JPH07243081A - 硫酸銅溶液からのロジウムの回収方法 - Google Patents
硫酸銅溶液からのロジウムの回収方法Info
- Publication number
- JPH07243081A JPH07243081A JP3351794A JP3351794A JPH07243081A JP H07243081 A JPH07243081 A JP H07243081A JP 3351794 A JP3351794 A JP 3351794A JP 3351794 A JP3351794 A JP 3351794A JP H07243081 A JPH07243081 A JP H07243081A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- copper
- rhodium
- concentration
- sulfuric acid
- sulfate solution
- 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.)
- Pending
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】
【目的】 ロジウムを含有する硫酸銅溶液からロジウム
のみを選択的に、容易に回収する方法を提供する。 【構成】 ロジウムを含む硫酸銅溶液を、硫酸濃度１０
０〜２００ｇ／ｌ、電流密度２００〜４００Ａ／ｍ2 の
範囲で電解し、電解槽の底に沈降する析出物を電解槽か
ら抜き出した後、析出物中に含まれる銅を溶解すること
を特徴とする。
のみを選択的に、容易に回収する方法を提供する。 【構成】 ロジウムを含む硫酸銅溶液を、硫酸濃度１０
０〜２００ｇ／ｌ、電流密度２００〜４００Ａ／ｍ2 の
範囲で電解し、電解槽の底に沈降する析出物を電解槽か
ら抜き出した後、析出物中に含まれる銅を溶解すること
を特徴とする。
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】本発明は硫酸酸性溶液において、
銅と共存するロジウムを選択的に回収する方法に関す
る。
銅と共存するロジウムを選択的に回収する方法に関す
る。
【０００２】
【従来の技術】ロジウムを含む廃触媒や熱電対などスク
ラップからロジウムを回収する場合、銅とスクラップを
高温、例えば１１００℃以上で熔解し、ロジウムと銅以
外の混合物をスラグとして分離し、得られたロジウムと
銅の合金を硫酸等で浸出することで銅を分離し、ロジウ
ムを回収することが行われる。銅とロジウムの合金を硫
酸等で浸出する場合、浸出する硫酸濃度が高すぎると、
例えば６００ｇ／ｌ以上では、銅のみならずロジウムま
で浸出してしまう恐れがあり高濃度な硫酸の使用はでき
ない。一方、低硫酸濃度、例えば１００ｇ／ｌ以下で
は、銅浸出がきわめて遅くなる。このような例では合金
での銅に対するロジウム量は、はるかに少ないのが普通
である。大量の銅を溶解するためには浸出が容易に行え
ることが必要である。
ラップからロジウムを回収する場合、銅とスクラップを
高温、例えば１１００℃以上で熔解し、ロジウムと銅以
外の混合物をスラグとして分離し、得られたロジウムと
銅の合金を硫酸等で浸出することで銅を分離し、ロジウ
ムを回収することが行われる。銅とロジウムの合金を硫
酸等で浸出する場合、浸出する硫酸濃度が高すぎると、
例えば６００ｇ／ｌ以上では、銅のみならずロジウムま
で浸出してしまう恐れがあり高濃度な硫酸の使用はでき
ない。一方、低硫酸濃度、例えば１００ｇ／ｌ以下で
は、銅浸出がきわめて遅くなる。このような例では合金
での銅に対するロジウム量は、はるかに少ないのが普通
である。大量の銅を溶解するためには浸出が容易に行え
ることが必要である。
【０００３】ロジウムが銅と共に硫酸酸性溶液に溶出し
た場合、高価なロジウムを完全に回収することが必要と
