BG63315B1 - Метод за излугване на минерали при атмосферно налягане - Google Patents
Метод за излугване на минерали при атмосферно налягане Download PDFInfo
- Publication number
- BG63315B1 BG63315B1 BG101980A BG10198097A BG63315B1 BG 63315 B1 BG63315 B1 BG 63315B1 BG 101980 A BG101980 A BG 101980A BG 10198097 A BG10198097 A BG 10198097A BG 63315 B1 BG63315 B1 BG 63315B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- leaching
- solution
- iron
- composition
- extraction
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 107
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 86
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 44
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims abstract description 44
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 75
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 50
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 39
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 39
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 37
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 36
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 32
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 31
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 24
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 12
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims abstract description 12
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims abstract description 11
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000011343 solid material Substances 0.000 claims abstract description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 39
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 32
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 30
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 29
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 19
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 17
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 15
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 11
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 11
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 10
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 8
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 8
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 claims description 6
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 6
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims description 6
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 claims description 6
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 6
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 6
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 4
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 4
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 4
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 3
- 241000282339 Mustela Species 0.000 claims description 3
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 3
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 claims description 3
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 2
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 claims description 2
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 22
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 abstract description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 3
- 239000012264 purified product Substances 0.000 abstract description 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 2
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 2
- 238000013019 agitation Methods 0.000 abstract 1
- 150000001455 metallic ions Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 45
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 35
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 26
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 25
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 10
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 9
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical group O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- -1 borite Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 8
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 8
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 8
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 7
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 7
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 7
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 6
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 6
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 6
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 5
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 5
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 5
- 229910052971 enargite Inorganic materials 0.000 description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 5
- 238000001479 atomic absorption spectroscopy Methods 0.000 description 4
- NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N bis(sulfanylidene)iron Chemical compound S=[Fe]=S NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052963 cobaltite Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000012286 potassium permanganate Substances 0.000 description 4
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 4
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 4
- 241000894007 species Species 0.000 description 4
- 238000004448 titration Methods 0.000 description 4
- XAQHXGSHRMHVMU-UHFFFAOYSA-N [S].[S] Chemical compound [S].[S] XAQHXGSHRMHVMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 3
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009471 action Effects 0.000 description 2
- 230000001580 bacterial effect Effects 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 2
- FQMNUIZEFUVPNU-UHFFFAOYSA-N cobalt iron Chemical compound [Fe].[Co].[Co] FQMNUIZEFUVPNU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 2
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 2
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 2
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 2
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 2
- 206010001488 Aggression Diseases 0.000 description 1
- 239000005569 Iron sulphate Substances 0.000 description 1
- 239000004820 Pressure-sensitive adhesive Substances 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011473 acid brick Substances 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000004888 barrier function Effects 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 229910052728 basic metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003818 basic metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002144 chemical decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 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
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 239000003651 drinking water Substances 0.000 description 1
- 235000020188 drinking water Nutrition 0.000 description 1
- 238000009837 dry grinding Methods 0.000 description 1
- 238000010616 electrical installation Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 239000011790 ferrous sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000003891 ferrous sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N gold(1+);cyanide Chemical compound [Au+].N#[C-] IZLAVFWQHMDDGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 1
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 1
- 150000002366 halogen compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N heavy water Substances [2H]O[2H] XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N 0.000 description 1
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000462 iron(III) oxide hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 230000000116 mitigating effect Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000002203 pretreatment Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000002296 pyrolytic carbon Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 238000001238 wet grinding Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- 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
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Fertilizers (AREA)
Abstract
Изобретението се отнася до метод, при който се обработва сулфиден минерален състав, състоящ се понеотчасти от съдържащ желязо минерал. Методът включва следните етапи: а) смилане на състава до размерна частичките до Р80-20; b) излугване при атмосферно налягане на състава с разтвор, съдържащ сярна киселина и ферийони, с едновременно пропускане на съдържащ кислород газ, в открит реактор при температура до около тази на кипене на разтвора, при което поне част от киселината и ферийоните се получават от разтварянето на съдържащия желязо минерал, аобразуваните в извличащия разтвор при процеса наизлугване феройони са практически повторно окисленидо ферийони; с) утаяване на желязото и отделянетому от другите твърди материали от излугващия разтвор; d) екстрахиране на желаните метални йони отизлугващия разтвор чрез течна екстракция с органичен разтворител, при което пречистеният продукт съдържа сярна киселина и ферийони; е) връщане на последния в реактора и смесване с допълнително количество смлян продукт; f) разделяне на металите от органичната фаза, получена в етап с), чрез разбъркване с електролит и електролизно получаване на металите.
Description
(57) Изобретението се отнася до метод, при който се обработва сулфиден минерален състав, състоящ се поне отчасти от съдържащ желязо минерал. Методът включва следните етапи: а) смилане на състава до размер на частичките до Р80-20; Ь) излугване при атмосферно налягане на състава с разтвор, съдържащ сярна киселина и ферийони, с едновременно пропускане на съдържащ кислород газ, в открит реактор при температура до около тази на кипене на разтвора, при което поне част от киселината и ферийоните се получават от разтварянето на съдържащия желязо минерал, а образуваните в извличащия разтвор при процеса на излугване феройони са практически повторно окислени до ферийони; с) утаяване на желязото и отделянето му от другите твърди материали от излугващия разтвор; d) екстрахиране на желаните метални йони от излугващия разтвор чрез течна екстракция с органичен разтворител, при което пречистеният продукт съдържа сярна киселина и ферийони; е) връщане на последния в реактора и смесване с допълнително количество смлян продукт; f) разделяне на металите от органичната фаза, получена в етап с), чрез разбъркване с електролит и електролизно получаване на металите.
претенции, 1 фигура (54) МЕТОД ЗА ИЗЛУГВАНЕ НА МИНЕРАЛИ ПРИ АТМОСФЕРНО НАЛЯГАНЕ
Област на техниката
Изобретението се отнася до метод за излугване на сулфидни минерали при атмосферно налягане, като се постига приемлива степен на извличане на металите.
Предшестващо състояние на техниката
Сулфидните минерали, съдържащи мед, никел, цинк, злато и други, се извличат от съдържащите ги руди по различни известни методи. Един такъв метод използва относителната разтворимост на минералите в разтворители, като се създава възможност за извличане на съответния минерал от рудата. Конвенционалните методи на излугване изискват скъпо оборудване и високо ниво на техническите умения за поддържане и използване на съоръженията. Обикновено заводът за окислително хидрометалургично излугване е разположен на определено разстояние от рудното находище, а дори и в друга държава, при това се повишават значително транспортните разходи, като транспортирането на рудата или на само частично обогатената руда, съдържаща например едва няколко процента от желания минерал, е изключително скъпо, но при липсата на възможност ценният метал да бъде извлечен от минерала на място, такава е реалната алтернатива.
Технологичните методи на основата на окислителната хидрометалургия обикновено се използват в различни варианти на приложения. Поради трудната преработваемост на много от минералните видове, прилагането на тези методи обикновено изисква излугване в условията на висока температура и налягане и осигуряване на значително количество кислород. Така например, основни метали, като мед, никел и цинк, могат да бъдат извлечени по хидрометалургични методи, които обикновено включват предварителна обработка, окислително излугване под налягане, твърдо-течна сепарация, пречистване на разтворите, утаяване на метала или екстракция с разтворител и електролизно получаване.
Според конвенционалната технология обикновено методите на окислително излугване изискват много агресивни условия, за да се постигне приемлива степен на окисление и/или на крайно извличане на метала. При тези условия, които често се изразяват в температури над 150°С или температури в интервала от 150 до 200°С, и общо налягане над 1500 кРа, протичащите химични реакции консумират големи количества кислород - теоретично и на практика, а поради по-ниската ефективност на процесите, се използват количества над стехиометрично изчислените.
Пример за окислителна хидрометалургия е обработката на трудно преработваемите златни руди или концентрати. Трудно преработваеми златни руди са тези, от които златото не може да бъде извлечено лесно по конвенционалния цианиден метод. Затрудненията идват от фината структура (субмикроскопична) на златото, капсуловано в сулфидните минерали. Често златото може да бъде отделено чрез химическа деструкция (обикновено окисление) на сулфидната структура преди извличането му, което обикновено се извършва чрез разтваряне в цианиден разтвор. Естествено, могат да бъдат използвани и други излугващи средства като тиокарбамид и халогенни съединения и други.
