換
されるので生成する沈殿のインジウム濃度はより
高くなるが、一方で気泡の発生が激しくなり、作
業環境が悪化する。PHを1.2より高くして反応さ
せると、反応速度が遅く且つインジウムへのカド
ミウムの混入量が多くなる。 このスラリー溶液のPHが1.2以下好ましくは1.0
以下に安定し、反応が終了したことが認められた
ら更に引続いて少なくとも1時間撹拌するのは、
この反応は前にも述べたように単に原料を酸で溶
解するだけでなく、溶解したインジウムをカドミ
ウムによりセメンテーシヨン反応により、沈殿と
して析出させるため充分な反応時間が必要なため
である。 このセメンテーシヨン反応により析出した沈殿
と母液は、例えば上澄液をサイフオンで別の槽に
抜き取り、母液を受入れた槽は24時間程度静置
し、こゝでの沈殿物は第一工程の原料に混入して
再処理され、母液には別途に亜鉛粉末を添加して
カドミウムを回収する。 第一工程で得らてた沈殿は、塩酸により溶解し
得られた水溶液のPHを0.5〜1.2好ましくはPH1.0程
度に調整してセメンテーシヨンする理由は、効率
良く純度のよいインジウムの生成させるためであ
り、このPHが低すぎると反応が激し過ぎて純度が
低下し、PHが高くなると反応速度が遅くなる。 本発明によれば、インジウムの収率は第一工程
で90重量%以上、第二工程では85重量%以上であ
り、得られるインジウムの品位は95重量%程度の
ものが得られる。 第一工程及び第二工程で母液中に分離されたイ
ンジウムは、夫々インジウム又はカドミウムの回
収工程に送られ再処理されて回収されるので総合
収率は99%以上となる。 〔実施例〕 以下実施例について説明する。 実施例 亜鉛、カドミウム精製工程で副生した第1表に
示すソーダ〓250Kgを容量500の反応槽に入れ、
これに300のイオン水を添加し、ペロペラ型撹
拌機で軽く撹拌しながら35重量%の工業用塩酸を
該水溶液のPH0.1〜1.0の範囲となるように添加
し、PHが0.6で安定した所で終点とし、以後引続
いて2時間撹拌を行なつたのち30分間静置し上澄
液を吸引して物の沈降槽に移した。
ドミウムの精製工程で副生する溶融ソーダ塩(通
称ソーダ〓)よりインジウムを回収する方法に関
する。 〔従来の技術〕 従来インジウムを含む原料からインジウムを回
収する方法としては、原料が鉛滓の場合には(1)鉛
滓を硫酸水溶液で浸出し、得られたインジウムを
含む水溶液を水酸化アルカリで中和し、インジウ
ムを沈殿させて水溶液と分離し、次いでこの沈殿
を硫酸水溶液にて再溶解し、粗インジウムの水溶
液としたのちこれに金属カドミウムの粉末を添加
してセメンテーシヨンを行ない粗インジウムを析
出させる。得られるスポンジ状の粗インジウムを
分離して硫酸水溶液で溶解するか、または750℃
程度の硫酸焙焼後水抽出を行ない、不溶解残渣分
を分離してこれを硫酸水溶液で溶解し、次いでこ
の水溶液にアルカリを加えてPH4〜4.5として沈
殿を生成させ、分離した沈殿を再び硫酸水溶液に
溶解し、これを電解法で処理してインジウムを回
収する。(2)として鉛滓を硫酸水溶液で浸出した水
溶液に硫化物を添加して、所謂硫化処理し、生成
した硫化物を濾別して分離した水溶液に、水酸化
アルカリを添加して中和し生成する沈殿を分離
し、この沈殿を塩酸水溶液で溶解して再びこれに
硫化物を添加して硫化処理を行ない、得られる硫
化物を濾別した水溶液をPH調整したのち、以下(1)
の方法と同様にセメンテーシヨン、酸溶解、アル
カリ添加、沈殿分離、硫酸溶解及び電解採取す
る。又、原料が亜鉛湿式製錬の残渣の場合には(3)
として、これを鉛溶鉱炉に入れて熱処理するとイ
ンジウムは鉛と〓とに移行する。この〓をヒユー
ミングして、その際発生するダストを上記と同様
溶鉱炉で処理する。 鉛分は酸化するとドロス中にインジウムが濃縮
されるので、このドロスを電気炉で還元処理し、
インジウムを含む鉛をベツツ法で電解するインジ
ウムは陽極泥中に残る。この陽極泥中を硫酸焙焼
により処理してから水で抽出し、その不溶解残渣
を硫酸水溶液で溶解した水溶液に亜鉛の粉末を添
加してスポンジ状インジウムを析出させ更に電解
精製する。(4)として、インジウムを含む亜鉛湿式
製錬の残渣を硫酸水溶液で浸出した水溶液を前記
