EA005464B1 - Способ извлечения меди - Google Patents
Способ извлечения меди Download PDFInfo
- Publication number
- EA005464B1 EA005464B1 EA200300165A EA200300165A EA005464B1 EA 005464 B1 EA005464 B1 EA 005464B1 EA 200300165 A EA200300165 A EA 200300165A EA 200300165 A EA200300165 A EA 200300165A EA 005464 B1 EA005464 B1 EA 005464B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- solution
- metal
- extraction
- leaching
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 100
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 96
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 93
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 52
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 46
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 41
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 76
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 64
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 36
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims description 21
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims description 21
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 20
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 18
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims description 15
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 12
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 12
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 12
- FZENGILVLUJGJX-NSCUHMNNSA-N (E)-acetaldehyde oxime Chemical compound C\C=N\O FZENGILVLUJGJX-NSCUHMNNSA-N 0.000 claims description 8
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 7
- 238000007865 diluting Methods 0.000 claims description 4
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 75
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 75
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 12
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 abstract description 2
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 24
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 16
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 11
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 11
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 9
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 8
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 7
- -1 chalcopyrite Chemical class 0.000 description 6
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 4
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002826 coolant Substances 0.000 description 4
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 4
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 4
- UWGTVLYQSJNUFP-SILNSSARSA-N 4-dodecyl-2-[(Z)-hydroxyiminomethyl]phenol Chemical compound [H]\C(=N\O)C1=C(O)C=CC(CCCCCCCCCCCC)=C1 UWGTVLYQSJNUFP-SILNSSARSA-N 0.000 description 3
- 239000004215 Carbon black (E152) Substances 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical class [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 3
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 3
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 3
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 3
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 2
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 2
- XFRVVPUIAFSTFO-UHFFFAOYSA-N 1-Tridecanol Chemical compound CCCCCCCCCCCCCO XFRVVPUIAFSTFO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- MJUVQSGLWOGIOB-UHFFFAOYSA-N 2-[(Z)-hydroxyiminomethyl]-4-nonylphenol Chemical compound OC1=C(C=N/O)C=C(C=C1)CCCCCCCCC MJUVQSGLWOGIOB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 1
- 239000003125 aqueous solvent Substances 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 238000005253 cladding Methods 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052955 covellite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 239000002270 dispersing agent Substances 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 1
- 238000009291 froth flotation Methods 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 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
- SURQXAFEQWPFPV-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate heptahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.O.[Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O SURQXAFEQWPFPV-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 description 1
- WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N rhenium atom Chemical compound [Re] WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G3/00—Compounds of copper
- C01G3/003—Preparation involving a liquid-liquid extraction, an adsorption or an ion-exchange
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
-
- 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
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
В изобретении предложен способ извлечения меди и других металлов из содержащих металлы материалов с использованием операций автоклавного выщелачивания. В соответствии с различными аспектами изобретения не требуется существенное разбавление содержащих металл растворов выщелачивания, получаемых после операций автоклавного выщелачивания, что позволяет упростить эффективное извлечение металла с использованием жидкостной экстракции и электролиза.
Description
Настоящее изобретение относится к созданию способа извлечения меди и других металлов из содержащих металлы материалов, а более конкретно, к способу извлечения меди и других металлов из содержащих металлы материалов с использованием высокотемпературных процессов автоклавного выщелачивания.
Предпосылки к созданию изобретения
Плавление представляет собой один из процессов, которые используют для извлечения металла, такого как медь, из содержащего металл сульфидного материала. Однако из-за высокой стоимости плавления минералы сульфида меди в рудном теле обычно прежде всего подвергают обогащению (концентрации) при помощи технологий флотации, чтобы получить меньший объем для плавления. После этого концентрат отправляют в плавильную печь, в которой производят обработку концентрата пирометаллургически при высокой температуре, для того, чтобы получить неочищенный медный продукт, который затем рафинируют для получения металла высокой чистоты.
Извлечение меди из концентратов сульфида меди с использованием автоклавного выщелачивания показало себя потенциально экономически привлекательной альтернативой плавлению. За счет операций автоклавного выщелачивания, как правило, выпускают меньше загрязняющих веществ в атмосферу, чем за счет операций плавления, в результате чего может быть улучшено состояние окружающей среды. Кроме того, системы для автоклавного выщелачивания с меньшими затратами могут быть построены в непосредственной близости от обогатительной фабрики, что снижает расходы, связанные с транспортировкой концентрата, которые могли бы потребоваться для проведения операций плавления. Более того, любая кислота, полученная в виде побочного продукта в контуре автоклавного выщелачивания, может быть использована в смежных операциях кучного выщелачивания, что позволяет снизить расходы на покупку кислоты.
Механизм, при помощи которого процессы автоклавного выщелачивания позволяют извлекать медь из матриц сульфидного минерала, такого как халькопирит, обычно зависит от температуры, наличия кислорода и химии процесса. Можно полагать, что при высокотемпературном процессе автоклавного выщелачивания, то есть при процессе автоклавного выщелачивания, протекающем при температуре выше ориентировочно 215°С, превалирующая реакция окисления идет следующим образом:
4СиЕе82 + 4Н2О + 17О2 4Си8О4 + 2Бе2О3 + 4Н28О4 (1)
Если в технологической камере имеется недостаток кислорода, то обычно конверсия железа в гематит (Ее2О3) является неполной, что приводит к образованию сернокислого железа (гептагидрата сульфата железа), который представляет собой нежелательный побочный продукт реакции.
При высокотемпературном автоклавном выщелачивании, сера, которая имеется в содержащем металл материале (например, в концентрате), обычно преобразуется в сульфат. В таких операциях процесса автоклавного выщелачивания медь обычно извлекают из полученного раствора при помощи жидкостной экстракции и технологии электрохимического извлечения (электролиза), что позволяет получать катодную медь высокой чистоты.
При жидкостной экстракции (или при экстракции раствором или при жидкостном ионообмене, как ее иногда называют), содержащий медь выщелачивающий раствор обычно перемешивают с органическим растворителем (то есть с экстрагентом), который избирательно удаляет медь из указанного выщелачивающего раствора. После этого насыщенный медью экстрагент перемешивают с водным раствором кислоты, который десорбирует медь из экстрагента, в результате чего получают поток раствора, удобный для проведения электрохимического извлечения металлов. Полученный поток раствора имеет высокую концентрацию меди и является относительно чистым, что позволяет получать из него катодную медь высокого качества в контуре электрохимического извлечения.
Вообще говоря, получение меди электролизом состоит в электролитическом осаждении (иногда называемом плакированием) меди на катоде и в выделении кислорода у анода. В простой конструкции примерной установки для электролиза в реакционной камере, которая заполнена содержащим медь электролитом, имеется набор катодов и анодов. При подаче на установку напряжения ионы меди восстанавливаются (осаждаются) на катоде. Осаждение меди обычно производят на исходных (затравочных) медных листах или заготовках из нержавеющей стали. Аноды в электролите являются практически инертными и создают поверхность для выделения кислорода. Медные пластины, полученные в установке для электролиза, могут содержать медь с чистотой 99.99.
Доказано, что извлечение меди из выщелачивающего раствора при помощи жидкостной экстракции является эффективным средством получения концентрированного медного раствора, желательного для электролиза, в результате которого получают металлическую медь высокой чистоты. Однако в известных технологиях важным моментом является контроль концентрации кислоты в содержащем медь выщелачивающем растворе, который часто осуществляют при помощи нейтрализации, например, при помощи извести или поглощающей кислоту руды.
Однако следует признать, что использование извести для нейтрализации кислоты в растворе не только увеличивает эксплуатационные расходы за счет потребления извести, но и может приводить к образованию суспензии (пульпы) с низкой плотностью массы, в результате чего становится более труд
- 1 005464 ным извлечение меди из такой суспензии. Для решения указанной проблемы уже были предложены способы извлечения меди из содержащих медь материалов, в особенности меди из сульфидов меди, таких как халькопирит, раскрытые, например, в патентах США Νοδ. 5,698,170 и 5,895,633. В указанных способах содержащий медь раствор, который содержит кислоту, входит в контакт (то есть разбавляется) с водным растворителем, который содержит ориентировочно не более 5 г на литр кислоты, для получения разбавленного содержащего медь раствора, имеющего концентрацию кислоты в диапазоне ориентировочно от 2 до 8 г на литр, ранее проведения операции жидкостной экстракции меди из разбавленного содержащего медь раствора. В указанных патентах предусмотрено значительное использование разбавляющего раствора для снижения уровней кислоты в содержащем медь растворе, для того, чтобы обеспечить благоприятные условия равновесия в ходе жидкостной экстракции. Сообщается, что указанная технология позволяет существенно снизить потери меди по сравнению с другими известными процессами, в которых используют нейтрализацию кислоты в растворе до проведения жидкостной экстракции.
Для достижения указанных результатов необходимо получить желательные диапазоны концентрации кислоты, когда достаточное количество разбавляющего раствора вводят в контакт с содержащим медь раствором, чтобы получить разбавленный содержащий медь раствор. В частности, отношение объема содержащего медь раствора к объему разбавляющего раствора должно составлять ориентировочно от 1:10 до 1:500. За счет этого кислота, которая образуется при автоклавном выщелачивании, нейтрализуется преимущественно после, а не до жидкостной экстракции и электролиза.
Несмотря на то, что описанный в указанных патентах процесс и может быть применен во многих ситуациях, существуют случаи, когда желательно снизить эксплуатационные расходы и/или когда содержащая металл руда в определенном месторождении не отвечает указанным условиям, причем в таких случаях желательно обеспечить высокую степень извлечения металла за счет применения процессов, в которых не требуется указанное разбавление.
Краткое изложение изобретения
В то время как преимущества, которые обеспечивает настоящее изобретение по сравнению с известными ранее техническими решениями, описаны более подробно ниже, здесь следует упомянуть, что, вообще говоря, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения предлагается усовершенствованный способ извлечения меди и другого металла из содержащего металл материала, в соответствии с которым раствор для автоклавного выщелачивания не должен быть существенно разбавлен ранее извлечения меди и/или других металлов, например, при помощи жидкостной экстракции, электролиза или других процессов. За счет этого могут быть понижены капитальные затраты и эксплуатационные расходы, без ухудшения процесса извлечения меди или других металлов.
Таким образом, в соответствии с примерным вариантом осуществления настоящего изобретения, предлагается способ извлечения меди из содержащего медь материала, который в целом включает в себя следующие операции:
(ί) использование потока сырья, имеющего содержащий медь материал;
(ίί) автоклавное выщелачивание содержащего медь потока сырья для получения содержащего медь раствора; и (ш) извлечение катодной меди из содержащего медь раствора с использованием жидкостной экстракции и электролиза, без существенного разбавления содержащего медь раствора. Процессы извлечения в соответствии с настоящим изобретением главным образом позволяют обеспечить высокую степень извлечения меди, например, свыше 98%, при одновременном достижении множества других важных преимуществ.
Краткое описание чертежей
Указанные ранее и другие характеристики изобретения будут более ясны из последующего детального описания, данного в качестве примера, не имеющего ограничительного характера и приведенного со ссылкой на сопроводительные чертежи, на которых аналогичные элементы имеют одинаковые позиционные обозначения. На фиг. 1 показана общая блок-схема процесса извлечения металла в соответствии с первым общим вариантом настоящего изобретения.
На фиг. 2А показана более подробная блок-схема процесса извлечения металла в соответствии с первым примерным вариантом настоящего изобретения.
На фиг. 2В показаны дополнительные аспекты процесса извлечения металла в соответствии с фиг. 2А.
Подробное описание примерных вариантов изобретения
Настоящее изобретение является существенным шагом вперед по сравнению с известными ранее процессами, в особенности в том, что касается степени извлечения металла и снижения производственных издержек. Более того, существующие процессы извлечения металла, в которых используют обычную последовательность технологических операций, а именно, атмосферное или автоклавное выщелачивание, экстракцию растворителем и электролиз, во многих случаях могут быть легко модернизированы для использования различных коммерческих выгод, которые позволяет получить настоящее изобретение.
Обратимся теперь к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения используют содержащий металл материал 102 для обработки в соот
- 2 005464 ветствии с процессом извлечения металла 100. Содержащий металл материал 102 может быть рудой, концентратом или любым другим материалом, из которого может быть извлечен металл. Металлы, такие как, например, медь, золото, серебро, цинк, металлы группы платины, никель, кобальт, молибден, рений, уран, редкоземельные металлы и т.п., могут быть извлечены из содержащего металл материалов в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения. Однако оказалось, что различные аспекты и варианты настоящего изобретения являются особенно предпочтительными в случае извлечения меди из концентратов и/или руд сульфида меди, таких как, например, халькопирит (СиРе82), халькоцит (Си28), борнит (Си5Ре84) и ковеллит (Си8). Таким образом, содержащий металл материал 102 преимущественно представляет собой медную руду или концентрат, а предпочтительно руду или концентрат сульфида меди.
Содержащий металл материал 102 может быть приготовлен для технологии извлечения металла любым подходящим образом, который допускают условия содержащего металл материала 102, такие как, например, состав и концентрация компонентов, которые должны быть пригодными для избранного технологического процесса, так как такие условия могут влиять на полную эффективность и производительность технологических операций. Желательные параметры состава и концентрации компонентов могут быть достигнуты за счет различных химических и/или физических производственных стадий, выбор которых зависит от рабочих параметров выбранной технологической схемы, стоимости оборудования и характеристик материала. Например, как это описано далее более подробно, содержащий металл материал 102 может претерпевать измельчение, флотацию, перемешивание и/или суспендирование, а также химическое и/или физическое приведение к требуемым техническим условиям.
На фиг. 1 показано, что после соответствующей подготовки содержащего металл материала 102, этот содержащий металл материал подвергают химически активной обработке (операция 104) для приведения металла или металлов в содержащем металл материал 102 в такое состояние, которое позволяет провести затем операции извлечения металла, а именно, операцию извлечения металла 106. Например, примерные подходящие процессы представляют собой химически активные процессы, которые создают тенденцию освобождения желательного металла или металлов из содержащего металл материала 102. В соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения, технологическая операция 104 представляет собой автоклавное выщелачивание, а преимущественно высокотемпературное автоклавное выщелачивание. Используемый здесь термин автоклавное выщелачивание относится к процессу извлечения металла, в котором материал входит в контакт с кислотным раствором и кислородом при условиях повышенных температуры и давления. В соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, технологическая операция 104 может включать в себя любой тип процесса автоклавного выщелачивания.
Как уже вкратце было упомянуто здесь ранее, процесс автоклавного выщелачивания обычно зависит, среди прочего, от температуры, наличия кислорода и химии процесса. Несмотря на то, что в принципе могут быть использованы самые различные указанные параметры, в соответствии с предпочтительными аспектами настоящего изобретения, температуру в ходе автоклавного выщелачивания преимущественно поддерживают в диапазоне ориентировочно от 170 до 235°С, предпочтительно в диапазоне ориентировочно от 200 до 230°С, при оптимальном значении около 225°С.
Для поддержания температуры в этом желательном диапазоне может быть использована охлаждающая жидкость. Следует иметь в виду, что автоклавное выщелачивание многих сульфидов металлов является экзотермической реакцией, и выделяющаяся теплота обычно более чем достаточна для нагревания питающей суспензии до желательной рабочей температуры. Избыток теплоты может быть отведен и желательная рабочая температура может поддерживаться за счет контакта питающей суспензии с охлаждающей жидкостью в реакторе. Охлаждающей жидкостью может быть повторно используемая жидкая фаза из суспензии продукта, нейтрализованный раствор рафината, свежая добавочная вода или их смеси, или же она может быть получена из любого другого подходящего источника. Количество охлаждающей жидкости, добавляемой в ходе автоклавного выщелачивания, зависит от количества вступающих в реакцию сульфидных минералов (и, следовательно, от количества теплоты, выделяющейся за счет реакции автоклавного выщелачивания).
Длительность автоклавного выщелачивания в каждом конкретном случае применения зависит от ряда факторов, в том числе, например, от характеристик содержащего металл материала и от давления и температуры процесса автоклавного выщелачивания. Длительность автоклавного выщелачивания в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения лежит в диапазоне от менее чем 1 ч до 3 ч, а преимущественно составляет ориентировочно от сорока пяти (45) до девяноста (90) минут. Несмотря на то, что для автоклавного выщелачивания может быть использован реактор, преимущественно используют резервуар для автоклавного выщелачивания с несколькими отделениями и мешалкой.
В соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, технологическая операция 104 позволяет за счет автоклавного выщелачивания содержащего металл материала 104 получить суспензию продукта, которая имеет относительно высокое содержание кислоты и металлов, что позволяет добиться высокого выхода металла (например, меди) при проведении операции извлечения металла 106. Напри
- 3 005464 мер, ориентировочно не менее 98% металла (например, меди) обычно может быть извлечено из халькопирита и других сульфидов меди за счет автоклавного выщелачивания при указанных выше условиях.
В отличие от известных ранее процессов, таких как, например, описанные в упомянутых ранее патентах, в которых существенные количества разбавляющего раствора комбинируют с жидкостью для автоклавного выщелачивания, чтобы уменьшить концентрацию кислоты, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения разведение совсем не используют или используют при относительно низких коэффициентах разбавления. В тех случаях, когда используют слабое разбавление продукта автоклавного выщелачивания, коэффициенты разбавления составляют ориентировочно менее 1:10 (отношения содержащего металл раствора к добавочному раствору). Разбавление преимущественно проводят таким образом, что отношение разведения содержащего металл раствора к добавочному раствору составляет ориентировочно от 1:4 до 1:8.
Показанная на фиг. 1 операция извлечения металла 106, которую проводят в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, преимущественно предусматривает проведение обычной жидкостной экстракции и электролиза (8Χ/Ε\ν). Однако следует иметь в виду, что могут быть использованы и другие процессы извлечения металлов.
В том случае, когда в операции извлечения металла 106 используют 8Χ/Ε\ν. то такую обработку преимущественно проводят известным образом, при этом могут быть использованы обычные реагенты экстракции. Такие реагенты экстракции преимущественно включают в себя альдоксим, смеси альдоксима с кетоксимом и/или модифицированные альдоксимы. Например, среди предпочтительных реагентов жидкостной экстракции можно указать ЫХ реагенты, такие как, например, ЫХ 622Ν, который содержит смесь 5-додецилсалицил альдоксима и тридеканола в углеводородном разбавителе с высокой температурой воспламенения, который может быть закуплен на фирме Содшк Согрогабои; ЫХ 984, который также может быть закуплен на фирме Содищ Согрогабои и представляет собой смесь 5-додецилсалицил альдоксима и 2-гидрокси-5-нонил асетофеноноксима в углеводородном разбавителе с высокой температурой воспламенения; или М-5774, который может быть закуплен на фирме Ауес1а, реагент жидкостной экстракции Асогда™, который представляет собой модифицированный альдоксим (5-нонил салицилальдоксим). Однако могут быть использованы и другие реагенты жидкостной экстракции.
Следует иметь в виду, что раскрытый здесь процесс извлечения металла 100 имеет различные преимущества по сравнению с процессами извлечения, в которых требуется более существенное разбавление. Например, за счет использования меньших коэффициентов разбавления потенциально могут быть снижены расходы по эксплуатации, в первую очередь за счет меньшего объема жидкостей, которые используют в процессе извлечения металла 100.
Обратимся теперь к рассмотрению фиг. 2 А и 2В, на которой показан другой примерный вариант осуществления настоящего изобретения. В соответствии с этим вариантом, содержащий металл материал 200, а преимущественно содержащий медь материал, измельчают в операции 202 для получения размельченного (дробленного) материала 204. Содержащий металл материал 200 преимущественно содержит сульфид меди.