なる。このため、硫酸溶液に鉄・亜鉛・アルミ等を加
え、セメンテーション反応によりロジウムを回収するこ
とが行われてきた。しかし、セメンテーション反応を行
うには硫酸溶液のｐＨ調整が必要であり、中和に要する
ＮａＯＨ等の所要量も無視できないものとなる。また、
硫酸溶液の再使用もできなくなる欠点がある。
た場合、高価なロジウムを完全に回収することが必要と
なる。このため、硫酸溶液に鉄・亜鉛・アルミ等を加
え、セメンテーション反応によりロジウムを回収するこ
とが行われてきた。しかし、セメンテーション反応を行
うには硫酸溶液のｐＨ調整が必要であり、中和に要する
ＮａＯＨ等の所要量も無視できないものとなる。また、
硫酸溶液の再使用もできなくなる欠点がある。
【０００４】また、溶出したロジウムを電解採取により
回収することも考えられる。しかし、銅・ロジウムとも
容易に電析しやすい金属であり、同時に電析されると硫
酸浸出前と変わらなくなる欠点がある。
回収することも考えられる。しかし、銅・ロジウムとも
容易に電析しやすい金属であり、同時に電析されると硫
酸浸出前と変わらなくなる欠点がある。
【０００５】
【発明が解決しようとする課題】本発明の目的は、銅が
共存する硫酸溶液からロジウムを回収するにあたり、ロ
ジウムのみを選択的にしかも容易かつ低コストに回収す
る方法を提供するものである。
共存する硫酸溶液からロジウムを回収するにあたり、ロ
ジウムのみを選択的にしかも容易かつ低コストに回収す
る方法を提供するものである。
【０００６】
【課題を解決するための手段】本発明は、ロジウムを含
む硫酸銅溶液を、硫酸濃度１００〜２００ｇ／ｌ、電流
密度２００〜４００Ａ／ｍ2 の範囲で電解し、電解槽の
底に沈降する析出物を、該電解槽から抜き出した後、該
析出物に含まれる銅を溶解することを特徴とし、
む硫酸銅溶液を、硫酸濃度１００〜２００ｇ／ｌ、電流
密度２００〜４００Ａ／ｍ2 の範囲で電解し、電解槽の
底に沈降する析出物を、該電解槽から抜き出した後、該
析出物に含まれる銅を溶解することを特徴とし、
【０００７】また、該硫酸銅溶液は、銅濃度が４０ｇ／
ｌ以下であり、かつ銅濃度がロジウム濃度に対し２５０
倍以下であることを特徴とし、
ｌ以下であり、かつ銅濃度がロジウム濃度に対し２５０
倍以下であることを特徴とし、
【０００８】また、該析出物に含まれる銅を、硫酸濃度
１００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液により溶解することを
特徴とするものである。
１００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液により溶解することを
特徴とするものである。
【０００９】
【作用】硫酸溶液内での銅の析出電位は３２０ｍＶ前後
である。これに対し、ロジウムの析出電位は２００〜２
５０ｍＶ前後と接近しており、通常カソード上に同時に
電着する。しかし、銅濃度がロジウム濃度に対し２５０
倍を越える場合ではロジウムは銅より析出しにくく、銅
が析出した後にロジウムが析出することが見いだした。
すなわち、本発明は、このことを逆に利用し、まず最初
の電解において銅のみを電解採取し、溶液から銅が大部
分除去された後でロジウムを電解採取しようとするもの
である。
である。これに対し、ロジウムの析出電位は２００〜２
５０ｍＶ前後と接近しており、通常カソード上に同時に
電着する。しかし、銅濃度がロジウム濃度に対し２５０
倍を越える場合ではロジウムは銅より析出しにくく、銅
が析出した後にロジウムが析出することが見いだした。
すなわち、本発明は、このことを逆に利用し、まず最初
の電解において銅のみを電解採取し、溶液から銅が大部
分除去された後でロジウムを電解採取しようとするもの
である。
【００１０】本発明において、銅濃度を４０ｇ／ｌ以下
として電解するのは、析出する銅が粉状になり易く、こ
のためカソードに電着することなく、電解槽の底に沈降
し易くなるからでありロジウムが析出しない範囲で銅濃
度は低いほど析出物のロジウム品位は高くなるので好ま
しくは２０ｇ／ｌ以下、より好ましくは１０ｇ／ｌ以下
である。沈降する粉状の銅は濃度１００〜２００ｇ／ｌ
の硫酸溶液に溶解し易く、銅とロジウムの分離が容易に
なる。一方、銅濃度が４０ｇ／ｌを越えると、銅がカソ
ードに電着し、このため、濃度１００〜２００ｇ／ｌの
硫酸溶液に溶解し難く、銅とロジウムの分離は困難にな
りこの電着した銅はカソードと共にスクラップ溶解用と
して繰り返して再処理される。
として電解するのは、析出する銅が粉状になり易く、こ
のためカソードに電着することなく、電解槽の底に沈降
し易くなるからでありロジウムが析出しない範囲で銅濃
度は低いほど析出物のロジウム品位は高くなるので好ま
しくは２０ｇ／ｌ以下、より好ましくは１０ｇ／ｌ以下
である。沈降する粉状の銅は濃度１００〜２００ｇ／ｌ
の硫酸溶液に溶解し易く、銅とロジウムの分離が容易に
なる。一方、銅濃度が４０ｇ／ｌを越えると、銅がカソ
ードに電着し、このため、濃度１００〜２００ｇ／ｌの
硫酸溶液に溶解し難く、銅とロジウムの分離は困難にな
りこの電着した銅はカソードと共にスクラップ溶解用と
して繰り返して再処理される。
【００１１】本発明において、銅濃度をロジウム濃度に
対し、２５０倍以下として電解するのは、２５０倍を越
える硫酸銅溶液を電解するとロジウムは銅より析出しに
くく、銅のみが析出するので、大部分の銅が除去された
後、再び電解することにより、電解槽の底に沈降する析
出物中に銅と同時にロジウムが濃縮されロジウムが回収
し易く、また、回収率も向上するからである。
対し、２５０倍以下として電解するのは、２５０倍を越
える硫酸銅溶液を電解するとロジウムは銅より析出しに
くく、銅のみが析出するので、大部分の銅が除去された
後、再び電解することにより、電解槽の底に沈降する析
出物中に銅と同時にロジウムが濃縮されロジウムが回収
し易く、また、回収率も向上するからである。
【００１２】本発明において硫酸濃度を１００〜２００
ｇ／ｌの範囲とするのは、１００ｇ／ｌ未満では、カソ
ード電位が上がり銅と同時にロジウムがカソードに電着
し易くなるからであり、２００ｇ／ｌを越えると電解槽
の底に沈降した析出物が溶解し易くなるからである。銅
の析出により硫酸濃度は上昇するので適時調整される。
また、電流密度を２００〜４００Ａ／ｍ2 の範囲とする
のは２００Ａ／ｍ2 未満では析出する銅が粉状になりに
くいからであり、４００Ａ／ｍ2 を越えると銅と同時に
ロジウムがカソードに電着し易くなるからである。一
方、銅濃度が４０ｇ／ｌを越える範囲では２００〜３０
０Ａ／ｍ2 にすることが好ましい。通常銅濃度に反比例
させて電流密度は適時調整される。
ｇ／ｌの範囲とするのは、１００ｇ／ｌ未満では、カソ
ード電位が上がり銅と同時にロジウムがカソードに電着
し易くなるからであり、２００ｇ／ｌを越えると電解槽
の底に沈降した析出物が溶解し易くなるからである。銅
の析出により硫酸濃度は上昇するので適時調整される。
また、電流密度を２００〜４００Ａ／ｍ2 の範囲とする
のは２００Ａ／ｍ2 未満では析出する銅が粉状になりに
くいからであり、４００Ａ／ｍ2 を越えると銅と同時に
ロジウムがカソードに電着し易くなるからである。一
方、銅濃度が４０ｇ／ｌを越える範囲では２００〜３０
０Ａ／ｍ2 にすることが好ましい。通常銅濃度に反比例
させて電流密度は適時調整される。
【００１３】槽底に沈降した析出物中には、銅粉とロジ
ウム粉が多く含まれる。この銅粉をそのまま残しておく
と電解液の硫酸分により銅が再度溶解される。電解槽内
で溶解すると溶出した銅がカソード上で銅粉として再び
析出し槽底に沈降することを繰り返し、電流効率が低下
する問題がある。そのため槽底の銅粉は早めに槽外に払
い出し、電槽外で再溶解することが必要である。溶解に
電解採取した電解液を使用しても銅粉内のロジウムは最
初に熔解したときよりははるかに濃縮されており、比較
的低濃度（１００〜２００ｇ／ｌ）の硫酸によっても容
易に銅のみを溶解することができる。したがって、析出
物を１００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液で溶解することに
よりロジウムを選択的に簡単に分離することができる。
また、銅のみを溶解した硫酸溶液は再度電解採取するこ
とで銅のみを回収し硫酸溶液は再利用することができ
る。
ウム粉が多く含まれる。この銅粉をそのまま残しておく
と電解液の硫酸分により銅が再度溶解される。電解槽内
で溶解すると溶出した銅がカソード上で銅粉として再び
析出し槽底に沈降することを繰り返し、電流効率が低下
する問題がある。そのため槽底の銅粉は早めに槽外に払
い出し、電槽外で再溶解することが必要である。溶解に
電解採取した電解液を使用しても銅粉内のロジウムは最
初に熔解したときよりははるかに濃縮されており、比較
的低濃度（１００〜２００ｇ／ｌ）の硫酸によっても容
易に銅のみを溶解することができる。したがって、析出
物を１００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液で溶解することに
よりロジウムを選択的に簡単に分離することができる。
また、銅のみを溶解した硫酸溶液は再度電解採取するこ
とで銅のみを回収し硫酸溶液は再利用することができ
る。
【００１４】本発明においてロジウム回収率を向上させ
るためには電解液中の銅濃度とロジウム濃度により、電
解槽のカソードを交換するかあるいは電解槽を２段以上
に設けることが好ましい。カソード上に電着したロジウ
ムはスクラップ溶解用として繰り返し処理されるのでロ
ジウムの回収率が低下し、また銅とロジウムが仕掛品と
して増加するからである。
るためには電解液中の銅濃度とロジウム濃度により、電
解槽のカソードを交換するかあるいは電解槽を２段以上
に設けることが好ましい。カソード上に電着したロジウ
ムはスクラップ溶解用として繰り返し処理されるのでロ
ジウムの回収率が低下し、また銅とロジウムが仕掛品と
して増加するからである。
【００１５】
（実施例１） （１）電解槽として幅１００ｍｍ、深さ（底から液面ま
で）１００ｍｍ、長さ１５０ｍｍ、液量１．５リットル
の箱を用いた。極板の電解面積は１００×１００ｍｍと
した。アノードには鉛、カソードは銅板を用いアノード
カソードは１枚づつ使用した。電解液はロジウム２４．
４ｍｇ／ｌ、銅６９．９ｇ／ｌ、硫酸２００ｇ／ｌの組
成である。液温は常温（約２５℃）とした。電解槽の一
端からポンプで５ｍｌ／ｍｉｎづつ液を抜き、反対側に
給液した。通電電流は２Ａ（電流密度２００Ａ／ｍ2 ）
とした。通電開始から４０時間後の電解槽内の銅・ロジ
ウムを分析した。表１に示すように通電に伴い銅濃度が
低下した。銅濃度５．７ｇ／ｌで、ロジウム濃度は２
４．１ｍｇ／ｌでほとんど低下しなかった。電解槽の底
には析出物はなかった。元液中のＣｎ，Ｒｈを１００と
したときの電着物中のＣｕの分布９１．８％、Ｒｈの分
布１．２％であり、電着物中Ｒｈ品位は０．０００４７
ｗｔ％であった。
で）１００ｍｍ、長さ１５０ｍｍ、液量１．５リットル
の箱を用いた。極板の電解面積は１００×１００ｍｍと
した。アノードには鉛、カソードは銅板を用いアノード
カソードは１枚づつ使用した。電解液はロジウム２４．
４ｍｇ／ｌ、銅６９．９ｇ／ｌ、硫酸２００ｇ／ｌの組
成である。液温は常温（約２５℃）とした。電解槽の一
端からポンプで５ｍｌ／ｍｉｎづつ液を抜き、反対側に
給液した。通電電流は２Ａ（電流密度２００Ａ／ｍ2 ）
とした。通電開始から４０時間後の電解槽内の銅・ロジ
ウムを分析した。表１に示すように通電に伴い銅濃度が
低下した。銅濃度５．７ｇ／ｌで、ロジウム濃度は２
４．１ｍｇ／ｌでほとんど低下しなかった。電解槽の底
には析出物はなかった。元液中のＣｎ，Ｒｈを１００と
したときの電着物中のＣｕの分布９１．８％、Ｒｈの分
布１．２％であり、電着物中Ｒｈ品位は０．０００４７
ｗｔ％であった。
【００１６】（２）カソードを電解槽から静かに引きあ
げた後、（１）と同様にカソードを取り付け（１）と同
条件で通電した。銅濃度が低下するとロジウムが電析し
始めるのが目視により観察された。このときの析出物は
槽底へ沈降するものが大部分であった。通電開始から６
時間後の電解槽内の銅・ロジウムを分析した。その結果
を表１に示す。元液中のＣｕ，Ｒｈを１００としたとき
の析出物中のＣｕ分布８．１％、Ｒｈ分布９８．８％で
あり、析出物中Ｒｈ品位は０．４３ｗｔ％であった。
げた後、（１）と同様にカソードを取り付け（１）と同
条件で通電した。銅濃度が低下するとロジウムが電析し
始めるのが目視により観察された。このときの析出物は
槽底へ沈降するものが大部分であった。通電開始から６
時間後の電解槽内の銅・ロジウムを分析した。その結果
を表１に示す。元液中のＣｕ，Ｒｈを１００としたとき
の析出物中のＣｕ分布８．１％、Ｒｈ分布９８．８％で
あり、析出物中Ｒｈ品位は０．４３ｗｔ％であった。
【００１７】
【表１】 Ｃｕ ｇ／ｌ Ｒｈ ｍｇ／ｌ Ｃｕ／Ｒｈ １回目始 ６９．９ ２４．４ ２８６５ 終 ５．７ ２４．１ ２３４ ２回目始 ５．７ ２４．１ ２３４ １．１ １２．５ ８８ 終 ０．１ ０．４ ２５０
【００１８】（３）槽の底に沈降した析出物と電解液を
濾別した後、槽底へ沈降した銅粉を硫酸濃度２００ｇ／
ｌ、銅濃度０．１ｇ／ｌ、ロジウム濃度０．４ｍｇ／ｌ
の電解液１．５リットルと接触させ６０℃に保ちながら
撹拌し放置した。表２に示すように１８時間の撹拌によ
り溶液の銅濃度は増加し（２）の電解開始前と同じ（Ｃ
ｕ＝５．７ｇ／ｌ）になった。すなわち完全に再溶解し
た。これに対しロジウム濃度変化は少なかった。銅とロ
ジウムを分離することができた。
濾別した後、槽底へ沈降した銅粉を硫酸濃度２００ｇ／
ｌ、銅濃度０．１ｇ／ｌ、ロジウム濃度０．４ｍｇ／ｌ
の電解液１．５リットルと接触させ６０℃に保ちながら
撹拌し放置した。表２に示すように１８時間の撹拌によ
り溶液の銅濃度は増加し（２）の電解開始前と同じ（Ｃ
ｕ＝５．７ｇ／ｌ）になった。すなわち完全に再溶解し
た。これに対しロジウム濃度変化は少なかった。銅とロ
ジウムを分離することができた。
【００１９】
【表２】 撹拌時間 Ｃｕ ｇ／ｌ Ｒｈ ｍｇ／ｌ ０ ０．１ ０．４ １ ０．５ ０．５ ４ ３．１ １．０ ８ ３．１ ２．６ １８ ５．７ ６．２
【００２０】（実施例２）実施例１の（１）において通
電時間を４４時間として、Ｃｕ１．１ｇ／ｌ，Ｒｈ１
２．５ｍｇ／ｌで通電を止め、さらに４時間通電し、濾
別した後硫酸濃度２００ｇ／ｌ、銅濃度０．０７ｇ／
ｌ、ロジウム濃度０．０１ｍｇ／ｌの電解液を用いたこ
と以外は実施例１と同様に実施した。その結果を表３，
４に示す。
電時間を４４時間として、Ｃｕ１．１ｇ／ｌ，Ｒｈ１
２．５ｍｇ／ｌで通電を止め、さらに４時間通電し、濾
別した後硫酸濃度２００ｇ／ｌ、銅濃度０．０７ｇ／
ｌ、ロジウム濃度０．０１ｍｇ／ｌの電解液を用いたこ
と以外は実施例１と同様に実施した。その結果を表３，
４に示す。
【００２１】
【表３】 Ｃｕ ｇ／ｌ Ｒｈ ｍｇ／ｌ Ｃｕ／Ｒｈ １回目始 ６９．９ ２４．４ ２８６５ 終 １．１ １２．５ ８８ ２回目始 １．１ １２．５ ８８ ０．３ ７．９ ３８ 終 ０．０７ ０．０１ −
【００２２】
【表４】 撹拌時間 Ｃｕ ｇ／ｌ Ｒｈ ｍｇ／ｌ ０ ０．０７ ０．０１ １ ０．１ ０．０５ ４ ０．６ ０．２ ８ ０．６ ０．５ １８ １．１ １．２
【００２３】元液中のＣｕ，Ｒｈを１００としたときの
電着物中のＣｕ分布率９８．４％、Ｒｈ分布率４８．８
％であり、電着物中のＲｈ品位は０．０１７ｗｔ％であ
った。また、析出物中のＣｕ分布１．５％、Ｒｈ分布率
５１．２％であり、析出物中のＲｈ品位は１．７８ｗｔ
％であった。
電着物中のＣｕ分布率９８．４％、Ｒｈ分布率４８．８
％であり、電着物中のＲｈ品位は０．０１７ｗｔ％であ
った。また、析出物中のＣｕ分布１．５％、Ｒｈ分布率
５１．２％であり、析出物中のＲｈ品位は１．７８ｗｔ
％であった。
【００２４】表２，４より銅濃度が５．７ｇ／ｌで電解
を終らせた方が銅濃度が１．１ｇ／ｌの場合に比べロジ
ウム回収率が高くなることが分かる。また、析出物は１
００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液で溶解することが分か
る。
を終らせた方が銅濃度が１．１ｇ／ｌの場合に比べロジ
ウム回収率が高くなることが分かる。また、析出物は１
００〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液で溶解することが分か
る。
【００２５】
【発明の効果】本発明によれば、ロジウムを含む硫酸銅
溶液からロジウムを選択的に収率よく容易に回収でき
る。
溶液からロジウムを選択的に収率よく容易に回収でき
る。
Claims (3)
- 【請求項１】 ロジウムを含む硫酸銅溶液を、硫酸濃度
１００〜２００ｇ／ｌ、電流密度２００〜４００Ａ／ｍ
2 の範囲で電解し、電解槽の底に沈降する析出物を、該
電解槽から抜き出した後、該析出物に含まれる銅を溶解
することを特徴とする硫酸銅溶液からのロジウムの回収
方法。 - 【請求項２】 該硫酸銅溶液は、銅濃度が４０ｇ／ｌ以
下であり、かつ銅濃度がロジウム濃度に対し２５０倍以
下であることを特徴とする請求項１に記載の硫酸銅溶液
からのロジウムの回収方法。 - 【請求項３】 該析出物に含まれる銅を、硫酸濃度１０
０〜２００ｇ／ｌの硫酸溶液により溶解することを特徴
とする請求項１又は２に記載の硫酸銅溶液からのロジウ
ムの回収方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3351794A JPH07243081A (ja) | 1994-03-03 | 1994-03-03 | 硫酸銅溶液からのロジウムの回収方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3351794A JPH07243081A (ja) | 1994-03-03 | 1994-03-03 | 硫酸銅溶液からのロジウムの回収方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH07243081A true JPH07243081A (ja) | 1995-09-19 |
Family
ID=12388745
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP3351794A Pending JPH07243081A (ja) | 1994-03-03 | 1994-03-03 | 硫酸銅溶液からのロジウムの回収方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH07243081A (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2009035800A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 |
| JP2010163664A (ja) * | 2009-01-16 | 2010-07-29 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | ロジウムと銅との分離方法 |
| JP2012087344A (ja) * | 2010-10-18 | 2012-05-10 | Toshiba Corp | レアメタル回収方法およびレアメタル回収装置 |