(2)の方法と同様に硫化処理して、その瀘液をトリ
ブチルホスフエートを用いて溶媒抽出し、それを
水で逆抽出した水溶液を必要によりPH調整したの
ち亜鉛の粉末を添加してセメンテーシヨンを行な
いスポンジ状のインジウムを得、次いで上記イン
ジウムの水酸化アルカリと共に溶融して粗インジ
ウムとし、以下(1)の方法と同様に電解採取する方
法等が提案されている。 しかしながらこれらの回収法は何れも操作が煩
雑で、加えて好ましくなき硫化処理や溶媒抽出法
等を採用しており、簡易にして確実にインジウム
を回収する方法が望まれているのが現状である。 〔発明が解決しようとする問題点〕 本発明の目的は、カドミウムを含む精製中間物
より簡易法によりインジウムを回収する方法を提
供することにある。 〔問題点を解決するための手段〕 この目的を達成する為本発明は、亜鉛、カドミ
ウムの精製工程において副生する微量のインジウ
ム(ソーダ〓の場合は2〜3重量%)とカドミウ
ム等を含有する中間物に、少量の水(通常容量比
で1対1以下程度の水)を加えてスラリー状と
し、該スラリーを撹拌しつつ、これに塩酸を該ス
ラリー状水溶液のPHを1.2以下好ましくは0.1〜1.0
に保持しながら添加し、該水溶液のPHが1.2以下
で安定したら、引続いて少なくとも1時間好まし
くは2時間程度撹拌を継続したのち静置し、生成
した沈殿を分離する第一工程と、第一工程で得ら
れた沈殿を塩酸により溶解し更にこれにアルカリ
を加えてPH0.5〜1.2好ましくは1.0程度に調整した
のち、該水溶液中のインジウムに対し0.9〜1.1当
量の亜鉛−カドミウム合金粉末又は純度の良い亜
鉛粉末を加えてセメンテーシヨンを行なう第二工
程とを有することにある。 〔作用〕 本発明の方法では、鉱酸として特に塩酸を使用
するが、この理由は、従来法のように硫酸を使用
すると原料の全部を溶解してから次工程に移る必
要があるが、そうすると原料が必ずしも硫酸に易
溶性のものだけではないので、相当量の不溶解残
渣が残り、この残渣は例えばシリカロイドを主体
としたような極めて濾過性の悪いものであつて、
固液分離が困難である。原料全部を溶解するので
鉱酸の使用量が多くなり、処理時間が長いだけで
なく不純物の分別処理が煩雑となる等のためであ
る。 鉱酸として塩酸を使用し、所定の手順に従えば
当初全く予測し得なかつた効果が見られ、効率の
良いインジウムの濃縮ができる。 本発明法では、先ずカドミウムと少量のインジ
ウムを含む原料を少量を水でスラリー状とするの
が、この水の量は塩酸を添加した場合、気泡やガ
スの発生が激しくなく円滑な反応が行なわれる最
小限度とするのが好ましく、通常原料と同容積又
はそれ以下とするのが良い。 このようにしてスラリーとした水溶液は強いア
ルカリ性を示すが、これに例えば濃塩酸を添加し
てPH1.2以下好ましくはPH0.1〜1.0とする。 PHを0.1より低くするとインジウムの溶解が多
くなり、このインジウムがカドミウムにより置換
されるので生成する沈殿のインジウム濃度はより
高くなるが、一方で気泡の発生が激しくなり、作
業環境が悪化する。PHを1.2より高くして反応さ
せると、反応速度が遅く且つインジウムへのカド
ミウムの混入量が多くなる。 このスラリー溶液のPHが1.2以下好ましくは1.0
以下に安定し、反応が終了したことが認められた
ら更に引続いて少なくとも1時間撹拌するのは、
この反応は前にも述べたように単に原料を酸で溶
解するだけでなく、溶解したインジウムをカドミ
ウムによりセメンテーシヨン反応により、沈殿と
して析出させるため充分な反応時間が必要なため
である。 このセメンテーシヨン反応により析出した沈殿
と母液は、例えば上澄液をサイフオンで別の槽に
抜き取り、母液を受入れた槽は24時間程度静置
し、こゝでの沈殿物は第一工程の原料に混入して
再処理され、母液には別途に亜鉛粉末を添加して
カドミウムを回収する。 第一工程で得らてた沈殿は、塩酸により溶解し
得られた水溶液のPHを0.5〜1.2好ましくはPH1.0程
度に調整してセメンテーシヨンする理由は、効率
良く純度のよいインジウムの生成させるためであ
り、このPHが低すぎると反応が激し過ぎて純度が
低下し、PHが高くなると反応速度が遅くなる。 本発明によれば、インジウムの収率は第一工程