Съществуват редица технологични възможности за преработката на трудно обработваеми златни руди, съдържащи сулфидни минерали като пирит, арсенопирит и други. Окислението под налягане (автоклавно окисление), какъвто е така нареченият метод на Sherritt, е един от тези начини и обикновено включва етапи на подготовка на суровината, окисление под налягане, твърдо-течна сепарация, течна неутрализация и извличане на златото от окислените твърди продукти обикновено чрез цианиране.
За задоволяване на нуждите от значителните количества кислород по време на автоклавното окисление обикновено се изисква криогенна инсталация за кислород. Характерните условия за етапа на автоклавно окисление са температури в интервала от 150 до 210°С, общо налягане от 2100 КРа, плътност на пулпа - 20% до 30% сух остатък и времетраене на процеса от 2 до 3 h.
Посочените окислителни хидрометалур гични технологични методи общо взето се състоят в окислителни реакции, които се извършват в автоклави с множество отделения, снабдени с бъркалки, За да издържат на силно агресивните реакционни условия, автоклавите са много скъпи по отношение както на инсталирането им, така и на поддържането. Тези реактори трябва да могат да издържат на високо налягане и да бъдат с облицовка от топло- и киселиноустойчиви тухли. Бъркалките са от титан, а използваните системи за понижаване на налягането са също скъпи и изискват точно поддържане. Тези големи разходи и сложността на технологията (обикновено са необходими квалифицирани оператори) ограничават поширокото прилагане на автоклавното окисление при висока температура, особено използването му на отдалечено разстояние или за малки до средни по размер производства.
Съществуват проблеми и при охлаждането на бъркалките, като за поддържане на температурата на излугване при оптимални условия са необходими скъпи серпентини и топлообменни кожуси.
Описаните агресивни условия на излугването за извличане на ценния метал от основния метален концентрат са необходими, за да се постигне приемлива степен на излугване от минералите. При атмосферно налягане степента на излугване от минералите е твърде ниска, за да се поддържа един икономически изгоден процес на извличане.
Правени са опити да се смекчат агресивните условия и да се понижи налягането, за да се понижи цената на инсталацията. Известно е, например, че първоначално, преди окислителното хидрометалургично излугване, рудата или рудният концентрат се смилат фино (познато е използването на флотация на минералния концентрат в рудата като начален етап). Финото смилане увеличава отношението между повърхността и обема на рудните частици, с което се подобрява екстракцията. Прилага се смилане до степен на преминаване на 80% от частичките през сито под 15 μ. Първоначалното фино смилане води до приемливи степени на излугване, при по-малки условия, като излугването може да се проведе при температура между 95 и 110°С и налягане приблизително от 10 at до 1000 кРа.
Въпреки че до момента е постигнат известен напредък в смекчаване на експлоатационните условия и вследствие на това се намалява цената на устройството за излугване, извличането все пак трябва да се провежда в условия на повишено налягане, а системите за излугване под налягане са скъпи. Поради високите капиталовложения и експлоатационни разходи на системите за излугване под налягане, тези системи са икономически изгодни само за висококачествени концентрати. Висококачествени концентрати се предпочитат заради производствената цена на единица съдържащ се метал, наличието на по-малки проблеми, свързани с топлообмена при богатите концентрати, при това капиталовложенията на единица съдържащ се метал са по-ниски, тъй като големите начални разходи се компенсират от стойността на извлечения метал.
Известно е също така окислителното излугване на сулфидни минерални видове с ферийони. Ферийоните са относително ефективни като окислител и създават възможност окислението да се извърши при налягане, пониско от необходимото, когато се работи с кислород. Съществуват обаче редица практически затруднения, свързани с използването на ферийоните като окислител. На първо място реакцията при атмосферно налягане е определено бавна. Освен това, по време на процеса на излугване ферийоните се редуцират до феройони, което влияе неблагоприятно върху скоростта на излугването. Необходимо е, също така, феройоните да бъдат отстранени от излугващия разтвор преди следващата обработка, което е трудно.
Патент на US N 3 959 436 се отнася до метод за излугване на метали от сулфидни минерали, като се използва ферисулфиден излугващ разтвор. Методът е усъвършенстван чрез добавяне на около 2 до около 25 тегл. % от количество водороден пероксид, необходимо за разтваряне на метала, в случаите, когато водородният пероксид е единствен оксидиращ агент. Добавянето по този начин на водородния пероксид води до подобряване на извличането на метала в процеса на излугване.
По принцип извличащите разтвори се връщат за повторно използване. Преди рециркулирането на излугващия разтвор, фе ройоните трябва да бъдат окислени отново до ферийони. Това е необходимо, тъй като за максималната ефективност на излугването е важно по-голямата част от желязото да бъде формата на Fe (III). Извличащите разтвори могат да бъдат регенерирани чрез електролизно окисляване при използване на силни окислители, като перманганат, окисляване под налягане с кислород или бактериално окисляване. Всеки от тези методи има недостатъци, които ограничават приложението им. Така например окисляването под налягане е ограничено от цената на използваните автоклави. Окисляването с кислород може да се осъществи при атмосферно налягане, но при доста ниска скорост. За повишаване на скоростта могат да се използват катализатори, но те са обикновено скъпи, което не е икономически изгодно за извличане на метали от бедни руди.
Всеки един от описаните известни методи изисква или скъпа апаратура, и/или скъпи реагенти за окислителния процес и регенерирането на ферийоните. Това означава, че методите са изгодни да се прилагат само при висококачествени руди.
Съществува още един недостатък на известните методи - натрупват се значителни количества отпадъчни продукти като гипс, сярна киселина и ярозит, които могат да бъдат отстранени по екологично приемлив начин, но това също е свързано със значителни разходи.
Много богати на мед и цинк руди се намират обикновено в съчетание със желязосъдържащи руди, като пирита например. Тъй като пиритът е бедна руда, на практика той намалява стойността на богатите руди, с които е в комбинация. Освен това, излугването на пирита води до получаването на железни продукти, които пречат на екстракцията на желаните метали. По тази причина пиритът обикновено се отстранява от останалите руди преди преработката им. Пиритът може да се отстрани по метод от типа на флотацията. Разделянето още повече оскъпява процеса и поради това в известни случаи обработката на нискокачествени руди е икономически нецелесъобразно.
Техническа същност на изобретението
Проблемът, който се решава с настоящото изобретение, е обработването на минералните състави да се осъществява при по-меки условия по отношение на температурата и налягането, като се създадат икономически по-изгодни условия за производство.
Установено е, че при подлагане на сулфиден минерален състав на фино смилане пред излугването, при условие че химическите параметри на разтвора се контролират по известен начин, тези състави могат да бъдат обработени в открити реактори при атмосферно налягане, без да е необходимо добавянето на скъпи реагенти и включването на допълнителен етап за регенерирането на излугващия разтвор.
Съгласно изобретението методът за преработка на сулфиден минерален състав, който се състои поне отчасти от съдържащи желязо минерали, включва следните операции:
a) смилане на състава и
b) излугване при атмосферно налягане на посочения състав с разтвор, съдържащ сярна киселина и ферийони, с едновременно пропускане на съдържащ кислород газ в открит реактор при температура приблизително до температурата на кипене на разтвора, при което поне част от киселината и поне част от ферийоните се получават при разтварянето на съдържащия желязо минерал, като съгласно изобретението съставът се смила до размер на частиците до Р8020 μ, като ферийоните са основният оксидиращ агент, а феройоните, които са продукт от излугването, се окисляват на практика повторно до ферийони в излугващия разтвор.
Съгласно един вариант на изобретението методът може допълнително да включва следните операции:
c) утаяване на желязото и отделянето му от другите материали в излугващия разтвор;
d) екстрахиране на желаните метални йони от излугващия разтвор чрез течна екстракция с органичен разтворител, при кое то се образува органична фаза и рафинат, съдържащ сярна киселина и ферийони;
e) връщане на рафината в открития реактор и добавяне на допълнително количество смлян изходен състав;
f) извличане на металите от органичната фаза, получена в етап d), чрез реекстрахиране с електролит от клетките на електролизната вана и електродобиване на съответния метал.
Методът съгласно изобретението е приложим при всякакъв тип сулфидни минерални състави, които включват руди и концентрати. Методът съгласно изобретението е особено подходящ за обработка на концентрати. Примери за подходящи минерали са: халкопирит, борнит, енаргит, пирит, ковелит, сфалерит, халкосит, пентландит, кобалтит, пиролит или различни техни смеси. Металите, които могат да бъдат екстрахирани от минералните състави, съгласно първия ва5 риант на метода са мед, цинк, никел и кобалт. Качеството на концентрата може да варира от много ниско - минералите, съдържащи от 7 до 8 тегл.%, до много високо висококачествените концентрати, съдържа10 щи около 26 тегл.%. Съдържащият желязо минерал може да бъде всеки минерал, който при разтваряне при условията на излугване дава феро- или ферийони.
Особено предпочитан е пиритът (FeS2) 15 или пиритна руда, които дават ферийони и известно количество сярна киселина съгласно следните реакции:
FeS, + 20 -> FeSO. + S°
2 4
2FeS2 + 7/20j -> 2FeSO4 + 2H2SO4
4FeSO4 + O2 + 2H2SO4 -> 2Fe(SO4)3 + H2O
FeS2 + 15/4O2 + 1/2H2O -+ l/2Fe2(SO4)3 + 1/2H2SO4
Предпочита се присъствието на достатъчно количество съдържащ желязо минерал, който да осигури почти всичките ферийони в излугващия разтвор. Относителното количество на съдържащия желязо минерал зависи естествено от типа и количеството на останалите компоненти в рудата. Обикновено участва от 20 до 60% пирит. Също така, ако е необходимо, могат допълнително да бъдат добавени още пирит или други минерали. Може да бъде добавен допълнително и железен сулфат. Вижда се, че съдържащите желязо минерали могат да са също така и източник на сярна киселина. Ако е необходимо, може да се добави допълнително киселина. Обикновено сярната киселина се образува във връзка с процесите на електродобиване и екстракцията с разтворител. За предпочитане е получената по този начин киселина да се върне обратно в етапа на излугване.
Предпочитан тип съоръжение, подходящо за получаването на фини и ултрафини сулфидни минерални състави във фино смляна форма, е мелницата с разбъркване. Могат да бъдат използвани и други типове съоръже ния за фино смилане, като вибрационни мелници за сухо и мокро смилане или планетарни мелници. В предпочитаната им фор3Q ма вертикалните или хоризонтални мелници с разбъркване обикновено се състоят от съд, запълнен със смилащи тела с малък диаметър (например стоманени или керамични топки с диаметър от 1 до 6 mm), които се 35 задвижват чрез вертикален или хоризонтален вал, снабден с перпендикулярни лопатки или дискове. Сулфидните минерали (които обикновено са под формата на концентрат) се смилат под действието на силите 4θ на срязване, предизвикани от контакта между топките, или между топките и бъркалката, или между топките и стените на съда. Смилането може да бъде мокро или сухо. Установено е, че тези вертикални или хоризон45 тални мелници с разбъркване са подходящи за осигуряване на необходимата степен на финост и за задоволяване на изискванията по отношение на консумацията на енергия и на смилащата среда. Освен това е устано50 вено, че активността на смилания продукт, оценявана чрез неговото поведение при следващото окисление, е задоволителна. Рудата се смила до максимален среден размер на частичките 80%, преминаващи през 20 μ, измерен чрез лазерен класификатор.
В настоящото описание и в претенциите терминът Р80 е използван за обозначаване на размера на частичките, при който ще премине 80% от материала. Предпочита се размерът на частичките да е по-малък от Р80 - 5 μ. Желаният размер на частичките може да варира в зависимост от типа на използваните минерални видове. Особено предпочитаният размер на частичките за различните концентрати, изразен като Р80, е халкопирит/борнит - 4,5 μ; енаргит - 3 μ; пирит - 3 μ; ковелит - 20 μ; халкоцит - 20 μ; пентландит - 5 μ и кобалтит - 5 μ.
Условията по отношение на налягането и температурата при окислителното излугване, което следва след смилането, са помеки в сравнение с условията на относително високо налягане и температура от познатите методи на автоклавно окисление, като например метода на Sherritt или метода на Activox. Както беше отбелязано по-горе, методът на Sherritt обикновено изисква температури в интерала от 150 да 210°С и общо налягане от порядъка на 2100 кРа. Методът на Activox е предвиден за налягане между 9 и 10 at и температура в интервала от 90 до 110°С. Ускоряването на процеса на излугване на минералните видове съгласно изобретението дава възможност окислителното излугване да бъде проведено при температури под 100°С и при атмосферно налягане в евтини реактори от открит тип.
Тъй като предпочитаните работни условия са при около 60°С до температурата на кипене на разтвора и при общо налягане 1 at, един евтин реактор, като открития реактор, може да се използва за провеждане на излугването. Също така, поради по-слабото корозиращо действие на излугващия разтвор, не е необходимо да се използват бъркалки от скъпия титан. Освен това са намалени значително проблемите, свързани с абразивността, главно поради фината структура на захранващата смес.
Важно е, че когато реакторът работи при атмосферно налягане, не са необходими сложните системи за топлообмен и понижаване на налягането, необходими за работата на автоклавите. Излишната топлина се от странява от системата чрез изпаряване на разтвора и това елеминира необходимостта от скъпи топлообменни съоръжения. Освен това, при приблизително над 60 до 70°С реакцията става автогенна. Ако е необходимо допълнително загряване, то може да се осъществи лесно по познатите методи, например чрез пропускане на пара.
Освен това, поради изискванията за ниско сярно съдържание в подаваната в автоклава смес, необходимо за контролиране на топлината, по описания метод може да бъде обработван пулп с високо съдържание на сухо вещество. Обикновено плътността на излугвания пулп варира приблизително от 10 до 20% тегловни.
При метода съгласно първия вариант на изпълнение на изобретението, излугващият разтвор е обикновено рециклиран рафинат от етапа на извличане с разтворител. В този случай се предпочита по-голямата част от ферийоните и от сярната киселина да бъдат получени от процесите на излугване/ екстракция с разтворител/електродобиване. Ако излугването не е част от непрекъснат процес, при необходимост могат да бъдат прибавени съдържащо Fe (III) съединение и сярна киселина. Обикновено рафинатът съдържа 30-40 g/1 H2SO4 и 1020 g/1 Fe. Желязото участва предимно като смес от фери- и феройони.
В излугващия разтвор се пропуска да барботира газ,съдържащ кислород. Газът може да бъде въздух или за предпочитане кислород, или обогатен на кислород въздух. Разходът на газ зависи от количеството на кислорода, необходим за извършване на процеса на излугване и от регенерирането на ферийоните. Обикновено разходът на газ е приблизително 400 до 1000 kg О2 на тон получен метал. Ако е необходимо, може да се прибави повърхностно активно вещество за намаляване на разпенването на излугващия разтвор. В условията на процеса на излугване металите могат да се окислят от ферийона съгласно следната обща реакция
MS + 2 Бе3 -> М2+ + 2Fe2+ + S°
Следващото окисление на елементарната сяра до сулфат се осъществява съгласно реакцията:
S° + 3/2O2 + Н2О -+ H2SO4 като изисква повишени температура и налягане и не се извършва и в най-малка степен при условията на излугване съгласно настоящото изобретение. Например при 90°С и атмосферно налягане, в отсъствието на бактериален катализатор, по-малко от 5% от елементарната сяра се окисляват до сулфат. За сравнение, при 180°С и парциално налягане на кислорода 12 at до сулфат се окислява по-голямата част от сярата. Окислението до сулфат има редица недостатъци като необходимостта от допълнителни неутрализиращи реагенти по време на етапите на неутрализация следа излугването.
Предимството на образуването на елементарна сяра е това, че е намалена газовата емисия, например на серен диоксид, която създава екологична опасност. Освен това, при непълно извършване на окислението до сулфат консумацията на кислород е значително намалена, което спестява експлоатационните разходи. Традиционните кислородни инсталации (PSA) могат например да бъдат достатъчни за доставяне на кислород, без да са необходими криогенни инсталации, вследствие на което се намалява капиталовложенията и експлоатационните разходи за сметка на използване на съоръжения с опростено действие.
Ферийоните се регенерират чрез взаимодействие на ферийоните с кислород съгласно уравнението:
4Fe2+ + 4Н+ + О2 -> 4Fe3+ + 2Н2О
Обикновено окислението на феройоните протича при скорост от 2-5 g окислени феройони на литър от пулпа при продължителност на реакцията 1 h.
След като практически цялото количество минерал бъде окислено, излуженият пулп може да бъде обработен по-нататък по познатите методи. Предпочита се пулпът да бъде филтриран за отстраняване на твърдите вещества и бистрата луга се подлага на екстракция с разтворител, а след това - на електродобиване. Обикновено преди която и да е следваща обработка излуженият пулп се неутрализира. Както беше описано погоре, в условията съгласно изобретението получаването на сулфат е ограничено, като се намалява количеството на неутрализиращите средства, които трябва да бъдат прибавени. Обикновено пулпът се неутрализира чрез прибавяне на варовик или друг подобен материал. Последният утаява излишното желязо, арсена и другите образувани в извлека онечиствания. Направените изпитвания в условията от настоящото изобретение показват, че желязото може да бъде утаено избирателно и да остане в излужения остатък като гьотит, ярозит или под формата на някой окисен хидрат, докато ценните минерали, съдържащи никел, мед и цинк, остават в разтвора. Ако е необходимо, утаените твърди вещества могат да бъдат допълнително филтрирани и остатъчната течност да бъде върната към извличащия разтвор за следваща преработка. Както е описано по-горе, по време на процеса на излугване практически цялото количество сулфидна сяра се окислява до елементарна сяра. Елементарната сяра е под формата на фино диспергирани гранули. Тъй като излугването се извършва при температура под тази на топене на сярата, т.е. 120°С, се избягва агломерирането на стопената сяра. Обикновено гранулираната сяра се отстранява от излугващия разтвор едновременно с гьотита и/или с другите железни остатъци.
Отделените от извличащия разтвор твърди вещества, могат да бъдат обработени допълнително, за да се екстрахират всякакви скъпоценни метали, такива като златото, платината или среброто. Тези методи на екстракция, като цианиране на златото, са добре известни в практиката.
Етапите на екстракция с разтворител и електродобиване са известни в тази област на техниката и не се нуждаят от подробно описание. Обикновено неутрализираният пулп може да се филтрира и да се екстрахира с органичен разтворител, при което се извличат металите мед, никел и цинк. След това те могат да бъдат реекстрахирани от органичната фаза по познати методи. Впоследствие металите се отделят от електролита чрез електролиза. Изтощеният електролит може да бъде върнат към етапа на реекстракция.
Описание на приложените фигури
На фигура 1 е представен схематично методът съгласно предпочитаното изпълнение на изобретението.
Примери за изпълнение на изобретението
Изобретението се пояснява със следните примери, които не ограничават приложимостта на изобретението. $
Пример 1. Излугване на енаргит и халкоцит
Флотационен меден концентрат, съдържащ 19,5% мед, 4,0% арсен, 23% желязо, 2,35 g/t злато и 36% сулфидна сяра, се смила до размер 80% от частичките, преминаващи през 5-микронно сито в хоризонтална еднолитрова толкова мелница с разбъркване. В минералогично отношение концентратът се състои от 11,9% халкоцит (CuS), 20,9% енергит (CujAsS4), 50% пирит (FeS2), а останалото е силициеви скални примеси.
Смленият пулт се излугва при 90°С в открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина излугващ раз- 2θ твор с барботиращ в него кислород или въздух. Твърдите вещества се отделят чрез филтриране, а остатъкът се измива с 5% разтвор (обем/обем) на сярна киселина. Следа излугването разтворите се анализират по от- 25 ношение на мед, арсен и желязо чрез познати аналитични методи на атомноабсорбционната спектроскопия. Съдържанието на феро- и ферийони се определя чрез титруване с калиев перманганат, а концентрацията на киселина се измерва чрез неутрализация.
От концентрата, смлян до размер на частичките Р80 - 3,56μ, в продължение на 10 h при използване на условия на излугване -10% плътност на пулпа, 30 g/Ι ферийони, 50 g/lcapна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/ΐ лигнозол, се постига над 92% разтваряне на медта. Лигнозолът се използва за намаляване на степента на разпенване в началните етапи на излугването.
След това остатъкът от извличането се излугва в аериран цианиден разтвор за извличане на златото. Тестуването на извличането се извършва при стайна температура, като в излугващия разтвор се поддържа концентрация на свободен NaCN 30 ppm. Тестът се провежда в продължение на 24 h при плътност на пулпа 45% сух остатък. Постига се над 82% екстрахиране на златото от остатъка.
Механизмът на излугване в горната система включва преобладаващо действие на ферийоните като окислител, въпреки че е възможно да се проявява и киселинно/окислителен механизъм. Общите реакции, които протичат в тази система на излугване, са следните:
Cu2S + H2SO4 + 5/2O2 -> 2CuSO4 + Н2О
Cu2S + 2Fe2(SO4)3 -> 2CuSO4 + 4FeSO4 + S°
2Cu3AsS4 + HFe2(SO4)3 + 8H2O -> 6CuSO4 + 2H3AsO4 + 5H2SO4 + 8S° + 22FeSO4
FeS2 + 2O2 -> FeSO4 + S°
FeS2 + 15/4O2 + 1/2H/3 -> l/2Fe2(SO4)3 + 1/2H2SO4
Ферийоните в излугващия разтвор се регенерират от действието на кислорода върху ферийоните съгласно реакцията:
2FeSO4 + H2SO4 + l/2O2 -> Fe2(SO)3 + Н2О
По този се начин осъществява непрекъснато регенериране на фериокислителя по време на процеса на излугване.
Плътността на пулпа в реактора явно е ограничена от разтворимостта на медния сулфат в получения желязно-киселинен електролит. Използването на въздух вместо кислород увеличава времето за извършване на излугването от 10 h (кислород) на 14 h (въздух) без загуба в общото количество на извлечената мед.
Пример 2. Излугване на халкоцит
Флотационен меден концентрат, съдържащ в %: 8,1 мед, 0,2 арсен, 13,8 желязо и 18 сулфидна сяра, се смила до размер 80% от частичките, преминаващи през 5-микронно сито в хоризонтална еднолитрова топкова мелница с разбъркване. В минералогично отношение концентратът се състои от 9,4% халкоцит (CUjS), 1,3% енаргит (Ci^AsS4), 29,6% пирит (FeS2), а останалото е силициеви скални примеси. Смленият пулп се излугва при 90°С в открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина излугващ разтвор с барботиращ в него кислород или въздух. В продължение на 10 h при използване на условия на излугване 10% плътност на пулпа, 30 g/Ι ферийони, 50 g/1 сярна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/Ι лигнозол, се постига над 95% разтваряне на медта.
Пример 3. Излугване на халкопирит
Флотационен меден концентрат, съдържащ в %: 18,0 мед, 25,5 желязо и 18,6 сулфидна сяра, се смила до размер 80% частичките, преминаващи през 5-микронно сито в хоризонтална еднолитрова топкова мелница с разбъркване. Концентратът съдържа 51,8% халкопирит (Cu2FeS4), 20,8 пирит (FeS2), а останалото е силициеви скални примеси.
Смленият пулп се излугва при 80°С в открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина излугващ разтвор с барботиращ в него кислород или въздух. В продължение на 10 h при използване на условия на излугване - 10% плътност на пулпа, 5 g/Ι ферийони, 20 g/Ι феройони, 50 g/1 сярна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/ΐ лигнозол, се постига над 95% разтваряне на медта.
Методът съгласно изобретението може да се използва в съчетание с други процеси, които се извършват в правотоков или противотоков режим. Например преди финото смилане и излугване рудата може да бъде обработена в един или повече флотационни етапа. Процесите, които се извършват в правотоков режим, могат да се състоят във флотационна обработка със или без допълнително фино смилане и/или да включват етапи на екстракция и електролитно добиване.
Пример 4. Излугване на никел
Никелов концентрат, съдържащ в %: 1,7 никел, 0,03 кобалт, 11 желязо и 16 сулфидна сяра, се смила до размер 80% от частичките, преминаващи през 5-микронно сито в хоризонтална еднолитрова топкова мелница с разбъркване. В минералогично отношение концентратът се състои от пентландит и пирит, а останалото е силициеви скални примеси.
Смленият пулп се излугва при 90°С в открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина излугващ разтвор с барботиращ в него кислород или въздух. Твърдите вещества се извличат чрез филтриране и ресуспендиращо измиване с вода, преди да бъдат изсушени и анализирани. Разтворите след излугването се анализират за никел, кобалт и желязо чрез известни аналитични методи на атомноабсорбционната спектроскопия. съдържанието на феро- и ферийони се определя чрез титруване с калиев перманганат, а концентрацията на киселина се измерва чрез неутрализация.
За концентрата, смлян до размер на частичките Р80 - 5μ, в продължение на 8 h при използване на условия на излугване 10% плътност на пулпа, 5 g/Ι ферийони, 20 g/1 феройони и 80 g/Ι сярна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/ΐ лигнозол, се постига над 92% разтваряне на никела и 86% разтваряне на кобалта. Лигнозолът се използва за намаляване на степента на разпенване в началните етапи на излугването.
Пример 5. Излугване на кобалт
Кобалтов концентрат, съдържащ в %: 0,309 кобалт, 8,5 желязо и 0,66 арсен, се смила до размер 80% на частичките, преминаващи през 3-микронно сито, в хоризонтална еднолитрова топкова мелница с разбъркване. В минералогично отношение концентратът се състои от кобалтит и кобалто-железен пирит, а останалото е силициеви скални примеси.
Смленият пулп се излугва при 90°С в открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина излугващ разтвор с барботиращ в него кислород или въздух. Твърдите вещества се извличат чрез филтриране и ресуспендиращо измиване с вода, преди да бъдат изсушени и анализирани. Разтворите след излугването се анализират за кобалт и желязо чрез известните аналитични методи на атомноабсорбционната спектроскопия. Съдържанието на феро- и ферийони се определя чрез титруване с калиев перманганат, а концентрацията на киселина се измерва чрез неутрализация.
За концентрата, смлян до размер на частичките Р80 - 3μ, в продължение на 8 h при използване на условия на излугване 10% плътност на пулта, 10 g/Ι ферийони, 50 g/1 сярна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/Ι лигнозол, се постига над 79% разтваряне на кобалта. Лигнозолът се използва за намаляване на степента на разпенване в началните етапи на излугването.
Пример 6. Излугаване на цинк
Цинков концентрат, съдържащ в %: 46,6 цинк, 10% желязо и 2,8 олово, се смила до размер 80% на частичките, преминаващи през 3-микронно сито в хоризонтална еднолитро- 5 ва толкова мелница с разбъркване. В минералогично отношение концентратът се състои от кобалтит и кобалто-железен пирит, а останалото е силициеви скални примеси.
Смленият пулп се излугва при 90°С в 10 открит реактор при използване на съдържащ ферийони и сярна киселина, излугващ разтвор с барботиращ в него кислород или въздух. Твърдите вещества се извличат чрез филтриране и ресуспендращо измиване с вода, 15 преди да бъдат изсушени и анализирани. Разтворите след излугването се анализират за кобалт и желязо чрез известните аналитични методи на атомноабсорбционната спектроскопия. Съдържанието на феро- и фери- 20 йони се определя чрез титруване с калиев перманганат, а концентрацията на киселина се измерва чрез неутрализация.
За концентрата, смлян до размер на частичките Р80 - 3 μ, в продължение на 8 h при 25 използване на условия на излугване - 10% плътност на пулпа, 10 g/Ι ферийони, 50 g/1 сярна киселина, 90°С, диспергиране на кислород и 2,0 kg/Ι лигнозол, се постига над 97% разтваряне на цинка. Лигнозолът се използва за намаляване на степента на разпенване в началните етапи на излугването.
Пример 7. Излугване на халкопирит чрез непрекъснат процес
Примерът се отнася до изцяло непрекъснатото действие на пилотна инсталация, проектирана да произвежда дневно 8 kg катодна мед LME със степен на чистота А от меден концентрат. Пилотната инсталация е експлоатирана 21 дни, обработвайки посочената по-долу захранваща смес.
Както е показано на фигура 1, проба от концентрата с посочения по-долу състав се суспендира в питейна вода при плътност на суспензията 60% тегл. След това в етап 1 суспензията се смила в хоризонтална топкова мелница с разбъркване до размер 80% частички, преминаващи през 10-микронно сито.
Таблица 1
| Състав на пробата | Концентрат в тегл.% |
| CuFeS2 | 37 |
| FeS2 | 44 |
| SiO2 | 11 |
| Други | 8 |
В етап 2 пробата концентрат се смесва с рафината 3 от инсталацията за екстракция с разтворител, за да се получи разреждане на суспензията до плътност 15% тегл. Рафинатът съдържа в g/1: 35 H2SO4; 9 желязо (III) и 10 желязо(П).
След това разредената суспензия се изпомпва през система за излугване от три последователно разположени съда 4, 5 и 6 при ниска скорост, изчислена така, че да осигури време на обработка в системата за излугване 20 h. Системата за излугване се състои от 3 100-литрови съда с прегради за разбъркване.
Суспензията преминава по гравитачен път от единия съда към другия. Температурата на съдовете се поддържа 90°С чрез съчетаване на екзотермичното протичане на процеса на излугване с пропускането на пара в суспензията. Кислородът се инжектира в суспензията чрез трите въздушни дюзи - 7, 8 и 9, разположени в долния край на смесителите за излугване. Кислородът се подава в разход 600 kg/t получена мед. Извлечената мед в цикъла на излугване е 97% тегл.
За периода от 21 дни, в който е работила пилотната инсталация, в цикъла на из50 лугване не са прибавяни нито киселина, нито железен сулфат.
След излугването суспензията преминава в съда за неутрализация 10 и след това - в сгъстителя 10А. Основният състав на извличащия разтвор е 17-19 g/l мед и 35-45 g/ 1 желязо. Суспензията се неутрализира до pH 2,0 със суспензия от варовик 12 за утаяване на желязото от излужената суспензия под формата на гьотит 13. Суспензията, съдържаща гьотит, сяра и излужен остатък, се филтрира 11 и всяка течност се връща обратно към излугващия разтвор.
След това неутрализираната суспензия се филтрира през рамкова филтърпреса с филтрувални плочи 15. Филтратът съдържа в g/l: от 17 до 19 мед, 20 желязо и 5 H2SO4. Последният се изпомпва през трите степени на инсталацията на екстрахиране с разтворител 16, 17, 18 за извличане на медта от излугващия разтвор. Рафинатът от етапа на екстрахиране с разтворител, който съдържа в g/l 0,3 мед, 20 желязо и 35 H2SO4, се връща обратно в цикъла на излугване и в позиция 2 се смесва с още смлян концентрат.
След това органичният екстракт от инсталацията за екстрахиране с разтворител се реекстрахира в позиция 19 с изтощен електролит, съдържащ 180 g/l H2SO4. Регенерираната органична течност се изпомпва обратно за екстрахиране.
Тогава обогатеният електролит 21 се изпомпва към 200-литровата електролитна клетка 22, съдържаща два катода и три анода. Всяка катодна повърхност е с площ 0,25 т2. Медта се отлага от обогатения електролит при плътност на тока 280 А/m2, като се получава катодно покритие. Отработеният електролит от клетката съдържа в g/l: 180 H2SO4 и 32 мед. При анализа медният катод отговаря на изискванията за LME, степен на чистота А.
След извличането гьотитният остатък се излугва в натриев цианид, за да се определи количеството злато, което може да бъде извлечено от окисления концентрат. Излугването се извършва при съдържание на твърди вещества 45% тегл., pH 10 и поддържане на концентрацията на свободен цианид по време на излугването 300 ppm. Извличането от суспензията се прави върху опит ната партида в продължение на 24 h. Степента на извличане на златото от излужения остатък е 92,5% тегл.
Очевидно е, че методът съгласно изобретението предлага редица предимства пред известните методи. Необходимостта от точен контрол върху качеството на концентрата се компенсира с по-ниските експлоатационни разходи на излугването спрямо автоклавното излугване и с отстраняване на излишната топлина чрез изпарително охлаждане на реакторите, които са открити.
Излугването може да бъде осъществено в евтини открити резервоари, вместо в скъпите автоклави. Една равностойна по размер автоклавна инсталация за мокро извличане може да струва около 6 до 8 пъти повече от системата за извличане в открити реактори съгласно изобретението. Това дава възможност цикълът на излугване да бъде реализиран на самия обект, като по този начин се избягват разходите за транспорт, които са значителни. В някои тези разходи могат да направят неикономично транспортирането и обработката на бедните концентрати.
Цикълът на излугване е малко чувствителен по отношение на концентрацията на метал. Следователно е възможно по-голяма степен на извличане на метал при работа в инсталации с противотоков режим на работа.
Методът съгласно изобретението създава възможност за електролитно добиване на метал с голяма чистота. Например в някои случаи чрез екстракция с разтворител/ електродобиване може да се получи метал, който директно да бъде продаван. Стопеният метал в даден случай изисква допълнително рафиниране. Методът създава възможност за значително спестяване на разходи, както и за получаване на продукт, който е с много приемлива цена.
Когато се съчетае с инсталация за екстракцията-електродобиване, процесът на излугване се поддържа автономно, като единствените реагенти, които е необходимо да се прибавят към излугването, са въздух/кислород и неутрализиращо средство от типа на варовика. Елиминирана е необходимостта от прибавяне на скъпи реагенти.
Съгласно изобретението е много под ходящо при комплексни минерални руди, които представляват фино разпределени основни металносулфидни минерали в комбинация с други сулфиди (например халкоцит, сфалерит, енаргит, покриващ пиритните руди), и които по принцип се обработват трудно по металургичен път.
Възможно е да бъдат направени редица промени и модификации на описаните примерни изпълнения, без това да доведе до отклонения от същността и обхвата на изобретението.
Claims (17)
- Патентни претенции1. Метод за преработка на сулфиден минерален състав, който се състои поне отчасти от съдържащи желязо минерали, включващ следните операции:a) смилане на състава иb) излугване при атмосферно налягане на състава с разтвор, съдържащ сярна киселина и ферийони, с едновременно пропускане на съдържащ кислород газ в открит реактор при температура приблизително до температурата на кипене на разтвора, при което поне част от киселината и поне част от ферийоните се получават при разтварянето на съдържащия желязо минерал, характеризиращ се с това, че съставът се смила до размер на частиците Р80 - 20μ или по-малко, като ферийоните са основният оксидиращ агент, а феройоните, които са продукт от излугването, се окисляват на практика повторно до ферийони в излугващия разтвор.
- 2. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че може допълнително да включва следните операции:c) утаяване на желязото и отделянето му от другите материали в излугващия разтвор;d) екстрахиране на желаните метални йони от излугващия разтвор чрез течна екстракция с органичен разтворител, при което се образува органична фаза и рафинат, съдържащ сярна киселина и ферийони;e) връщане на рафината в открития реактор и добавяне на допълнително количество смлян изходен състав;f) извличане на металите от органичната фаза, получена в етап (d), чрез реекстрахиране с електролит от клетките на елек тролизната вана и електродобиване на съответния метал.
- 3. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че сулфидният минерал съдържа приблизително от 30 до 40 тегл.% халкопирит, приблизително от 40 до 50 тегл. % пирит и до 20 тегл.% силикатна скална маса, при което съставът се смила до размер на частиците Р80 - 10μ, след което излугването се извършва в открит реактор при около 90°С с едновременно пропускане на кислород в количество около 600 kg/t получена мед, като излугващият разтвор се неутрализира с варовик за утаяването на излишното желязо до гьотит с последващо отстраняване на гьотита и другите твърди материали от разтвора чрез филтруване.
- 4. Метод съгласно претенциите от 1 до 3, характеризиращ се с това, че рудата се смила до размер на частиците Р80 - 5μ.
- 5. Метод съгласно претенциите от 1 до 4, характеризиращ се с това, че посоченият състав представлява обогатен концентрат.
- 6. Метод съгласно претенция 5, характеризиращ се с това, че концентратът е нискокачествен.
- 7. Метод съгласно претенциите от 1 до 4, характеризиращ се с това, че желязосъдържащият минерал е пирит.
- 8. Метод съгласно претенция 7, характеризиращ се с това, че минералният състав съдържа от 20 до 60 тегл.% пирит.
- 9. Метод съгласно претенция 8, характеризиращ се с това, че практически цялото количество ферийони се получава при разтварянето на пирита.
- 10. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че посоченият състав се смила до размер на частиците Р80 10μ или по-малко.
- 11. Метод съгласно претенциите от 1 до 4, характеризиращ се с това, че температурата е приблизително 60°С до температура на кипене на излугващия разтвор.
- 12. Метод съгласно претенциите от 1 до 4, характеризиращ се с това, че посоченият газ е кислород.
- 13. Метод съгласно претенция 9, характеризиращ се с това, че кислородът се подава в количество от 400 до 1000 kg/t от добивания метал.
- 14. Метод съгласно претенция 2, характеризиращ се с това, че твърдият материал от етап (с) допълнително се подлага на излугване до получаване на различни благородни метали.
- 15. Метод съгласно претенция 14, характеризиращ се с това, че благородните метали са избрани от групата, включваща злато, платина или сребро.
- 16. Метод съгласно претенция 2, характеризиращ се с това, че посоченият извлечен от органичната фаза метал е избран от групата, включващ мед, цинк, никел или5 кобалт.
- 17. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че в етап (а) се добавя повърхностно активно вещество за понижаване разпенването на разтвора.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| AUPN1913A AUPN191395A0 (en) | 1995-03-22 | 1995-03-22 | Atmospheric mineral leaching process |
| PCT/AU1996/000157 WO1996029439A1 (en) | 1995-03-22 | 1996-03-22 | Atmospheric mineral leaching process |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BG101980A BG101980A (bg) | 1998-04-30 |
| BG63315B1 true BG63315B1 (bg) | 2001-09-28 |
Family
ID=3786269
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG101980A BG63315B1 (bg) | 1995-03-22 | 1997-10-17 | Метод за излугване на минерали при атмосферно налягане |
Country Status (20)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5993635A (bg) |
| EP (1) | EP0815270B1 (bg) |
| JP (1) | JP3705815B2 (bg) |
| KR (1) | KR100418944B1 (bg) |
| AR (1) | AR001403A1 (bg) |
| AT (1) | ATE195980T1 (bg) |
| AU (2) | AUPN191395A0 (bg) |
| BG (1) | BG63315B1 (bg) |
| CA (1) | CA2215963C (bg) |
| DE (1) | DE69610081D1 (bg) |
| ES (1) | ES2152013T3 (bg) |
| GR (1) | GR3034931T3 (bg) |
| IN (1) | IN187985B (bg) |
| MY (1) | MY127576A (bg) |
| NZ (1) | NZ303107A (bg) |
| PE (1) | PE1197A1 (bg) |
| PL (1) | PL182312B1 (bg) |
| PT (1) | PT815270E (bg) |
| WO (1) | WO1996029439A1 (bg) |
| ZA (1) | ZA962223B (bg) |
Families Citing this family (73)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU734903B2 (en) * | 1996-07-15 | 2001-06-28 | M.I.M. Holdings Limited | Metal recovery process |
| OA12033A (en) * | 1997-09-04 | 2006-05-02 | Mbx Systems Inc | Carbon catalyzed leaching of metal-containing oresin ferric sulphate or sulphuric acid solution. |
| US6317796B1 (en) * | 1997-10-06 | 2001-11-13 | Sun Microsystems, Inc. | Inline database for receiver types in object-oriented systems |
| PA8482201A1 (es) * | 1998-09-21 | 2001-12-14 | Mim Holdings Ltd | Metodo para el tratamiento de minerales refractorios que contienen metales preciosos. |
| US6280501B1 (en) * | 1999-05-06 | 2001-08-28 | Lakefield Research Ltd. | Base metal recovery |
| GB9914979D0 (en) * | 1999-06-25 | 1999-08-25 | Anglo American Plc | Process for the extraction of copper |
| US6350354B1 (en) * | 1999-09-03 | 2002-02-26 | Koch-Glitsch, Inc. | Modular solvent extraction plant |
| US6261527B1 (en) * | 1999-11-03 | 2001-07-17 | Bhp Minerals International Inc. | Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores |
| US6319389B1 (en) * | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| US6554915B2 (en) * | 2000-01-14 | 2003-04-29 | Henkel Corporation | Dissolution of nickel in non-oxidizing aqueous acid solutions |
| EP1303642B1 (en) * | 2000-07-25 | 2008-02-20 | Phelps Dodge Corporation | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning |
| ATE314494T1 (de) | 2000-07-25 | 2006-01-15 | Phelps Dodge Corp | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen |
| US6471849B1 (en) | 2000-09-11 | 2002-10-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Process for the recovery of zinc from a zinc sulphide ore or concentrate |
| US6428604B1 (en) * | 2000-09-18 | 2002-08-06 | Inco Limited | Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate |
| GB0031413D0 (en) * | 2000-12-21 | 2001-02-07 | Aea Technology Plc | Electrochemical processing |
| JP4852716B2 (ja) * | 2001-09-13 | 2012-01-11 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 亜鉛精鉱浸出法および浸出装置 |
| FI112096B (sv) * | 2001-07-06 | 2003-10-31 | Omg Finland Oy | Förfarande vid utvinning av nickel och eventuellt kobolt medelst lakning ur nickelhaltig lateritmalm |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| US20050126923A1 (en) * | 2001-07-25 | 2005-06-16 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| ES2192133B1 (es) * | 2001-11-21 | 2005-02-16 | Asturiana De Zinc, S.A. | Procedimiento para la lixiviacion directa de concentrados sulfurados de zinc. |
| AU2003902803A0 (en) * | 2003-06-03 | 2003-06-19 | Australian Nuclear Science & Technology Organisation | Process of upgrading a copper concentrate |
| US7799295B2 (en) * | 2003-11-03 | 2010-09-21 | Oz Minerals Limited | Ore leach method with aqueous sulfuric acid containing ferric ions |
| AU2004285993B2 (en) * | 2003-11-03 | 2009-05-28 | Oz Minerals Limited | Leach extraction method |
| CA2562260A1 (en) * | 2004-04-05 | 2005-10-20 | James D. Holgersen | Process for removal of the catalytic coating material from spent, defective or unused metal support catalytic converters |
| CA2566596C (en) * | 2004-06-03 | 2011-09-27 | David G. Dixon | Leaching process for copper concentrates |
| FI121713B (fi) * | 2009-06-26 | 2011-03-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| BRPI0419190A (pt) * | 2004-10-29 | 2008-01-22 | Phelps Dodge Corp | método de recuperar cobre a partir de um material cuprìfero |
| EA010942B1 (ru) * | 2004-10-29 | 2008-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из медьсодержащего материала |
| US7736487B2 (en) | 2004-10-29 | 2010-06-15 | Freeport-Mcmoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction |
| AP2007003997A0 (en) * | 2004-11-17 | 2007-06-30 | Bhp Billiton Ssm Tech Pty Ltd | Consecutive or simultaneous leaching of nickel andcobalt containing ores |
| WO2006137914A2 (en) * | 2005-04-04 | 2006-12-28 | Holgersen James D | Process for extraction of metals from ores or industrial materials |
| RU2008130946A (ru) * | 2006-01-10 | 2010-02-20 | Мюррин Мюррин Оперейшнз Пти Лтд (Au) | Осаждение гематита |
| FI118473B (fi) * | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
| US8252254B2 (en) | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
| EP1939310A1 (en) | 2006-12-28 | 2008-07-02 | Asturiana De Zinc, S.A. | Recovery of zinc from sulphide concentrates by atmospheric leaching with sulphuric acid at a controlled acidity |
| US7635534B2 (en) * | 2007-08-24 | 2009-12-22 | Basf Catalysts Llc | Simplified process for leaching precious metals from fuel cell membrane electrode assemblies |
| FI119819B (fi) * | 2007-09-07 | 2009-03-31 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi |
| MX2010007795A (es) | 2008-01-17 | 2011-02-23 | Freeport Mcmoran Corp | Metodo y aparato para la recuperacion por via electrolitica de cobre usando lixiviacion atmosferica con extraccion por via electrolitica de reaccion de anodo ferroso/ferrico. |
| US7709135B2 (en) * | 2008-06-06 | 2010-05-04 | Basf Corporation | Efficient process for previous metal recovery from cell membrane electrode assemblies |
| EP2376250A4 (en) * | 2008-11-10 | 2017-06-28 | Kryron Global, Llc | Solid composition having enhanced physical and electrical properties |
| MX2012004651A (es) | 2009-10-21 | 2012-05-29 | Universityt Of British Columbia | Procedimiento de lixiviacion para concentrados de cobre con un catalizador de carbono. |
| US8375840B2 (en) | 2009-11-06 | 2013-02-19 | Kryron Global, Llc | Ballistic strike plate and assembly |
| KR101047985B1 (ko) | 2010-11-26 | 2011-07-13 | 한국지질자원연구원 | 초음파를 이용한 고효율 우라늄 침출 방법 |
| RU2468100C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2468099C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2468101C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2465354C1 (ru) * | 2011-04-13 | 2012-10-27 | Учреждение Российской академии наук Центр геофизических исследований Владикавказского научного центра РАН и Правительства Республики Северная Осетия - Алания (ЦГИ ВНЦ РАН и РСО-А) | Способ извлечения золота из сульфидных руд |
| KR101316940B1 (ko) | 2011-07-26 | 2013-10-11 | 주식회사 미네월드 | 폐 카본브러쉬로부터 유가자원의 회수방법 |
| BR112014027567A2 (pt) * | 2012-05-04 | 2017-07-18 | Vale Sa | processo de lixiviação de minério sulfetado |
| AU2012372157B2 (en) * | 2012-05-25 | 2014-06-05 | Magdalena Royalty Corp | A process of ferric leaching of metal ores and concentrates |
| CN103060843B (zh) * | 2012-12-29 | 2017-09-29 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种氢氧化钾溶液中电化学分解钒渣同步提取钒铬的方法 |
| JP2014205869A (ja) * | 2013-04-11 | 2014-10-30 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 前処理後の金鉱石 |
| CN103643055B (zh) * | 2013-11-02 | 2015-03-04 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种全湿法炼锌锌精矿生产备料工艺 |
| KR101399953B1 (ko) * | 2013-11-20 | 2014-05-30 | 한국지질자원연구원 | 복합 구리광 선광방법 |
| US9410225B2 (en) | 2014-05-13 | 2016-08-09 | Teck Resources Limited | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates |
| MX361890B (es) * | 2014-05-21 | 2018-12-18 | Minera Pecobre S A De C V | Proceso hidrometalurgico para la recuperacion de cobre, plomo y/o zinc. |
| CN104120486B (zh) * | 2014-08-01 | 2017-06-16 | 湖南汇博金属材料有限责任公司 | 一种复合线分离工艺及其设备 |
| CA2966680C (en) * | 2014-08-27 | 2018-05-29 | Flsmidth A/S | System and method for controlling frothing during atmospheric leaching of metal sulphides using silicates |
| WO2017035675A1 (es) | 2015-09-02 | 2017-03-09 | Molibdenos Y Metales S.A. | Proceso de remoción de arsénico desde materiales que lo contienen |
| JP6694689B2 (ja) * | 2015-10-02 | 2020-05-20 | Ｊｘ金属株式会社 | 砒素含有銅鉱物の処理方法 |
| JP6898586B2 (ja) * | 2017-05-18 | 2021-07-07 | 住友金属鉱山株式会社 | 硫化物の浸出方法 |
| CN107884299B (zh) * | 2017-12-19 | 2023-04-25 | 湖南华麒资源环境科技发展有限公司 | 一种湿法炼锌***高锌渣和溶液中有机物的测定方法 |
| US11198828B2 (en) * | 2018-03-28 | 2021-12-14 | Bionomic Industries Inc. | Process for hydrogen sulfide scrubbing and method for ferric ion regeneration |
| RU190111U1 (ru) * | 2018-09-17 | 2019-06-18 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт теплофизики им. С.С. Кутателадзе Сибирского отделения Российской академии наук (ИТ СО РАН) | Импульсный вакуумный дезинтегратор |
| CA3110398C (en) * | 2018-09-27 | 2024-01-16 | Igo Limited | Method for preparing a high-purity hydrated nickel sulphate |
| RU2689487C1 (ru) * | 2018-09-28 | 2019-05-28 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов |
| RU2704946C1 (ru) * | 2019-03-21 | 2019-10-31 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ извлечения золота из медьсодержащего сульфидного сырья методом цианирования |
| RU2749310C2 (ru) * | 2019-09-05 | 2021-06-08 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата |
| RU2749309C2 (ru) * | 2019-09-05 | 2021-06-08 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата |
| RU2709556C1 (ru) * | 2019-10-14 | 2019-12-18 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Сорбционный аппарат |
| US20230193418A1 (en) * | 2020-04-17 | 2023-06-22 | Glencore Technology Pty Limited | Sulphide oxidation in leaching of minerals |
| WO2024081721A1 (en) * | 2022-10-11 | 2024-04-18 | Battelle Energy Alliance, Llc | Methods of extracting metals by electrochemical processing of a sulfoarsenide compound |
| CN116004983A (zh) * | 2022-12-31 | 2023-04-25 | 贵州中伟资源循环产业发展有限公司 | 一种硫化矿物的浸出方法 |
Family Cites Families (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RO61289A (bg) * | 1971-08-10 | 1976-10-15 | ||
| US4022866A (en) * | 1972-03-07 | 1977-05-10 | The Anaconda Company | Recovery of metals |
| US3951649A (en) * | 1974-08-19 | 1976-04-20 | University Engineers, Inc. | Process for the recovery of copper |
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4006991A (en) * | 1975-09-29 | 1977-02-08 | Whalen Joseph J | Paint loading applicator for a painting pad or brush |
| CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
| US4116488A (en) * | 1976-09-20 | 1978-09-26 | Kennecott Copper Corporation | In-situ mining method and apparatus |
| US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
| US4330379A (en) * | 1979-01-24 | 1982-05-18 | National Institute For Metallurgy | Leaching of zinc containing sulphide minerals |
| CA1173655A (en) * | 1981-10-30 | 1984-09-04 | Derek G.E. Kerfoot | Acid leach process for treating magnetic and non- magnetic nickel-copper mattes |
| US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
| JPS59102602A (ja) * | 1982-12-01 | 1984-06-13 | Bridgestone Corp | 空気入りラジアルタイヤ |
| US4536214A (en) * | 1983-07-07 | 1985-08-20 | Duval Corporation | Metal sulphide extraction |
| CA1234991A (en) * | 1984-09-27 | 1988-04-12 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore |
| CA1234289A (en) * | 1984-10-24 | 1988-03-22 | Derik G.E. Kerfoot | Recovery of platinum group metals from nickel-copper- iron matte |
| AU596716B2 (en) * | 1986-12-18 | 1990-05-10 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides |
| GB8711287D0 (en) * | 1987-05-13 | 1987-06-17 | Materials Concepts Res Ltd | Treating zinc oxide bearing materials |
| NL8702437A (nl) * | 1987-10-13 | 1989-05-01 | Geo Kinetics B V I O | Werkwijze voor het conditioneren van grondmateriaal door elektrokinetische behandeling, elektrisch stroomsysteem voor toepassing van de werkwijze alsmede elektrode-behuizing voor toepassing in het elektrische stroomsysteem. |
| SE9101893L (sv) * | 1991-06-19 | 1992-12-07 | Boliden Mineral Ab | Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial |
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
-
1995
- 1995-03-22 AU AUPN1913A patent/AUPN191395A0/en not_active Abandoned
-
1996
- 1996-03-19 ZA ZA962223A patent/ZA962223B/xx unknown
- 1996-03-19 IN IN492CA1996 patent/IN187985B/en unknown
- 1996-03-21 PE PE1996000197A patent/PE1197A1/es not_active Application Discontinuation
- 1996-03-21 MY MYPI96001054A patent/MY127576A/en unknown
- 1996-03-22 JP JP52790996A patent/JP3705815B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-03-22 PT PT96905609T patent/PT815270E/pt unknown
- 1996-03-22 CA CA002215963A patent/CA2215963C/en not_active Expired - Fee Related
- 1996-03-22 AT AT96905609T patent/ATE195980T1/de active
- 1996-03-22 DE DE69610081T patent/DE69610081D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 US US08/913,552 patent/US5993635A/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 WO PCT/AU1996/000157 patent/WO1996029439A1/en active IP Right Grant
- 1996-03-22 AU AU49331/96A patent/AU700850B2/en not_active Ceased
- 1996-03-22 EP EP96905609A patent/EP0815270B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 PL PL96322364A patent/PL182312B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1996-03-22 NZ NZ303107A patent/NZ303107A/xx not_active IP Right Cessation
- 1996-03-22 ES ES96905609T patent/ES2152013T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 KR KR1019970706596A patent/KR100418944B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1996-03-22 AR AR33586996A patent/AR001403A1/es unknown
-
1997
- 1997-10-17 BG BG101980A patent/BG63315B1/bg unknown
-
2000
- 2000-11-29 GR GR20000402637T patent/GR3034931T3/el unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| NZ303107A (en) | 1999-01-28 |
| JP3705815B2 (ja) | 2005-10-12 |
| CA2215963C (en) | 2002-12-17 |
| EP0815270A1 (en) | 1998-01-07 |
| MX9707161A (es) | 1998-07-31 |
| EP0815270B1 (en) | 2000-08-30 |
| KR100418944B1 (ko) | 2004-04-21 |
| EP0815270A4 (en) | 1998-04-01 |
| GR3034931T3 (en) | 2001-02-28 |
| US5993635A (en) | 1999-11-30 |
| BG101980A (bg) | 1998-04-30 |
| AU4933196A (en) | 1996-10-08 |
| AU700850B2 (en) | 1999-01-14 |
| PT815270E (pt) | 2001-02-28 |
| MY127576A (en) | 2006-12-29 |
| AR001403A1 (es) | 1997-10-22 |
| AUPN191395A0 (en) | 1995-04-27 |
| ES2152013T3 (es) | 2001-01-16 |
| ZA962223B (en) | 1996-09-30 |
| ATE195980T1 (de) | 2000-09-15 |
| JP2000515585A (ja) | 2000-11-21 |
| WO1996029439A1 (en) | 1996-09-26 |
| PE1197A1 (es) | 1997-01-29 |
| IN187985B (bg) | 2002-08-03 |
| CA2215963A1 (en) | 1996-09-26 |
| PL182312B1 (pl) | 2001-12-31 |
| PL322364A1 (en) | 1998-01-19 |
| DE69610081D1 (de) | 2000-10-05 |
| KR19980703193A (ko) | 1998-10-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| BG63315B1 (bg) | Метод за излугване на минерали при атмосферно налягане | |
| AU2001277161B2 (en) | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching | |
| CA2417413C (en) | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning | |
| CA2454821C (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| US8372360B2 (en) | Controlled metal leach recovery circuit | |
| AU2002329630A1 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| EP1984529B1 (en) | Method for recovering copper from a copper sulphide ore | |
| EP3739069B1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| MXPA01003809A (es) | Un proceso para biolixiviar concentrados de cobre. | |
| US4634467A (en) | Hydrometallurgical process for copper recovery | |
| MXPA97007161A (en) | Mineral lixiviation process at atmospheric pressure | |
| SULFIDES | 1. Copper Sulfide The sulfide minerals of copper such as chalcopyrite (CuFeS2), covellite (CuS), chalcocite (Cu₂S), bornite (Cu, FeS,), cubanite (CuFe₂S,), and digenite (Cu, S,) are not as such soluble in dilute H₂SO,. However, they readily dissolve in this acid in the presence of oxidizing agents such as oxygen, ferric ion, and bacteria. In common practice, low-grade ores are | |
| PL195976B1 (pl) | Sposób obróbki rudy zawierającej siarczek miedzi obejmujący etap ługowania biologicznego i urządzenie do jego realizacji |