Размельченный материал 204 преимущественно подвергают пенной флотации (операция 208) для отделения материалов, содержащих сульфид меди, от пустой породы. В результате получают концентрат флотации, а именно, содержащий сульфид меди обогащенный материал 210, который преимущественно содержит медь и другие металлы.
Может потребоваться дополнительное измельчение содержащего сульфид меди обогащенного материала 210 для получения желательного для автоклавного выщелачивания гранулометрического состава. Следует иметь в виду, что снижение размера частиц материала 210 позволяет повысить скорость реакции в ходе автоклавного выщелачивания и, следовательно, позволяет использовать более экономичные установки для автоклавного выщелачивания меньшего размера. В связи с этим материал 210 имеет около 80% частиц с размерами ориентировочно менее 150 мкм, преимущественно с размерами менее ориентировочно 100 мкм, а еще лучше, с размерами ориентировочно от 30 до 75 мкм. В некоторых случаях, для получения оптимального размера частиц, для открывания контакта со свежими поверхностями или для разрушения кусков, может быть использована операция доизмельчения 212. В ходе операции доизмельчения 212 может быть добавлен раствор (например, питающая суспензия 206 или другой раствор) в концентрат флотации 210 для облегчения процесса измельчения. После этого получают суспензию продукта 214, преимущественно за счет добавления, например, серной кислоты, диспергентов и т.п., ранее проведения высокотемпературного автоклавного выщелачивания (операция 220). Предпочтительная суспензия продукта 214 содержит ориентировочно менее 50 вес.% твердых веществ.
Суспензию продукта 214 затем подвергают высокотемпературному автоклавному выщелачиванию (операция 220), преимущественно при температуре в диапазоне ориентировочно от 210 до 235°С, в герметичном резервуаре для автоклавного выщелачивания с мешалкой, имеющем несколько отделений, при избыточном давлении кислорода, составляющем по меньшей мере около 70 рад (фунт на кв. дюйм), в течение ориентировочно 1-3 ч. В ходе операции автоклавного выщелачивания 220, кислород вводят преимущественно непрерывно в резервуар для автоклавного выщелачивания, чтобы поддерживать избыточное давление кислорода на оптимальном уровне для желательного протекания химических реакций. При
- 4 005464 этом за счет достаточного введения кислорода преимущественно поддерживают парциальное давление кислорода в резервуаре для автоклавного выщелачивания в диапазоне ориентировочно от 50 до 300 рад, а еще лучше, в диапазоне ориентировочно от 60 до 150 рад. Полное давление в герметизированном резервуаре для автоклавного выщелачивания является сверхатмосферным и может составлять ориентировочно от 300 до 750 рад, а преимущественно ориентировочно от 400 до 600 рад. После автоклавного выщелачивания обычным образом получают суспензию продукта 222.
Суспензия продукта 222 может быть подвернута мгновенному испарению (операция 224) для стравливания давления и испарительного охлаждения суспензии продукта 222, за счет выпуска пара с образованием испаренной суспензии продукта 226. Испаренная (парообразная) суспензия продукта 226 преимущественно имеет температуру в диапазоне ориентировочно от 85 до 100°С. Раствор, который получают из пара, образуемого при операции испарения 224, может быть охлажден и использован в процессе в качестве добавочного раствора (не показано).
В соответствии с дополнительными аспектами этого предпочтительного варианта осуществления изобретения, суспензия продукта 222 после проведения атмосферного испарения (операция 224), например, с использованием бака для испарения, имеет давление и температуру окружающей среды, после чего суспензия продукта 226 может быть дополнительно подготовлена к проведению дальнейших операций извлечения металла. В некоторых случаях преимущественно используют теплообменник для охлаждения суспензии, при этом может иметь место разделение фаз жидкости и твердого тела. Преимущественно могут быть использованы одна или несколько операций разделения фаз жидкости и твердого тела (операция 228) для разделения солюбилизированного раствора металла от твердых частиц. Это может быть выполнено любым обычным образом, в том числе с использованием систем фильтрации, контуров противоточной декантации (ССИ), концентраторов и т.п. Ряд факторов, таких как баланс обрабатываемого материала, природоохранительное законодательство, состав остатка, экономические соображения и т.п., могут влиять на принятие решения относительно того, следует ли использовать контур противоточной декантации (ССИ), концентратор, фильтр или любое другое подходящее устройство для разделения жидкости и твердого тела. Однако следует иметь в виду, что за рамки настоящего изобретения не выходит использование любой технологии подготовки испаренной суспензии продукта 226 для последующего извлечения металла. Преимущественно испаренную суспензию продукта 226 подвергают разделению жидкой фазы и фазы твердого тела (операция 228), для того, чтобы получить окончательную жидкую фазу содержащего медь раствора 230 и твердую фазу остатка 280.
Испаренную суспензию продукта 226 преимущественно подвергают разделению жидкой фазы и твердого тела (операция 228) при помощи многоэтапной противоточной декантации (ССИ) и промывки в концентраторах. При желании в ходе операции 228 могут быть добавлены промывочный раствор и подходящий флокулянт. В соответствии с одним альтернативным аспектом этого варианта осуществления настоящего изобретения, испаренная суспензия продукта 226 может быть сгущена в первичном концентраторе для того, чтобы извлечь ориентировочно 95% или больше растворимой меди из качественного выщелачивающего раствора. В этом случае в первичном концентраторе получают сгущенный продукт, который затем подвергают обработке в контуре многоэтапной противоточной декантации (ССИ) и промывки, причем по желанию могут быть добавлены промывочный раствор и соответствующий флокулянт (не показано).
Обратимся теперь к рассмотрению фиг. 2В, на которой показано, что для оптимизации жидкостной экстракции меди, рН содержащего медь раствора 230 из операции разделения жидкой фазы и твердого тела 228, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, преимущественно устанавливают равным ориентировочно от 1 до 2.2, предпочтительно ориентировочно от 1.2 до 2.0, а еще лучше, ориентировочно от 1.4 до 1.8, причем такая настройка может быть осуществлена любым подходящим образом. В соответствии с первым аспектом настоящего изобретения, содержащий медь раствор 230 подвергают операции 232 химической установки (задания) значения рН, за которой может следовать дополнительная операция разделения жидкой фазы и твердого тела (операция 234), проводимая для получения окончательного содержащего металл раствора 236, предназначенного для жидкостной экстракции. В таком случае остаток 238 из операции 234 может быть отправлен в пруд-отстойник (операция 240) или удален иным образом.
Альтернативно или в сочетании с описанным выше способом, значение рН содержащего медь раствора 230 может быть установлено за счет разбавления (операция 250). А отличие от известных ранее способов, в которых используют существенное разбавление, в соответствии с настоящим изобретением, если разбавление и используют, то выбирают низкие отношения добавочного раствора к содержащему медь раствору 230. Операция разбавления 250 может быть осуществлена за счет разбавления технологическим раствором, свежей водой или любой другой подходящей жидкостью, при отношениях содержащего медь раствора к добавочному раствору, составляющих менее чем ориентировочно 1:10, а преимущественно ориентировочно от 1:4 до 1:8. После соответствующей установки значения рН содержащего медь раствора 230, преимущественно производят извлечение металла при помощи жидкостной экстракции (операция 252), с использованием при необходимости относительно высоких концентраций экстрагентов в органическом растворителе, с последующим электролизом (операция 254).
- 5 005464
В соответствии с настоящим изобретением, в некоторых случаях содержащий медь раствор может быть непосредственно подвергнут электролизу. Если это позволяют свойства раствора 230, то операция электролиза 254 может быть осуществлена непосредственно (то есть без предварительной жидкостной экстракции раствора 230).
При необходимости в проведении жидкостной экстракции, в соответствии с предпочтительными аспектами этого варианта осуществления настоящего изобретения, ее проводят известным образом ранее проведения электролиза. Обычно условия равновесия выбирают таким образом, что реагенты жидкостной экстракции накапливают медь в содержащем медь растворе 230. После этого изменяют условия содержащих медь реагентов на более кислотные, для сдвига условий равновесия таким образом, чтобы обменять медь на кислоту в высококислотном растворе отгонки (не показано). При необходимости могут быть использованы различные стадии процесса для создания соответствующего потока для питания процесса электролиза и для получения относительно чистого растворителя для повторного использования в процессе экстракции. В ходе жидкостной экстракции 252 медь из содержащего медь раствора 230 может быть избирательно введена в органическую хелатную добавку, такую как уже упоминавшийся выше альдоксим или смесь альдоксима с кетоксимом. Преимущественно растворяют в органическом растворителе экстрагент, такой как ЫХ 984 или Леотда™ М-5774, для того, чтобы обеспечить экстракцию меди из содержащего металл раствора, которая затем может быть выделена при помощи обычного электролиза (операция 254), в результате чего получают желательный металлический продукт 256. Как уже было упомянуто здесь ранее, Ь1Х 984 представляет собой смесь 5-додецилсалицил альдоксима и 2-гидрокси-5нонил асетофеноноксима в углеводородном разбавителе с высокой температурой воспламенения, которая образует комплексы с различными катионами металлов, такими как Си2+. В соответствии с различными аспектами настоящего изобретения могут быть использованы и другие реагенты жидкостной экстракции, однако такие реагенты экстракции (экстрагенты) следует выбирать таким образом, чтобы упростить соответствующую экстракцию и последующие операции отгонки.
Операция жидкостной экстракции 252 и операция электролиза 254 могут также предусматривать проведение различных операций удаления растворителя и рециркуляции (не показаны), которые могут быть проведены известным образом. Преимущественно не менее ориентировочно 98% меди в содержащем медь растворе 230 получают в виде продукта (катодной меди) 256 за счет жидкостной экстракции 252 и электролиза 254.
Операцию электролиза 254 также преимущественно проводят известным образом, в результате чего получают чистый продукт в виде катодной меди 256. В соответствии с различными аспектами этого варианта осуществления настоящего изобретения, качественный однородно осажденный продукт в виде катодной меди 256 может быть получен без существенного разбавления содержащего медь раствора 230, до проведения жидкостной экстракции. Специалисты легко поймут, что в соответствии с этим вариантом настоящего изобретения могут быть использованы различные известные способы и устройства, которые обычно применяют при электролизе меди и других металлов.
Раствор рафината 260 из операции жидкостной экстракции 252 может быть использован различным образом. Например, весь рафинат 260 или его часть могут быть использованы в операциях кучного выщелачивания 262. В некоторых случаях, в соответствии с различными аспектами этого варианта осуществления настоящего изобретения, использование рафината 260 в операциях кучного выщелачивания 262 может быть желательным, поскольку рафинат 260 может иметь более высокие уровни кислоты, в результате чего в некоторых случаях операции кучного выщелачивания 262 протекают более благоприятно. Альтернативно, рН раствора рафината 260 может быть химически подстроен, как это показано в операции 264, а полученный продукт отправлен в пруд-отстойник (операция 266). В соответствии с еще одним аспектом этого варианта осуществления настоящего изобретения, раствор рафината 260 может быть перемешан в баке для проведения операции выщелачивания (операция 268).
На фиг. 2А показано, что если содержание металла в промытом сухом остатке 280 от операции разделения жидкой фазы и твердого тела 228 является достаточно высоким для того, чтобы стоило проводить дополнительную обработку, то этот металл может быть извлечен при помощи обычных средств, таких как, например, плавление (операция 282) или операция извлечения драгоценных металлов (операция 284). Однако если содержание металла в остатке 280 является слишком низким и не оправдывает проведение дополнительной обработки, то остаток может быть направлен в зону хранения отходов (операция 286).
Несмотря на то, что были описаны различные примерные варианты осуществления изобретения, совершенно ясно, что они не носят ограничительного характера и в них специалистами в данной области могут быть внесены изменения и дополнения, которые не выходят, однако, за рамки приведенной далее формулы изобретения. Например, несмотря на то, что описание было проведено со ссылкой на извлечение меди, подразумевается, что настоящее изобретение может быть использовано и для извлечения других металлов.
Claims (13)
1. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, включающий в себя следующие операции:
автоклавное выщелачивание содержащего медь материала при помощи жидкости с получением остатка и содержащего медь раствора;
разбавление указанного содержащего медь раствора разбавляющим раствором с образованием разбавленного содержащего медь раствора, причем степень разбавления составляет менее 1:8, а рН разбавленного содержащего медь раствора составляет менее 2,2; и жидкостная экстракция меди из разбавленного содержащего медь раствора.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что объемное отношение содержащего медь раствора к разбавляющему раствору в операции разбавления составляет от 1:4 до 1:8.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что дополнительно предусматривает использование реагента экстракции в указанной операции жидкостной экстракции меди из содержащего медь раствора.
4. Способ по п.3, отличающийся тем, что использование реагента экстракции представляет собой использование смеси альдоксима с кетоксимом.
5. Способ по п.3, отличающийся тем, что использование реагента экстракции представляет собой использование реагента экстракции из группы, в которую входят альдоксимы, модифицированные альдоксимы или смеси альдоксима с кетоксимом.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что операция автоклавного выщелачивания представляет собой высокотемпературное автоклавное выщелачивание при температурах ориентировочно от 210 до 235°С.