で90重量%以上、第二工程では85重量%以上であ
り、得られるインジウムの品位は95重量%程度の
ものが得られる。 第一工程及び第二工程で母液中に分離されたイ
ンジウムは、夫々インジウム又はカドミウムの回
収工程に送られ再処理されて回収されるので総合
収率は99%以上となる。 〔実施例〕 以下実施例について説明する。 実施例 亜鉛、カドミウム精製工程で副生した第1表に
示すソーダ〓250Kgを容量500の反応槽に入れ、
これに300のイオン水を添加し、ペロペラ型撹
拌機で軽く撹拌しながら35重量%の工業用塩酸を
該水溶液のPH0.1〜1.0の範囲となるように添加
し、PHが0.6で安定した所で終点とし、以後引続
いて2時間撹拌を行なつたのち30分間静置し上澄
液を吸引して物の沈降槽に移した。
【表】
この第一工程で得られた沈殿は18.60Kg(乾燥
重量)で化学分析したところ第2表に示すように
Inは約10倍に濃縮されていた。
重量)で化学分析したところ第2表に示すように
Inは約10倍に濃縮されていた。
本発明によれば、第一工程で原料の全部を溶解
することなく、インジウム含有量が10倍以上に濃
縮された沈殿を得ることができ、更に第二工程の
セメンテーシヨンにより一挙にインジウム品位を
90重量%以上とできる、工程が短かく収率の高い
インジウム回収法を提供できる。
することなく、インジウム含有量が10倍以上に濃
縮された沈殿を得ることができ、更に第二工程の
セメンテーシヨンにより一挙にインジウム品位を
90重量%以上とできる、工程が短かく収率の高い
インジウム回収法を提供できる。
Claims (1)
- 1 亜鉛、カドミウムの精製工程において発生す
るインジウムとカドミウムを含む中間物に少量の
水を加えてスラリー状とし該スラリーを撹拌しつ
つ、これに塩酸を該スラリーのPHを1.2以下に保
持しながら添加し、反応終了後少なくとも1時間
撹拌したのち静置し、生成した沈殿を分離する第
一工程と、第一工程で得られた沈殿に塩酸を加え
て溶解し、不溶解残渣を分離した水溶液にアルカ
リを加えPH0.5〜1.2としたのち、該水溶液中のイ
ンジウムに対し0.9〜1.1当量の亜鉛−カドミウム
合金の粉末または純度の良い亜鉛の粉末を加えて
セメンテーシヨンを行ない、析出するインジウム
を回収する第二工程とを有することを特徴とする
亜鉛、カドミウム精製中間物よりインジウムを回
収する方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP60097508A JPS61257438A (ja) | 1985-05-07 | 1985-05-07 | 亜鉛、カドミウム精製中間物よりインジウムを回収する方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP60097508A JPS61257438A (ja) | 1985-05-07 | 1985-05-07 | 亜鉛、カドミウム精製中間物よりインジウムを回収する方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61257438A JPS61257438A (ja) | 1986-11-14 |
| JPH0475291B2 true JPH0475291B2 (ja) | 1992-11-30 |
Family
ID=14194196
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP60097508A Granted JPS61257438A (ja) | 1985-05-07 | 1985-05-07 | 亜鉛、カドミウム精製中間物よりインジウムを回収する方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61257438A (ja) |
Families Citing this family (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2720918B2 (ja) * | 1988-12-20 | 1998-03-04 | 日鉱亜鉛株式会社 | 亜鉛合金からインジウムを回収する方法 |