-
1994
- 1994-03-03 JP JP3351794A patent/JPH07243081A/ja active Pending
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2009035800A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 |
| JP2010163664A (ja) * | 2009-01-16 | 2010-07-29 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | ロジウムと銅との分離方法 |
| JP2012087344A (ja) * | 2010-10-18 | 2012-05-10 | Toshiba Corp | レアメタル回収方法およびレアメタル回収装置 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Cooper | Advances and future prospects in copper electrowinning | |
| JP2014501850A (ja) | チオ硫酸塩溶液からの金および銀の電気的回収 | |
| TWI428451B (zh) | 由無鉛廢焊料回收貴重金屬的方法 | |
| JP2738192B2 (ja) | 電解用粗インジウムの回収方法 | |
| CN103924267A (zh) | 一种在微电流作用下制备海绵镉的方法 | |
| JPH1072631A (ja) | 電解アンチモンおよび単体イオウを生成するための、イオウ−アンチモン鉱石の湿式冶金学的および電気化学的処理方法 | |
| JP3962855B2 (ja) | 飛灰からの重金属の回収方法 | |
| CN1418985A (zh) | 高温合金的电化学分解方法 | |
| JPH07505443A (ja) | 金属の化合物からの金属の回収用の電気化学系 | |
| JP3427879B2 (ja) | 含銅塩化ニッケル溶液からの銅の除去方法 | |
| JP2003247089A (ja) | インジウムの回収方法 | |
| JP4470689B2 (ja) | スズ製錬等を利用したインジウムの回収方法 | |
| CN113026056B (zh) | 一种采用钴中间品二次电解生产电解钴的方法 | |
| JP3882608B2 (ja) | 高純度錫の電解精製方法とその装置 | |
| US4060464A (en) | Method for extracting and recovering iron and nickel in metallic form | |
| RU2146720C1 (ru) | Способ переработки вторичных материалов | |
| JP4071041B2 (ja) | 銅合金酸洗廃液の再生方法 | |
| JP3951041B2 (ja) | 飛灰からの重金属の電気化学的回収方法 | |
| JP3760261B2 (ja) | 飛灰からの重金属の電気化学的回収方法 | |
| JPS6350411B2 (ja) | ||
| JPH02254190A (ja) | ニッケル―カドミウム廃材料からのカドミウムの回収方法 | |
| JP4049886B2 (ja) | 高純度コバルトの製造方法 | |
| JP3099483B2 (ja) | Ｉｎ−Ｐｂ−Ａｇ合金からＩｎを回収する方法 | |
| JPS60255940A (ja) | 錫の少ない酸化物及び酸化物‐硫化物原物質／精鉱からの錫の製造方法 | |
| US2504095A (en) | Electrolyzing of chrome solutions to recover chrome |