7. Способ по п.6, отличающийся тем, что операцию автоклавного выщелачивания проводят при сверхатмосферном давлении и при температуре ориентировочно 225°С в содержащей кислород атмосфере.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что дополнительно включает в себя операцию измельчения содержащего медь материала ранее проведения операции автоклавного выщелачивания.
9. Способ по п.8, отличающийся тем, что указанная операция измельчения представляет собой измельчение содержащего медь материала до Р80 менее чем 75 мкм.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что дополнительно включает в себя операцию извлечения любых драгоценных металлов, которые содержатся в остатке автоклавного выщелачивания.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что дополнительно включает в себя операцию электролиза меди, полученной в результате операции жидкостной экстракции, для получения катодной меди.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что разбавленный содержащий медь раствор в операции жидкостной экстракции вводят в контакт с реагентом экстракции, который содержит смесь альдоксима с кетоксимом.
13. Способ по п.1, отличающийся тем, что путем жидкостной экстракции получают кислотосодержащий раствор рафината, который затем применяют в операции кучного выщелачивания.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US22062200P | 2000-07-25 | 2000-07-25 | |
| PCT/US2001/023468 WO2002008125A2 (en) | 2000-07-25 | 2001-07-25 | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200300165A1 EA200300165A1 (ru) | 2003-10-30 |
| EA005464B1 true EA005464B1 (ru) | 2005-02-24 |
Family
ID=22824283
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200300165A EA005464B1 (ru) | 2000-07-25 | 2001-07-25 | Способ извлечения меди |
Country Status (17)
| Country | Link |
|---|---|
| US (3) | US6680034B2 (ru) |
| EP (1) | EP1303642B1 (ru) |
| JP (2) | JP4205942B2 (ru) |
| AP (1) | AP1454A (ru) |
| AT (1) | ATE386826T1 (ru) |
| AU (2) | AU2001277182B2 (ru) |
| BR (1) | BR0112759B1 (ru) |
| CA (1) | CA2417413C (ru) |
| DE (1) | DE60132895D1 (ru) |
| EA (1) | EA005464B1 (ru) |
| ES (1) | ES2301557T3 (ru) |
| MX (1) | MXPA03000744A (ru) |
| OA (1) | OA12343A (ru) |
| PE (1) | PE20020493A1 (ru) |
| PL (1) | PL204705B1 (ru) |
| WO (1) | WO2002008125A2 (ru) |
| ZA (1) | ZA200300682B (ru) |
Families Citing this family (30)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2002008474A2 (en) * | 2000-07-25 | 2002-01-31 | Phelps Dodge Corporation | Processing elemental sulfur-bearing materials using high temperature pressure leaching for sulfuric acid production and metal recovery |
| OA12343A (en) * | 2000-07-25 | 2006-05-15 | Phelps Dodge Corp | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning. |
| 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 |
| EP1623049B1 (en) * | 2003-04-11 | 2009-06-24 | Lonmin Plc | Recovery of platinum group metals |
| US7799294B2 (en) * | 2003-07-30 | 2010-09-21 | Cognis Ip Management Gmbh | Methods for improving the recovery of metal leaching agents |
| JP2005307247A (ja) * | 2004-04-20 | 2005-11-04 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | 銅の溶媒抽出方法 |
| US7399454B2 (en) * | 2004-04-29 | 2008-07-15 | Metalox International, Llc | Metallurgical dust reclamation process |
| AU2004324609B2 (en) * | 2004-10-29 | 2009-05-21 | Freeport-Mcmoran Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| EP1805336B1 (en) * | 2004-10-29 | 2012-08-15 | Freeport-McMoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| 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 |
| WO2007071108A1 (fr) * | 2005-12-21 | 2007-06-28 | Shenzhen Gem High-Tech Joint-Stock Co., Ltd. | Procede de production de poudre de cobalt superfine par circulation et appareil |
| WO2007130985A1 (en) * | 2006-05-01 | 2007-11-15 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| US8262768B2 (en) * | 2007-09-17 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
| US7691347B2 (en) * | 2007-09-19 | 2010-04-06 | Freeport-Mcmoran Corporation | Silica removal from pregnant leach solutions |
| US20100226837A1 (en) * | 2009-01-27 | 2010-09-09 | Cooperative Mineral Resources, Llc | Production of metal products directly from underground ore deposits |
| US8052774B2 (en) | 2009-03-31 | 2011-11-08 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for concentration of gold in copper sulfide minerals |
| US9011669B2 (en) | 2012-09-17 | 2015-04-21 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for electrochemical modification of liquids |
| US9605353B2 (en) | 2011-05-27 | 2017-03-28 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for advanced electrochemical modification of liquids |
| US8753591B2 (en) | 2012-03-23 | 2014-06-17 | Kennecott Utah Copper Llc | Process for the conversion of molybdenite to molydenum oxide |
| RU2494495C1 (ru) * | 2012-03-30 | 2013-09-27 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский национальный исследовательский университет информационных технологий, механики и оптики" | Многоэлементный цветной источник излучения |
| EP2836617A4 (en) * | 2012-04-09 | 2016-01-13 | Process Res Ortech Inc | CHLORIDE PROCEDURE FOR THE RUNNING OF GOLD |
| WO2014138809A1 (en) | 2013-03-14 | 2014-09-18 | Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd | Post- and pre-treatment process for use in a method of removal of radionuclides from copper concentrates |
| PE20180808A1 (es) | 2015-07-06 | 2018-05-09 | Sherritt Int Corporation | Recuperacion de cobre de una alimentacion de proceso que contiene arsenico |
| SG10201510144UA (en) | 2015-12-10 | 2017-07-28 | Metoxs Pte Ltd | Method of Copper Concentrate Leaching and Sulfation |
| CN107385470A (zh) * | 2016-05-17 | 2017-11-24 | 陕西安信显像管循环处理应用有限公司 | 含铜废蚀刻液回收方法 |
| PE20191621A1 (es) | 2017-04-14 | 2019-11-06 | Sherritt Int Corporation | Lixiviacion oxidativa presurizada, de bajo contenido de solidos y baja acidez de materiales de alimentacion sulfurados |
| US11584975B1 (en) | 2021-08-26 | 2023-02-21 | Sherritt International Corporation | Integrated pressure oxidative leach of copper sulphidic feed with copper heap leach |
| US20240037462A1 (en) * | 2022-06-27 | 2024-02-01 | Freeport Minerals Corporation | Chemical impacts on a leach stockpile |
| US11521138B1 (en) | 2022-06-27 | 2022-12-06 | Freeport Minerals Corporation | System and method for adjusting leaching operations based on leach analytic data |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4507268A (en) * | 1982-01-25 | 1985-03-26 | Henkel Corporation | Solvent extraction |
| US5869012A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-09 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5895633A (en) * | 1995-11-22 | 1999-04-20 | Placer Dome, Inc. | Solvent extraction process for recovering copper from copper-containing solutions |
| US5993635A (en) * | 1995-03-22 | 1999-11-30 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| WO2001000889A1 (en) * | 1999-06-24 | 2001-01-04 | Avecia Limited | Composition and process for the solvent extraction of metals using aldoxime or ketoxime extractants |
Family Cites Families (67)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US36118A (en) * | 1862-08-05 | Improvement in adjustable links | ||
| US3260593A (en) | 1962-09-12 | 1966-07-12 | Kennecott Copper Corp | Process for leaching copper from lowgrade, copper-bearing ore materials |
| US3357821A (en) * | 1965-03-24 | 1967-12-12 | American Metal Climax Inc | Process for extracting metal values |
| US3637371A (en) | 1967-02-10 | 1972-01-25 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Direct pressure leaching of copper-iron sulphides |
| US3607235A (en) * | 1968-02-23 | 1971-09-21 | British Columbia Res Council | Rapid bacteriological metal extraction method |
| US3528784A (en) | 1968-03-21 | 1970-09-15 | Banner Mining Co | Method for preliminary beneficiation of calcareous oxidized copper ores by flotation of a high acid-consuming fraction containing low copper values from a low acid-consuming fraction containing higher copper values |
| BE756944A (fr) | 1969-10-02 | 1971-03-16 | American Metal Climax Inc | Procede d'oxydation en phase liquide |
| US3669651A (en) | 1970-04-15 | 1972-06-13 | Kennecott Copper Corp | Reduction of ferric ions in cyclic process of leaching and precipitation of copper |
| US3961028A (en) | 1971-04-02 | 1976-06-01 | Anumin Pty. Limited | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions |
| US4020106A (en) | 1972-03-21 | 1977-04-26 | Imperial Chemical Industries Limited | Metal extraction process |
| US3896208A (en) | 1972-06-26 | 1975-07-22 | Ethyl Corp | HCl Treatment of copper sulfide minerals |
| US4028462A (en) | 1972-08-28 | 1977-06-07 | Corporacion De Fomento De La Produccion, Represented By Comite De Investigaciones Technologicas | Method of extraction involving the use of solvents and new combination of reactors used |
| AT319617B (de) | 1973-02-21 | 1974-12-27 | Pawlek Dr Ing Franz | Verfahren zur hydrometallurgischen Gewinnung von Kupfer aus Kupferkies- bzw. Buntkupferkieskonzentraten |
| US3868440A (en) | 1973-05-30 | 1975-02-25 | Anaconda Co | Recovery of metal values from copper slag |
| US4039406A (en) | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
| US3962402A (en) | 1974-02-27 | 1976-06-08 | Freeport Minerals Company | Oxidation-leaching of chalcopyrite |
| FR2262699B1 (ru) | 1974-02-28 | 1976-12-10 | Commissariat Energie Atomique | |
| CA1024352A (en) | 1974-10-17 | 1978-01-17 | Wasyl Kunda | Process for the recovery of copper and ammonium sulphate from copper-bearing mineral sulphide ores or concentrates |
| US3991159A (en) | 1975-01-09 | 1976-11-09 | Amax Inc. | High temperature neutralization of laterite leach slurry |
| US3958985A (en) | 1975-02-07 | 1976-05-25 | Chemsep Corporation | Extraction method for non-ferrous metals |
| US4017309A (en) | 1975-03-28 | 1977-04-12 | Holmes & Narver, Inc. | Thin layer leaching method |
| CA1036829A (en) | 1975-07-30 | 1978-08-22 | Kohur N. Subramanian | Two stage sulfuric acid leaching of sea nodules |
| US4039405A (en) | 1976-05-14 | 1977-08-02 | Continental Oil Company | Leaching copper ores and solvent extraction of the copper-bearing solutions |
| US4069119A (en) | 1976-05-14 | 1978-01-17 | Continental Oil Company | Copper recovery by leaching and ion exchange |
| US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
| CA1093837A (en) | 1976-06-04 | 1981-01-20 | Gerald F. Fountain | Dump leaching |
| US4165362A (en) | 1977-04-08 | 1979-08-21 | Engelhard Minerals & Chemicals Corporation | Hydrometallurgical processing of molybdenite ore concentrates |
| US4092400A (en) * | 1977-04-11 | 1978-05-30 | Engelhard Minerals & Chemicals Corp. | Process for recovering high purity tungsten compositions from wolframite ores |
| CA1104837A (en) | 1977-08-19 | 1981-07-14 | Donald R. Weir | Process for recovery of copper and zinc from complex sulfides |
| US4619814A (en) | 1978-05-05 | 1986-10-28 | Provincial Holdings Ltd. | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates |
| US4415540A (en) | 1978-05-05 | 1983-11-15 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
| US4150976A (en) | 1978-06-19 | 1979-04-24 | Dart Industries Inc. | Method for the recovery of metallic copper |
| ES476055A1 (es) | 1978-12-15 | 1979-11-01 | Redondo Abad Angel Luis | Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro |
| US4272341A (en) | 1980-01-09 | 1981-06-09 | Duval Corporation | Process for recovery of metal values from lead-zinc ores, even those having a high carbonate content |
| US4256553A (en) | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
| CA1150062A (en) | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
| US4405569A (en) | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| ZA835167B (en) | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
| US4442072A (en) | 1982-10-20 | 1984-04-10 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Selective recovery of base metals and precious metals from ores |
| US4880607A (en) | 1982-12-20 | 1989-11-14 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
| US4892715A (en) | 1982-12-20 | 1990-01-09 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
| US4444733A (en) * | 1983-02-28 | 1984-04-24 | Amax Inc. | Process for recovering molybdenum and copper from sulfide concentrates |
| US4775413A (en) | 1983-04-08 | 1988-10-04 | Phillips Petroleum Company | Concentration and recovery of mineral values from ores |
| CA1234991A (en) | 1984-09-27 | 1988-04-12 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore |
| US4992200A (en) | 1986-01-16 | 1991-02-12 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4895597A (en) | 1986-01-16 | 1990-01-23 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4814007A (en) | 1986-01-16 | 1989-03-21 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4875935A (en) | 1988-11-04 | 1989-10-24 | Nalco Chemical Company | Anionic acrylamide polymers as copper ore agglomeration aids |
| US5028259A (en) | 1990-03-06 | 1991-07-02 | Henkel Research Corporation | Recovery of precious metal |
| US5073354A (en) | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| US5059403A (en) | 1990-12-03 | 1991-10-22 | Compeq Manufacturing Co., Ltd. | Method for producing copper sulfate from waste copper-containing liquid |
| US5176802A (en) | 1991-07-19 | 1993-01-05 | Willem P. C. Duyvesteyn | Treatment of copper sulfide concentrates |
| US5356457A (en) | 1991-12-18 | 1994-10-18 | Corporacion Nacional Del Cobre De Chile | Hydrometallurgical process for the treatment of copper-bearing ore |
| GB9303017D0 (en) | 1992-02-25 | 1993-03-31 | Zeneca Ltd | Chemical process |
| US5223024A (en) | 1992-06-19 | 1993-06-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
| US5316567A (en) | 1992-06-19 | 1994-05-31 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
| US5902474A (en) | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5874055A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US6149883A (en) * | 1994-10-24 | 2000-11-21 | Kennecott Utah Copper Corporation | Pressure oxidation process for the production of molybdenum trioxide from molybdenite |
| GB9422476D0 (en) | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
| GB9503877D0 (en) | 1995-02-27 | 1995-04-19 | Sherritt Inc | Recovery of copper from sulphidic concentrates |
| US5670035A (en) | 1995-06-06 | 1997-09-23 | Henkel Corporation | Method for recovering copper |
| AUPN476695A0 (en) | 1995-08-14 | 1995-09-07 | Dominion Mining Limited | Method of processing a copper mineral species |
| EP0811580A3 (en) * | 1996-06-07 | 1998-12-02 | Shiro Yoshizaki | Method for removing heavy metal from sludge |
| US5849172A (en) | 1997-06-25 | 1998-12-15 | Asarco Incorporated | Copper solvent extraction and electrowinning process |
| US5989311A (en) | 1997-07-28 | 1999-11-23 | South Dakota School Of Mines And Technology | Recovery of copper from its sulfides and other sources using halogen reagents and oxidants |
| OA12343A (en) * | 2000-07-25 | 2006-05-15 | Phelps Dodge Corp | Method for recovering copper from sulfide ore materials using high temperature pressure leaching, solvent extraction and electrowinning. |
-
2001
- 2001-07-25 OA OA1200300015A patent/OA12343A/en unknown
- 2001-07-25 PL PL365587A patent/PL204705B1/pl not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 JP JP2002513826A patent/JP4205942B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 2001-07-25 CA CA002417413A patent/CA2417413C/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-07-25 AP APAP/P/2003/002747A patent/AP1454A/en active
- 2001-07-25 AU AU2001277182A patent/AU2001277182B2/en not_active Ceased
- 2001-07-25 DE DE60132895T patent/DE60132895D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 PE PE2001000755A patent/PE20020493A1/es active IP Right Grant
- 2001-07-25 EA EA200300165A patent/EA005464B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 US US09/912,922 patent/US6680034B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-07-25 AT AT01954971T patent/ATE386826T1/de not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 AU AU7718201A patent/AU7718201A/xx active Pending
- 2001-07-25 EP EP01954971A patent/EP1303642B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 BR BRPI0112759-4B1A patent/BR0112759B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 ES ES01954971T patent/ES2301557T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 MX MXPA03000744A patent/MXPA03000744A/es active IP Right Grant
- 2001-07-25 WO PCT/US2001/023468 patent/WO2002008125A2/en active IP Right Grant
-
2003
- 2003-01-24 ZA ZA200300682A patent/ZA200300682B/en unknown
-
2004
- 2004-01-16 US US10/758,755 patent/US7473413B2/en not_active Expired - Lifetime
-
2007
- 2007-07-09 JP JP2007180372A patent/JP2007297717A/ja not_active Withdrawn
- 2007-12-07 US US11/952,726 patent/US7666371B2/en not_active Expired - Lifetime
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4507268A (en) * | 1982-01-25 | 1985-03-26 | Henkel Corporation | Solvent extraction |
| US5869012A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-09 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5993635A (en) * | 1995-03-22 | 1999-11-30 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| US5895633A (en) * | 1995-11-22 | 1999-04-20 | Placer Dome, Inc. | Solvent extraction process for recovering copper from copper-containing solutions |
| WO2001000889A1 (en) * | 1999-06-24 | 2001-01-04 | Avecia Limited | Composition and process for the solvent extraction of metals using aldoxime or ketoxime extractants |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| US20020034465A1 (en) | 2002-03-21 |
| EA200300165A1 (ru) | 2003-10-30 |
| OA12343A (en) | 2006-05-15 |
| US20040146439A1 (en) | 2004-07-29 |
| PL365587A1 (en) | 2005-01-10 |
| PE20020493A1 (es) | 2002-06-03 |
| JP4205942B2 (ja) | 2009-01-07 |
| PL204705B1 (pl) | 2010-02-26 |
| BR0112759A (pt) | 2003-09-09 |
| EP1303642B1 (en) | 2008-02-20 |
| JP2007297717A (ja) | 2007-11-15 |
| EP1303642A2 (en) | 2003-04-23 |
| CA2417413C (en) | 2008-10-28 |
| AU2001277182B2 (en) | 2005-04-28 |
| BR0112759B1 (pt) | 2013-10-29 |
| AP1454A (en) | 2005-07-09 |
| CA2417413A1 (en) | 2002-01-31 |
| AP2003002747A0 (en) | 2003-06-30 |
| ZA200300682B (en) | 2003-11-11 |
| US20080156656A1 (en) | 2008-07-03 |
| US7666371B2 (en) | 2010-02-23 |
| US6680034B2 (en) | 2004-01-20 |
| MXPA03000744A (es) | 2004-11-01 |
| ATE386826T1 (de) | 2008-03-15 |
| JP2004504492A (ja) | 2004-02-12 |
| ES2301557T3 (es) | 2008-07-01 |
| WO2002008125A3 (en) | 2002-08-15 |
| AU7718201A (en) | 2002-02-05 |
| US7473413B2 (en) | 2009-01-06 |
| WO2002008125A2 (en) | 2002-01-31 |
| DE60132895D1 (de) | 2008-04-03 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA005464B1 (ru) | Способ извлечения меди | |
| US6972107B2 (en) | System for direct electrowinning of copper | |
| US8372360B2 (en) | Controlled metal leach recovery circuit | |
| AU2001277182A1 (en) | Method for Recovering Copper from Sulfide Ore Materials Using High Temperature Pressure Leaching, Solvent Extraction and Electrowinning | |
| EA006276B1 (ru) | Способ извлечения металлов | |
| AU2002329630A1 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| EA010942B1 (ru) | Способ извлечения меди из медьсодержащего материала | |
| JP2010255118A (ja) | 銅の多段階直接電解抽出のためのプロセス | |
| EP3739069B1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| AU2003233283B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM RU |