| JP4598921B2 (ja) * | 2000-06-09 | 2010-12-15 | 出光興産株式会社 | インジウムの回収方法 |
| JP4723878B2 (ja) * | 2005-02-28 | 2011-07-13 | 三井金属鉱業株式会社 | インジウム含有メタルの製造方法 |
| WO2007102207A1 (ja) * | 2006-03-08 | 2007-09-13 | Mitsui Mining & Smelting Co., Ltd. | インジウム含有メタルの製造方法 |
| CN103740954B (zh) * | 2013-12-20 | 2015-02-04 | 中南大学 | 一种含In99.999%等级铟的生产方法 |
-
1985
- 1985-05-07 JP JP60097508A patent/JPS61257438A/ja active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS61257438A (ja) | 1986-11-14 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3434947A (en) | Process for the separation of iron from metal sulphate solutions and a hydrometallurgic process for the production of zinc | |
| CN105734299B (zh) | 一种氧压处理锡阳极泥综合回收有价金属的方法 | |
| JP2009035808A (ja) | スズと共存金属の分離方法 | |
| JPH11269570A (ja) | インジウム含有物からインジウムを回収する方法 | |
| JP2010138490A (ja) | 亜鉛の回収方法等 | |
| CN111197119A (zh) | 一种含铋废渣中有价金属的回收方法 | |
| JPH05156381A (ja) | 電解用粗インジウムの回収方法 | |
| CA1076364A (en) | Process for concentrating and recovering gallium | |
| CN105967153A (zh) | 一种从高碲渣料中回收碲的工艺 | |
| CN109988921B (zh) | 一种盐酸-氯盐溶液中分离锑的方法 | |
| CN109055764B (zh) | 一种高氯低锌物料的综合回收方法 | |
| JP2008297608A (ja) | スズの分離回収方法 | |
| CN109402392B (zh) | 一种从铜阳极泥中提取碲的方法 | |
| JPH0475291B2 (ja) | ||
| CN115125395A (zh) | 一种微波焙烧与湿法分离提取铜阳极泥分银渣中锡的方法 | |
| JPS6139383B2 (ja) | ||
| JPS6319576B2 (ja) | ||
| US5939042A (en) | Tellurium extraction from copper electrorefining slimes | |
| EP0020826A1 (en) | A hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime | |
| CN116855744A (zh) | 利用高铁渣提取镓的方法 | |
| CN104278159A (zh) | 一种火法-湿法联合处理铅铋银硫化矿回收金属的方法 | |
| CN103589880B (zh) | 一种氯氧铋还原制取粗铋的方法 | |
| IE37279L (en) | Extraction of copper from metallic materials | |
| JP4565179B2 (ja) | Sn含有原料からのSn回収方法 | |
| US1284910A (en) | Process for recovering metals from ores. |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |