PL171300B1 - Sposób i urzadzenie do wytwarzania co najmniej jednego metaluz zawierajacego go mineralu PL PL PL - Google Patents
Sposób i urzadzenie do wytwarzania co najmniej jednego metaluz zawierajacego go mineralu PL PL PLInfo
- Publication number
- PL171300B1 PL171300B1 PL93306809A PL30680993A PL171300B1 PL 171300 B1 PL171300 B1 PL 171300B1 PL 93306809 A PL93306809 A PL 93306809A PL 30680993 A PL30680993 A PL 30680993A PL 171300 B1 PL171300 B1 PL 171300B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- electrolyte
- zone
- leaching
- mineral
- copper
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/12—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- 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
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/06—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions or iron group metals, refractory metals or manganese
- C25C1/08—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions or iron group metals, refractory metals or manganese of nickel or cobalt
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/16—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of zinc, cadmium or mercury
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/18—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of lead
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/20—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of noble metals
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Coloring Foods And Improving Nutritive Qualities (AREA)
Abstract
sie do procesu lugowania, w którym za pomoca przeply- wajacego elektrolitu luguje sie metal lub metale z mineralu, nastepnie elektrolit zawierajacy wylugowany metal poddaje sie elektrolizie dla elektrolitycznego otrzymania kazdego metalu, znamienny tym, ze w procesie lugowania (10) stosuje sie strefe (17, 18) o wysokim chemicznym poten- cjale utleniajacym 1 strefe (19, 20) o niskim chemicznym potencjale utleniajacym, przy czym elektrolit (14) o kwaso- wym pH przeprowadza sie od strefy (17, 18) o wysokim chemicznym potencjale utleniajacym do strefy (19, 20) o niskim chemicznym potencjale utleniajacym i mineral ( 1 2) doprowadza sie do strefy (19, 20) niskiego chemicznego potenqalu utleniajacego 1 kontaktuje sie go z elektrolitem (14) lugujac z mineralu (12) co najmniej czesc kazdego metalu w stanie o niskim stopniu utlenienia, nastepnie elektrolit (14A, 14B) opuszczajac strefe (19, 20) niskiego chemicznego potencjalu utleniajacego poddaje sie elektro- lizie (32, 42, 52) uzyskujac co najmniej jeden metal i podwyzszajac potencjal utleniajacy elektrolitu (14A, 14B) opuszczajacego proces elektrolizy (32,42,52), zas elektrolit (14R) o podwyzszonym potencjale utleniajacym zawraca sie do strefy (17, 18) wysokiego chemicznego potencjalu utle- niajacego procesu lugowania (10) 1 podczas przeprowadza- nia elektrolitu (14) ze strefy (17, 18) wysokiego chemicznego potencjalu utleniajacego do strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjalu utleniajacego, redukuje sie jego potencjal utleniajacy do poziomu sprzed elektrolizy F IG .1 PL PL PL
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób i urządzenie do wytwarzania co najmniej jednego metalu z zawierającego go minerału.
Niniejszy wynalazek dotyczy wytwarzania metali z minerałów, a zwłaszcza metali nieszlachetnych i szlachetnych z rud i koncentratów, włącznie z wytwarzaniem miedzi. Chociaż wynalazek przedstawiono w odniesieniu do przeróbki rud zawierających siarkę, nie ogranicza się on tylko do tego rodzaju zastosowania. Użyty w tym opisie termin minerał dotyczy jakichkolwiek związków zawierających metal, łącznie z rudami, koncentratami, półrafinowanymi związkami metalicznymi, tlenkami i siarczkami metali, pyłami piecowymi i tym podobne.
Znane są procesy przeróbki minerałów zawierających jeden lub dwa metale będące przedmiotem szczególnego zainteresowania. Procesy te stają się niezwykle drogie i złożone gdy mają być zastosowane do przeróbki minerałów mających bardziej złożony skład. Także, osiągnięcie czystości produktu jest trudniejsze gdy minerał ma złożony skład lub zawiera wiele zanieczyszczeń.
Znaczny problem dzisiaj (i w przyszłości) stanowi usuwanie odpadów i produktów ubocznych powstających podczas znanych procesów przeróbki minerałów dla odzyskania metali. W przypadku minerałów zawierających siarkę, problem ten jest szczególnie istotny w związku z tym, że typowym produktem ubocznym jest siarka w postaci gazowego dwutlenku siarki lub kwasu siarkowego. Olbrzymie problemy związane z zanieczyszczeniami atmosfery wywodzą się z powstawania dwutlenku siarki (włącznie z deszczem kwasowym) i typowe jest odzyskiwanie dwutlenku siarki poprzez wytwarzanie kwasu siarkowego. Nadmiar kwasu siarkowego jest jednakowoż tak znaczny, że wielu producentów musi w rzeczywistości ponosić koszty związane z jego usunięciem z terenu.
W związku z występowaniem wysokiego poziomu odpadów i produktów ubocznych podczas przeróbki minerałów, a w szczególności z uboczną produkcją dwutlenku siarki lub kwasu siarkowego czyniono próby opracowania procesów, w których pozbycie się i/lub odzyskanie produktów ubocznych jest uproszczone.
Opis patentowy USA Nr 673 061 uzyskany przez Cyprus Metallurgical Process Corporation opisuje utlenianie siarczków na anodzie wanny elektrolitycznej, z zastosowaniem prądu anodowego o gęstości 129,2 amperów na metr kwadratowy dla rozkładu siarczku miedzi. Obecność zelaza w wielu minerałach powoduje niską sprawność prądu anodowego dla miedzi w tym procesie i z powodu ilości energii zużywanej dla utlenienia żelaza. Elektrolityczne wytwarzanie żelaza w tym procesie jest bardzo drogie i czyni ten proces bardzo nieekonomicznym z punktu widzenia sprawności i całkowitego kosztu.
Australijskie zgłoszenie patentowe 46913/72 złożone przez Duval Corporation opisuje proces związany z ługowaniem chlorku żelazowego i chlorku miedziowego z siarczanem rud miedzi. Proces ten jest stosunkowo skomplikowany i wymaga temperatury około 140°C oraz czystego tlenu pod ciśnieniem 3,5 atmosfery.
Opis patentowy USA nr 4 061 552 uzyskany przez Dextec Metallurgical Pty Ltd przedstawia sposób, w którym unika się niedogodności stosunkowo wysokich temperatur i ciśnień roboczych poprzez elektrolizę siarczków miedzi w komorze anodowej wanny elektrolitycznej, z równoczesnym dodawaniem powietrza w celu wytrącenia żelaza. Jednak ten sposób nie zapewnia dostatecznie czystego produktu.
Innnm zzaanm procesem j est Cuurex Proccs, który ooejmuje ługowanie konccetratu γη nnmnoo rn7tu/nm pVctriła rfwniicynTdlniΎ rr\7t\vnm
H n v UZjI ZjU puiliwij l VÓl »» ViM νυίν'··'U < ‘V I wivdi.i «u.i%.kzj «g- iW νζ^ΐΛΐ 111 i\<x Zj i V£jV»» VI W V111V11\U żelazowego, wymywanie w skruberze, odpędzanie rozpuszczalnika i następnie elektrolizę dla wytworzenia miedzi. Proces Cuprex jest drogi ze względu na duże zużycie energii elektrycznej, wysokie nakłady inwestycyjne, koszty operacyjne i generalnie biorąc jest procesem skomplikowanym do prowadzenia. Ponadto produkty takie jak złoto muszą być usuwane za pomocą innych znanych sposobów, które charakteryzują się niepożądanymi skutkami ubocznymi.
W kanadyjskim zgłoszeniu patentowym nr 2 018 635 opisano ługowanie miedzi z pozostałości w stężonym kwasie siarkowym w obecności środka utleniającego. Następnie miedź otrzymuje się elektrolitycznie z roztworem wyługowanej miedzi. Jednak w dokumencie tym nie ujawniono ługowania w wielu różnych strefach, w którym elektrolit ługujący o kwasowym pH przepuszcza się od strefy o wysokim chemicznym potencjale utleniającym do strefy o niskim chemicznym potencjale utleniającym. W japońskim opisie patentowym JP 51-137619 opisano sposób elektrolitycznego odzyskiwania miedzi z kożucha żużlowego. Kożuch żużlowy jest produktem powstającym przy obróbce rud metodami piecowymi i dlatego sposób według JP 51-137619 jest inny niż sposób według niniejszego wynalazku. Ponadto, sposób ten wymaga złożonych etapów ekstrakcji rozpuszczalnika i wymiany jonowej a odzyskiwanie miedzi następuje ze stanu wartościowości +2, co wymaga dużych ilości elektryczności. Dlatego proces ten jest złożony i niewygodny. W opisie patentowym USA nr 4 181 588 opisano sposób odzyskiwania chlorku ołowiowego poprzez elektrolizę roztworu wodnego. Proces ługowania prowadzi się bardzo prosto w zbiorniku z mieszaniem. Nie ujawniono ługowania sposobem wieloetapowym ze strefami o wysokim i niskim chemicznym potencjale utleniającym, jak również nie ujawniono regulacji elektrolitycznego potencjału utleniającego podczas ługowania.
W opisie patentowym USA nr 4 171 250 opisano ługowanie prażonej rudy cynkowej środkami siarczanowymi.
W sposobie tym nie ujawniono stref niskiego i wysokiego chemicznego potencjału utleniającego w procesie ługowania. Ponadtojedyna droga ługowania cynku z minerału wymaga wcześniejszego prażenia minerału przed ługowaniem, co dodatkowo komplikuje sposób według US4 171 250.
W europejskim opisie patentowym nr 476 078 opisano sposób hydrometalurgiczaego odzyskiwania złota z materiału zawierającego złoto. Również w tym opisie nie ujawniono stref ługowania o wysokim i niskim chemicznym potencjale utleniającym, jakie opisano w niniejszym wynalazku. Ponadto, zgodnie w/w opisem nr 476 078 roztwór zawiera tiomocznik, stanowiący aktywny reagent w kwaśnym roztworze do ekstrakcji złota z materiału zawierającego złoto. Tiomocznik ulega rozkładowi w strefach o wysokim potencjale utleniającym i dlatego sposób przedstawiony w w/w opisie nr 476 078 nie może być stosowany w procesach z wysokim chemicznym potencjałem utleniającym.
Sposób wytwarzania co najmniej jednego metalu z zawierającego go minerału, w którym minerał doprowadza się do procesu ługowania, w którym za pomocą przepływającego elektrolitu ługuje się metal lub metale z minerału, następnie elektrolit zawierający wyługowany metal poddaje się elektrolizie dla elektrolitycznego otrzymania każdego metalu według wynalazku charakteryzuje się tym, że w procesie ługowania stosuje się strefę o wysokim chemicznym potencjale utleniającym i strefę o niskim chemicznym potencjale utleniającym, przy czym elektrolit o kwasowym pH przeprowadza się od strefy o wysokim chemicznym potencjale utleniającym do strefy o niskim chemicznym potencjale utleniającym i minerał doprowadza się do strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i kontaktuje się go z elektrolitem ługując z minerału co najmniej część każdego metalu w stanie o niskim stopniu utlenienia, następnie elektrolit opuszczając strefę niskiego chemicznego potencjału utleniającego poddaje się elektrolizie uzyskując co najmniej jeden metal i podwyższając potencjał utleniający elektro· litu opuszczającego proces elektrolizy, zaś elektrolit o podwyższonym potencjale utleniającym zawraca się do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego procesu ługowania i podczas przeprowadzania elektrolitu ze strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego
171 300 do strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego, redukuje się jego potencjał utleniający do poziomu sprzed elektrolizy.
Korzystnie potencjał utleniający elektrolitu redukuje się kontaktując ten elektrolit w przeciwprądzie z utlenianą substancją podczas przeprowadzania elektrolitu ze strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego do strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego.
Korzystnie jako utlenianą substancję stosuje się minerał, a elektrolit kontaktuje się ciągle z minerałem podczas przeprowadzania minerału ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego ługując znaczną część każdego metalu z minerału.
Korzystnie do elektrolitu wprowadza się co najmniej dwa halogenki i powoduje się utworzenie jednego lub więcej kompleksów halogenkowych na anodzie podczas elektrolizy, podwyższając potencjał utleniający elektrolitu i wywołując dalsze ługowanie co najmniej jednego metalu z minerału przy jego przechodzeniu przez strefę wysokiego chemicznego potencjału utleniającego.
Korzystnie stosuje się elektrolit zawierający chlorek i rozpuszczoną miedź, która jest na wyższym stopniu utlenienia przy przechodzeniu elektrolitu do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i która jest na niższym stopniu utlenienia przy opuszczaniu strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego przez elektrolit.
Korzystnie stosuje się elektrolit zawierający rozpuszczoną miedź w strefie wysokiego potencjału utleniającego, a zawracany z procesu elektrolizy elektrolit wprowadza się do strefy ługowania kompleksami halogenkowymi, stanowiącej część strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, w której prowadzi się ostateczne ługowanie minerału przed usunięciem go z procesu ługowania, zaś elektrolit ze strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego przeprowadza się przez, stanowiącą drugą cześć strefy, wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, strefę napowietrzania, w której napowietrza się go, i przez strefę napowietrzania przeprowadza się częściowo wyługowany minerał ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i ługuje się go przed wprowadzeniem do strefy wysokiego chemiczmego potencjału utleniającego, przy czym poprzez napowietrzanie strąca się wyługowane żelazo, gdy jest obecne w minerale i/lub utlenia się co najmniej część miedzi w stopniu utlenienia I obecnej w strefie napowietrzania do miedzi w stopniu II.
Korzystnie po odprowadzeniu elektrolitu ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i przed doprowadzeniem go do procesu elektrolizy oczyszcza się go usuwając zanieczyszczenia z elektrolitu i/lub usuwając metale stanowiące zanieczyszczenia każdego metalu wytworzonego w procesie elektrolizy.
Korzystnie do usuwania metali z elektrolitu podnosi się pH elektrolitu do poziomu wystarczającego do utrzymania wytworzonego każdego metalu w roztworze i do wytrącenia co najmniej pewnych metali stanowiących zanieczyszczenia, a potem osady oddziela się od elektrolitu.
Korzystnie proces elektrolizy, w którym wytwarza się co najmniej jeden metal, prowadzi się w co najmniej jednej wannie . elektrolitycznej, z których każda zawiera membranę oddzielającą anodę od katody, przy czym,dany metal lub,metale wytwarza się na katodzie określonej wanny, a wannę po stronie katody wypełnia się elektrolitem stanowiącym katolit, a wannę po stronie anody wypełnia się elektrolitem stanowiącym anolit i co najmniej porcję katolitu przenosi się przez co najmniej jedną dalszą wannę do anolitu omijając membranę lub bezpośrednio przez nią.
Korzystnie stosuje się nieporowatą membranę, a katolit przenosi się omijając membranę.
Korzystnie proces elektrolizy prowadzi się w wannach ustawionych w szeregu z przeciwprądowym lub współprądowym przepływem katolitu i anolitu, przy czym, przy przeciwprądowym przepływie co najmniej część katolitu z pierwszej wanny w szeregu przeprowadza się do następnej wanny w szeregu tworząc co najmniej część katolitu w tej wannie, zaś co najmniej część anolitu z tej następnej wanny zawraca się do pierwszej wanny tworząc co najmniej cześć anolitu w danej wannie, a jako katolit pierwszej wanny stosuje się elektrolit ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego, natomiast co najmniej część katolitu z pierwszej wanny stosuje się jako elektrolit ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a co najmniej
171 300 cześć anolitu pierwszej wanny stosuje się jako elektrolit zawracany do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, natomiast przy współprądowym przepływie co najmniej część katolitu z danej wanny przeprowadza się do następnej wanny w szeregu, tworząc co najmniej część katolitu tej następnej wanny i co najmniej część anolitu danej wanny przeprowadza się do następnej wanny tworząc co najmniej część anolitu następnej wanny, natomiast co najmniej część katolitu z pierwszej wanny stosuje się jako elektrolit ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a co najmniej część anolitu ostatniej wanny stosuje się jako elektrolit zawracany do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego.
Korzystnie przy przeciwprądowym przepływie co najmniej część katolitu ostatniej wanny w szeregu przeprowadza się tworząc anolit końcowej wanny, aprzy przepływie współprądowym katolitu i anolitu co najmniej część katolitu z końcowej wanny w szeregu przeprowadza się tworząc anolit pierwszej wanny.
Korzystnie przy ługowaniu minerału zawierającego Ni, Pb i Zn w jednej z wanien w szeregu wytwarza się Ni, w drugiej wannie wytwarza się Pb lub Pb/Zn, a w następnej wytwarza się Zn.
Korzystnie elektrolit doprowadzany do każdej wanny poddaje się oczyszczaniu usuwając zanieczyszczenia, i metale stanowiące zanieczyszczenia metalu lub metali wytworzonych w wannie, przy czym elektrolit wprowadzany do wytwarzania niklu oczyszcza się przeprowadzając go przez cząsteczki niklu, elektrolit wprowadzany do wanny do wytwarzania ołowiu oczyszcza się przeprowadzając go przez cząsteczki ołowiu, a elektrolit wprowadzany do wanny do wytwarzania cynku oczyszcza się przeprowadzając go przez cząsteczki cynku.
Korzystnie ługuje się minerał zawierający miedź w postaci siarczku, a strąconą w procesie ługowania nie związaną siarkę usuwa się razem z ługowanym minerałem odprowadzanym z procesu ługowania.
Korzystnie w strefie niskiego chemicznego potencjału utleniającego wytwarza się strefę w której wytwarza się jony miedzi, rozpuszczając co najmniej część miedzi, oraz strefę wytrącania miedzi z roztworu, w której co najmniej część rozpuszczonej miedzi strąca się i miesza z minerałem doprowadzanym do procesu ługowania w strefie wytrącania miedzi z roztworu, zaś powstałą mieszaninę przeprowadza się przeciwprądowo przez proces ługowania, a elektrolit ze strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego przeprowadza się najpierw przez strefę, w której wytwarza się jony miedzi a następnie przez strefę wytrącania miedzi z roztworu, zaś minerał do ługowania dostarcza się do co najmniej jednej z tych stref.
Korzystnie miedź wytwarza się poprzez elektrolizę w co najmniej jednej wannie, przy czym do elektrolizy doprowadza się elektrolit ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a zwłaszcza ze strefy, w której wytwarza się jony miedzi, stanowiącej obok strefy wytrącania miedzi z roztworu jej cześć.
Korzystnie stosuje się minerał zawierający miedź i co najmniej jedno zanieczyszczenie, którym jest srebro, a w procesie oczyszczania usuwa się srebro z elektrolitu zawierającego chlorek miedziawy, przy czym przeprowadza się elektrolit do wanny elektrolitycznej mającej katodę i miedzianą anodę, dodaje się rozpuszczalną rtęć do elektrolitu w wannie i przeprowadza się elektrolizę powstałego roztworu do otrzymania amalgamatu Cu/Hg/Ag na katodzie.
Korzystnie amalgamat usuwa się i rozpuszcza się go w roztworze utleniającym, rozcieńcza się roztwór do strącenia srebra w postaci chlorku srebra, a następnie oddziela się chlorek srebra od pozostałego roztworu.
Korzystnie elektrolizę prowadzi się przy niskiej gęstości prądu katodowego.
Korzystnie stosuje się tytanową katodę i miedzianą anodę w postaci nieciągłych bloków lub granul umieszczonych w porowatym koszu tytanowym.
Korzystnie stosuje się minerał zawierający miedź i zanieczyszczenia w postaci metali a w procesie oczyszczania usuwa się metale z elektrolitu mającego pH mniejsze niż 3,5, zawierającego chlorek miedziawy, przy czym podwyższa się pH roztworu do wartości w zakresie od 6 do 6,5 lub do wartości nieco niższej od powodującej strącanie miedzi w stopniu utlenienia I, poprzez krokowe podwyższanie pH od wartości 3,5 do docelowej wartości wyznaczającej jeden z ustalonych wcześniej przedziałów pH, przy czym każdy przedział dobiera się jako odpowiada171 300 jacy strącaniu danego metalu z elektrolitu, po czym usuwa się osad tego metalu przy osiągnięciu docelowej wartości pH elektrolitu.
Korzystnie strąca się metale z grupy zawierającej żelazo, arsen, antymon, bizmut, ołów, cynk nikiel i/lub miedź w stopniu utlenienia I
Ιΐηνίνΐ U lwu >' ~ e ~~ X.
Korzystnie do elektrolitu dodaje się rozpuszczalne sole żelaza II, apH roztworu podwyższa się poprzez dodanie węglanu sodu Νη+ΑΧ
Korzystnie elektrolit oczyszcza się po odprowadzeniu go ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i przed wprowadzeniem do wanny do elektrolizy miedzi, przy czym usuwa się wszystkie zanieczyszczenia elektrolitu i usuwa się metale stanowiące zanieczyszczenia miedzi wytwarzanej w elektrolizie.
Korzystnie w procesie oczyszczania elektrolitu usuwa się Ag i Hg z grupy metali Pb, Zn, As, Sb, Bi, Hg, Ag, Fe stanowiących zanieczyszczenia miedzi zawarte w minerale doprowadzanym do procesu ługowania.
Korzystnie w procesie oczyszczania elektrolitu usuwa się wszystkie metale z grupy Pb, Zn, As, Sb, Bi, Fe stanowiące zanieczyszczenia miedzi zawarte w minerale doprowadzanym do procesu ługowania.
Korzystnie przed usuwaniem Ag i Hg elektrolit kontaktuje się z metaliczną miedzią redukując w roztworze całą miedź w stopniu utlenienia II do miedzi w stopniu utlenienia I i redukuje się zawartość srebra w elektrolicie do około 15 części na milion łącząc całe srebro w roztworze z miedzią.
Korzystnie jako elektrolit stosuje się roztwór chlorku miedziawego, a jako roztwór utleniający stosuje się część zawróconego anolitu z wanny elektrolizy zawierającego pewną ilość miedzi w stopniu utlenienia II.
Korzystnie pozostałą ilość Hg usuwa się poprzez kontaktowanie co najmniej części elektrolitu z metaliczną miedzią,, a następnie zawraca się ten elektrolit do oczyszczania do usunięcia metalu.
Korzystnie oczyszczając elektrolit usuwa się metale stanowiące zanieczyszczenia wytwarzanego metalu.
Korzystnie oczyszczając elektrolit usuwa się Ag i Hg.
Korzystnie osad miedzi przeprowadza się przez strefę, w której wytwarza się jony miedzi do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i ługuje się go, pozbawiając miedzi minerał opuszczający proces ługowania.
Korzystnie do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego zawraca się elektrolit, który ma potencjał utleniający (Eh) większy niż +600 mV (w odniesieniu do wzorcowej elektrody Ag/AgCl).
Korzystnie za pomocą elektrolitu ługuje się złoto obecne w minerale dostarczanym do procesu ługowania, przy czym część elektrolitu w strefie wysokiego chemicznego potencjału utleniającego usuwa się i odprowadza do procesu odzyskania złota, w którym przeprowadza się część elektrolitu do złoża węgla aktywnego, kontaktuje się część elektrolitu z roztworem o niskim potencjale utleniającym redukując Eh do wartości poniżej +600 MV ( w odniesieniu do Ag/AgCl) i doprowadzając do adsorpcji złota na aktywnym węglu, a następnie oddziela się produkt złoto/węgiel od części elektrolitu, zawraca się pozbawioną złota część elektrolitu do strefy wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i odzyskuje się złoto z produktu złoto/węgiel.
Korzystnie jako roztwór o niskim potencjale utleniającym stosuje się zużyty katolit z procesu elektrolizy.
Korzystnie w strefie, w której wytwarza się jony miedzi utrzymuje się większy potencjał utleniający niż w strefie wytrącania miedzi z roztworu.
Korzystnie do ługowania stosuje się minerał, który stanowi ruda zawierająca siarkę.
Korzystnie strąca się miedź w strefie wytrącania miedzi w postaci siarczku miedziowego i siarczku miedziawego, przy czym miedź łączy się z minerałem zawierającym siarkę, który dostarcza się do strefy wytrącania miedzi z roztworu.
Korzystnie proces ługowania prowadzi się przy ciśnieniu atmosferycznym.
171 300
Korzystnie jako elektrolit stosuje się roztwór chlorku sodu o stężeniu w zakresie od 250 do 300 g/l elektrolitu.
Korzystnie pH elektrolitu wynosi co najwyżej 3,5, a korzystnie zawiera się w zakresie od 0,5 do 3.
Korzystnie stosuje się elektrolit o temperaturze wystarczającej do wyługowania wszystkich metali i do utrzymania każdego metalu w roztworze.
Korzystnie temperatura elektrolitu jest wyższa od 60°C i korzystnie zawiera się w zakresie od 70°C do punktu wrzenia elektrolitu przy ciśnieniu otoczenia.
Urządzenie do wytwarzania co najmniej jednego metalu z zawierającego go minerału, według wynalazku charakteryzuje się tym, ze zawiera co najmniej jedno naczynie ługujące do umieszczania w nim i kontaktowaniu minerału i elektrolitu ługującego co najmniej jeden metal z minerału, przy czym naczynia ługujące wyznaczające strefę wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i strefę niskiego chemicznego potencjału utleniającego, są ze sobą zestawione a z naczyniem ługującym strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego jest połączona co najmniej jedna wanna elektrolityczna do przejmowania elektrolitu po zetknięciu z minerałem ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i do wytwarzania co najmniej jednego metalu z wyługowanego metalu lub metali w elektrolicie, przy czym co najmniej jedna wanna elekIrolitycznajest połączona z naczyniem ługującym strefy wysokiego potencjału utleniającego do zawracania elektrolitu.
Korzystnie pomiędzy naczyniem ługującym i wanną jest umieszczony zespół do oczyszczania elektrolitu z zanieczyszczeń i/lub metali stanowiących zanieczyszczenia danego metalu wytwarzanego poprzez elektrolizę.
Korzystnie urządzenie zawiera pięć naczyń ługujących ustawionych w szeregu i każde naczynie ługujące ma wlot elektrolitu usytuowany w górnym obszarze naczynia ługującego a wlot przeciwprądowo przemieszczanego minerału ma usytuowany przeciwległe w dolnym obszarze naczynia ługującego, przy czym wlot minerału do szeregu naczyń ługujących jest usytuowany u dołu pierwszego z naczyń ługujących w szeregu, a wlot elektrolitu o wysokim chemicznym potencjale utleniającym jest usytuowany u góry piątego z naczyń ługujących w szeregu.
Korzystnie każde naczynie ługujące jest wyposażone w naczynie odstojnikowe do osadzania minerału i oczyszczania z minerału górnego obszaru elektrolitu, przy czym minerał jest podawany do pierwszego naczynia ługującego i po zetknięciu z elektrolitem przenoszonym z górnego obszaru pierwszego naczynia odstojnikowego jest podawany do pierwszego naczynia osadnikowego przed doprowadzeniem do drugiego naczynia ługującego, a elektrolit jest przenoszony z drugiego naczynia osadnikowego do pierwszego naczynia osadnikowego przed wprowadzeniem do pierwszego naczynia ługującego.
Korzystnie co najmniej jedno spośród drugiego, trzeciego i czwartego z naczyń ługujących ma dopływ powietrza do utleniającego ługowania znajdującego się w nim minerału.
Korzystnie naczynie zawiera wirnik do mieszania minerału ułatwiający adsorpcję powietrza na powierzchni minerału.
Korzystnie każda wanna elektrolityczna zawiera membranę dzielącą ją na komorę katodową z co najmniej jedną katodą przystosowaną do wytwarzania katolitu oraz komorę anodową z co najmniej jedną anodą przystosowaną do wytwarzania anolitu, przy czym membrana jest korzystnie nieporowata.
Korzystnie co najmniej dwie wanny są ustawione w szereg, przy czym komora katodowa jednej wanny jest połączona z komorą katodową drugiej wanny do przenoszenia katolitu do wanny następnej w szeregu, a komora anodowa jednej wanny jest połączona z komorą anodową wanny następnej we współprądowym przepływie katolitu i anolitu, albo jest połączona z komorą anodową wanny poprzedzającej w szeregu, przy przeciwprądowym przepływie katolitu i anolitu.
Korzystnie równolegle do szeregu co najmniej dwóch wanien jest ustawiona co najmniej jedna dodatkowa wanna, przy czym jej komora anodowa jest połączona z naczyniem ługującym do zawracania anolitu z dodatkowej wanny do naczynia ługującego.
171 300
Korzystnie ustawione w szereg co najmniej dwie wanny są dostosowane do wytwarzania co najmniej Ni, Pb, Zn, a dodatkowa wanna jest dostosowana do wytwarzania co najmniej miedzi.
Korzystnie katoda jest ukształtowana z materiału nierozpuszczalnego w elektrolicie, a zespół oczyszczający elektrolit zawiera wannę elektrolityczną z miedzianą anodą.
Korzystnie katoda ma postać siatki tytanowej otaczającej anodę, a zespół oczyszczający jest dostosowany do tworzenia amalgamatu Cu/Hg/Ag.
Wyrażenie kompleks Halogenkowy używane w tym opisie obejmuje również kombinację utworzoną z połączenia co najmniej dwóch halogenków włączając F', Cl. Br' oraz I. Dla przykładu kompleksem halogenkowym zwykle tworzonym w korzystnym sposobie według wynalazku jest BrCb'.
Stosowanie kompleksów halogenkowych przynosi liczne korzyści dla najbardziej zalecanych postaci wynalazku, których uprzednio nie można było uzyskać w znanych procesach. Znane jest na przykład przechowywanie energii anodowej przez utlenianie żelaza (II) lub miedzi (I) na odpowiednio jon żelazowy lub miedziowy, albo poprzez utlenienie roztworu chlorków dla wytworzenia gazowego chloru w komorze anodowej wanny elektrolitycznej. Każda z tych trzech form gromadzenia charakteryzuje się niedogodnościami w związku z gromadzeniem energii anodowej przez wytwarzane jony żelazowe i miedziowe, które mogą zanieczyszczać metal uzyskiwany w procesach elektrolizy, oraz z gromadzeniem energii anodowej z gazowym chlorem wymagającym magazynowania znacznych objętości chloru. Utworzenie kompleksów halogenkowych umożliwia gromadzenie energii anodowej w postaci rozpuszczalnych jonów miedziowych bez nie zanieczyszczania produktu metalowego i umożliwia kontrolę zwrotnego anolitu o wysokim chemicznym potencjale utleniającym, który może być użyty do ługowania z minerału innych specyficznych metali, na przykład metali szlachetnych.
Miedź oddziaływuje jako katalizator w korzystnym przykładzie sposobu według wynalazku. Katalizuje ona różne reakcje w procesie ługowania, włącznie z utlenianiem kompleksami halogenkowymi minerału oraz utlenianiem powietrzem i reakcjami ługowania ołowiu.
Sposób według wynalazku eliminuje odpady i produkty uboczne przy przeróbce minerałów zapewniając większą efektywność w porównaniu z wcześniej znanymi sposobami.
Przedmiot wynalazku jest uwidoczniony w przykładach wykonania na rysunku, na którym fig. 1 przedstawia schemat procesu wytwarzania metalu według wynalazku, fig. 2 - schemat procesu wytwarzania, zwłaszcza miedzi według wynalazku, fig. 3 - wirnik zastosowany w naczyniu ługującym urządzenia według wynalazku w częściowym przekroju, fig. 4 - potencjał utleniający kompleksu halogenkowego ze wzrastającymi ilościami zgromadzonej energii elektrycznej, fig. 5 - wykres ukazujący zmiany zawartości procentowej rozpuszczonych granulek złota w elektrolicie zawierającym kompleks halogenkowy od czasu.
W odniesieniu do fig. 1, proces obejmuje przeciw-prądowo zespół kontaktujący 10, do którego doprowadzany jest minerał 12 i przez który przeprowadzany jest przeciw-prądowo elektrolit 14 w celu zetknięcia i ługowania jednego lub więcej metali z minerału.
Minerał może typowo obejmować rudy zawierające siarkę, takie jak piryt, molibdenit, piryt arsenowy, pentlandyt, kowelin, blendę cynkową, chalkozyn, magnetopiryt i galenę lub ich zmienne kompozycje. Typowy elektrolit stanowi roztwór chlorku sodu o wysokim stężeniu zawierający 250-300 gramów (g/l) chlorku sodu na litr.
Proces odznacza się możliwością przyjmowania wsadów w szerokiej odmienności, włączając rudy, koncentraty, półoczyszczone związki zawierające metal, itd. Szczególną zaletą procesu jest fakt, że doprowadzony do niego minerał wymaga znacznie niższego stopnia przygotowania i/lub oczyszczenia niż w innych istniejących procesach.
Zespół 10 jest podzielony na cztery strefy, które są określane jako strefa 17 ługowania kompleksem halogenkowym, strefa 18 napowietrzania, strefa 19, w której rozpuszcza się metal i strefa 20, w której strąca się metal.
Powietrze i tlen są podawane do strefy napowietrzania, typowo przez jeden lub więcej wirników (jak opisano poniżej) dla ułatwienia ługowania minerału.
171 300
Temperatura elektrolitu jest korzystnie wyższa niż 70°C i pH ma wartość korzystnie między 0,5 a 3, z procesem prowadzonym przy ciśnieniu otoczenia. Ten fakt jest szczególnie dogodny ponieważ wcześniejsze procesy wymagały wyższych temperatur i ciśnień eksploatacyjnych. pH elektrolitu jest utrzymywane poniżej 3,5 ponieważ powyżej pH 3,5 powstaje tlenochlorek miedzi, np atakamit Cu4Ck(OH)6, który przeszkadza w odzyskiwaniu miedzi.
Minerał 12 często obejmuje metale Cu, Pb, Zn, Fe, Co, Ni, As, Sb, Bi, Hg, Ag i Au oraz metale z grupy platynowców i jest doprowadzany do strefy wytrącania metalu i/lub (strefy rozpuszczania metalu), gdzie rozpoczyna się ługowanie z elektrolitem. Zastosowane naczynie do ługowania, zwykle zawiera komorę osadową wewnątrz zbiornika ługującego, w wyniku czego tworzy się strefa klarownej cieczy usytuowana korzystnie na wyższym poziomie niż strefa zawiesiny, (uformowanej z wsadu mineralnego), w wyniku różnicy gęstości właściwych. Umożliwia to przetransportowanie elektrolitu w przepływie przeciw-prądowym do zawiesiny minerału.
Podczas gdy minerał jest transportowany przez zespół 10, przemieszcza się on do regionów o stopniowo zwiększającym się chemicznym potencjale utleniającym tak, że są ługowane zasadnicze ilości określonych metali w każdym regionie, umożliwiając uzyskanie poszczególnych metali poprzez odciąganie strumienia elektrolitu w różnych punktach zespołu 10.
Gdy już metale zostały wyługowane z minerału proces jest prowadzony tak, że jakakolwiek siarka w postaci siarczku w transportowanym minerale jest strącana jako nie związana siarka, (patrz równania 1, 5 i 6 poniżej). Nie związana siarka jest usuwana z procesu ze szlamem 23, i po tym może być oddzielona przy użyciu konwencjonalnych technik. Tym samym proces ten eliminuje niedogodności związane z usuwaniem siarki występujące w wielu istniejących procesach, ponieważ siarka nie wymaga odzyskiwania jako kwas siarkowy, ani też dwutlenek siarki nie zostaje wytworzony.
Odzyskiwanie metalu - pierwszy obieg
Elektrolit opuszczający zespół 10 wypływa w dwóch strumieniach 14A i 14B. W odniesieniu do strumienia 14A, elektrolit opuszcza strefę wytrącania metalu typowo zawierając jeden lub więcej metali do odzyskania. Według jednego z przykładów wykonania wynalazku, gdy wsad mineralny do procesu zawiera ołów, nikiel i cynk, mogą być one ługowane do elektrolitu opuszczającego zespół 10 dla odzyskania ze strumienia 14A. Figura 1 pokazuje jedynie odzyskiwanie ołowiu i cynku. (Dodatkowo, gdy minerał zawiera miedź, może być ona ługowana do elektrolitu opuszczającego zespół 10 w strumieniu 14B dla odzyskania). Zwykle, w zasadzie cała jonowa miedź, która przechodzi wraz z elektrolitem ze strefy, w której rozpuszcza się metal do postaci jonów do strefy, w której strąca się metal zostaje strącona w strefie 20 (np. patrz równania 8, 9 i 10 poniżej). Tak więc elektrolit 14A jest zasadniczo wolny od miedzi przed wejściem do zespołu obróbczego 25A.
Zespół obróbczy 25 A jest stosowany w celu usunięcia wszystkich zanieczyszczeń znajdujących się w elektrolicie i/lub wszystkich metali zanieczyszczających metale które są odzyskiwane przez elektrolizę. Tak więc zespół obróbczy 25A może obejmować stopnie zagęszczające i/lub filtrujące dla usunięcia zanieczyszczeń przed zmiennym trzystopniowym procesem obróbki (patrz opis poniżej w odniesieniu do fig. 2). Tak więc zespół obróbczy 25A może obejmować jeden lub więcej z trzech wyraźnych etapów obróbki, a mianowicie, etap 1 obróbki 26, etap 2 obróbki 28 i etap 3 obróbki cząsteczek metalu.
Etap 2 obróbki usuwa srebro i rtęć, zaś etap 2 obróbki usuwa każdy dodatkowy metal (e) poniżej takiego poziomu, że nie przeszkadza to w kolejnych procesach elektrolizy i że pozwala to na uzyskanie metalu o wysokim stopniu czystości. Usunięte metale mogą obejmować żelazo, arsen, bizmut, rtęć, antymon, itd. jak w strumieniu 31. Procesy obróbki umożliwiają uzyskiwanie metalu o niezmiernie wysokim stopniu czystości, rzadko możliwym do osiągnięcia w istniejących procesach, lub tylko .z pewnym stopniem trudności. Ponadto, każdy zespół obróbczy może obejmować jeden lub więcej z etapów 1,2 i 3 opisanych powyżej.
Podczas gdy ołów jest wytwarzany w pierwszej wannie elektrolitycznej 32, etap 3 obróbki obejmuje przeprowadzenie elektrolitu przez złoże cząsteczek ołowiu. Po obróbce, elektrolit jest przetransportowany do wanny 32 zawierającej komorę katody 33 i komorę anody 34. Na fig. 1, Pb jest wytworzony w pierwszej wannie elektrolitycznej osadzając się na jednej lub więcej katod
171 300 w tcj wannic. Koeeystnir, Uatody są taUic jaU opisano pdźnlrj (to enaoey płyta mlcdelana e wgłębimiami) i Uoeeystnir peoduUt jcst egaeniany e jcdncj lub Uażdcj Uatody ea pomooą lieenyoh pide ebiceaUa. Wanna 32 wytwaeea peoduUt ołowiowy 35 Utdey jcst usuwany e dna tcj wanny.
Wanna nir-poeowatą mcmbeanę 38 (opisana poniżcj, to jcst mcmbeanę poUeytą
Na2biCO) Utdea eabreplroea rlcUteollt w Uomoeec Uatody peecd peerohodernicm do clcUteolitu w Uomoeec anody (to jcst anolitu).
Katolit e Uomoey Uatody 33 jcst dalcj obeabiany w deugim ecspolc obedboeym 40. Z^dł 40 ewyUlc obcjmujc ctap 3 obedbUi mctalu, będąoym obedbUą ea pomooą mctalu Utdey ma być wytwoeeony w deugicj wannic clrUteolityeenej 42. Na fig. 1. ełożc eeąstcoecU w ec-spolc 40 jcst speoseUowanym eynUicm, popeece Utdey peerpuseeeany jcst eużyty Uatolit e wanny ołowiowęj dla usunięda oatego ołowiu poeostatego w Uatolielc jaUo peoduUt oynU/ołdw 43. Altcenatywnte, micseanUa oynU ołdw możc być wytwaeeana w pośecdnicj wannic clrUteolltyoencj (nic poUaeancj) peecd wpeowadecnlrm Uatolitu do wanny 42.
Deuga wanna clcUteolityoena taUżc Uomoeę Uatody 33 i Uomoeę anody 34 eoedeiclonc mcmbeaną 38. CynU jcst wytwaeeany w wannic 42 i jcst usuwany e dna tcj wanny jaUo peoduUt oynUowy 45. Zużyty Uatolit e wanny oynUowOj jcst następnic dopeowadeany do Uomoey anody wanny 42 dla utwoeernia tam anolitu.
W altcenatywnym usececgowaniu, jaU wsUaeano UecsUowaną linią 47, eużyty Uatolit e wanny eynUowcj możc być peecpeowadeony e poceotcm do Uomoey anody picewsecj wanny clcUteolityoenęj w taUi sposdb, żc peecpływ Uatolitu i anolitu są wspdł-peądowc eaeecj niż peeceiw-peądowc. Wspdł-, lub peeceiwpeądowy peecpływ anolitu i Uatolitu możc być eastosowany do seceogu wanicn clcUteolityeenyeh obcjmuJąergo teey lub więocj wanicn. Altcenatywnic, w ealcżnośoi od sUładu minceału i od mctalu do usunięoia, wseystUic wanny mogą być ustawionc edwnoteglc lub pcwna ilość sececgowo eaś pcwna ilość edwnolcgte, e anolitcm ostatcoente eawedoonym e poweotem do peerelw-peądowcgo ecspołu UontaUtuJąorgo 10 (jaU opisano poniżcj).
Najbaedeicj typowy clcUteolit ma wysoUą eawaetość ohloeUu i eawicea eoepuseeeoną w nim jonową micdź. Ta jonowa micdź Uatalieujc pcwną lioebę eraUoji ługowania w peerelwpeądowym ecspolc UontaUtowym 10 (opisanym poniżcj), jcdnaU nic biceec· ona udeiału w wytwaeeaniu mctali w steumicniu clrUteolltu 14A opuseoeaJąorgo stecfę steąoania mctalu. Gdy dwa lub halogmUdw są obconc w steumimiu rlcUteolltu 14A, twoeey się jcdcn albo więocj UomplcUsdw halogcnUowyoh. KomplcUsy halogmUowc są twoeeonc na anodeic lub Uażdcj e anod wanny lub Uażdcj e wanicn rlcUteolityoenyeh peece utlcnianic ewiąeUdw halogcnUowyoh w eoetwoeec (typowa ed^ja utlcniania poUaeana jcst w edwnaniu 15 poniżcj).
KomplcUs halogcnUowy posiada edolność magaeynowania enaoenyoh ilośoi cncegii anodowcj (patee fig. 4), podnoseąo peece to potcnojał utlcniająoy eweotncgo rlrUteolltu 14R. Gdy anolit e wanny 32 jcst eaweaoany do ecspołu UontaUtująocgo 10, wywołujc to wysoUi oh^^ny potcnojał utlrniająey w stecAc wysoUicgo ehrmleenrgo potcnojału utlrnlająecgo, Utdey enaeenir ułatwia wyługowanic teudnyoh do wyługowania mctali e minceału.
Znanc. jcst magaeynowanic cncegii anodowcj popeece utlcnianic ż^Lawcgo lub mtedelawcgo jonu na odpowicdnio żclaeowy lub mtedeiowy, lub popeece utlcnianic eoetwoeu ohloeUu dla wytwoeernla gaeowcgo ohloeu, jcdnaU Uażda e tyoh teecoh foem anodowcgo magaeynowania ma nicdogodnośoi (jaU wyjaśniono powyżcj). Twoeernlc UomplcUsdw halogcnUowyoh usuwa te nicdogodnośoi i umożliwia geomadernir enaoenyoh ilośoi cncegii utlcniająocj do wyUoeeystywania w stecfte ługowania UomplcUscm halogcnUowym.
Figuea 4 jcst wy^cscm potcnojału utlrniająorgo w funUoji włożoncj cncegii rlcUteyeencj dla teecoh edżnyeh clrUteolitdw. Keeywa 1 dotyoey 280 g/l NaCl plus 28 g/l NaBe poUaeująo twoeecnic BeCk' peey potcneJalc +900 do +1000mV (standaedowa clcUteoda odnicsicnia Ag/AgCl). Keeywa 1 poUaeujc emianę potcnojału utlcniaJąecgo rlrUteolitu peey twoeecniu BeClĄ egodnic e edwnanicm 15 poniżcj. Deuga oeęść tcj Ueeywcj poUaeujc weeastaJąeą wydajność peądową tcj e^^jl weae ec emntejsecnicm się eawaetośoi wolncgo Be' i gdy Mydelcknic gaeowcgo ohloeu eaoeyna być ed^ją wspdłbicżną, podnoseąo potrnojał utlcniająoy.
Keeywa 2 poUaeujc potcnojał utlcniająoy eoetwde 280 g/l NaCl bce Be' e natyohmiastowym wydeirlanicm gaeowcgo ohloeu i następująoym po tym dodanicm NaBe, Utdey eateeymujr
171 300 wydzielanie gazu. Krzywa 3 pokazuje potencjał utleniający elektrolitu 280 g/l NaCl plus 28 g/l NaBr, plus 12 g/l Cu+. Pole pod krzywymi pomiędzy +600 i +1000MV (Ag/AgCl) przedstawia energię zmagazynowaną w postaci rozpuszczonej, która może być wykorzystana do ługowania,
Για piz-jKiau, łjuiu ju κμ,ζτ .......
O yy umu η/ιηΑΓΤΊΛΓίΓν nv-£V/ m i noroh 111 1I1V1 m v /'mmorouzcads , uiv »t y »» ν- ▼ » ouu/jI irało takiego jak piryt i arsenopiryt. Anionowy bromek może być rozważany jako jon bromkowy gromadzący cząsteczki chloru. Wskazuje to, że bromek jest 1,59 raza bardziej efektywny, wagowo, niż jon miedziowy z dodatkową zaletą jest to, że ołowiowy lub cynkowy produkt wytworzony elektrolitycznie w tym procesie jest czysty i jest utworzony przy wysokim potencjale.
Zaletą stosowania kompleksów halogenkowych jako części substancji utleniającej w procesie ługowania jest to, że kompleksy halogenkowe tworzone są przy potencjale niższym niż przy tworzeniu gazowego chloru. Dlatego też, elektrolity zawierające kompleks halogenkowy mogą być korzystnie tworzone bez wytwarzania gazowego chloru i związanych z tym problemów.
Ługowanie przeciw-prądowe
Jak opisano, powyżej przeciw-prądowy zespół kontaktujący przedstawiony jest na fig. 1 i 2 z czterema strefami. Podczas stosowania sposobu do wytwarzania miedzi, strefa 20 wytrącania metalu może być ominięta. Alternatywnie, gdy miedź nie jest produkowana, to jest bez obiegu 14B do elektrolitycznego odzyskania miedzi najkorzystniejsze jest gdy jonowa miedź znajduje się w elektrolicie. Jonowa miedź pomaga przy katalizowaniu ługowania kompleksem halogenkowym w strefie ługowania kompleksem halogenkowym, (patrz równanie 14), ługowania utleniającego w strefie 18 napowietrzania (oraz strącania żelaza; patrz równanie 12) i ługowanie minerału (w szczególności, ługowaniu ołowiu) w strefie 19 rozpuszczonego metalu (patrz na przykład, równania 1 i 19). Miedź jonowa ulega licznym przemianom w zespole ługowania przeciw-prądowego 10, jednak niezbędna jest przemiana ze stopnia utlenienia II w strefie ługowania kompleksem halogenkowym do stopnia utlenienia I w strefie rozpuszczonego metalu.
Minerał 12 jest dostarczony do jednej z lub do obu stref: strącania metalu i rozpuszczania metalu, gdzie wchodzi on w kontakt z elektrolitem 14. W strefie 20 wytrącania metalu, większość jonowej miedzi znajdującej się w elektrolicie zostaje wytrącona jako siarczek miedziowy lub miedziawy, w rezultacie ługując siarczki minerału (jak pokazano w równaniach 8,9 i 10). Metale takie jak ołów, nikiel, cynk i molibden są ługowane i/lub znajdują się w elektrolicie (z ługowania w dalszej części) i wychodzą z zespołu 10 w strumieniu 14A dla dalszego odzyskiwania.
W jednym z korzystnych przykładów wykonania, strefa wytrącania metalu może być odseparowana od procesu ługowania przeciw-prądowego w taki sposób, że wsad minerału do zespołu 10 przychodzi z na przykład odstojnika pośredniego w stosunku do oddzielonej strefy wytrącania metalu i strefy 19 rozpuszczonego metalu. Odstojnik przyjmuje częściowo wyługowany minerał z oddzielnego systemu ługowania/odzyskiwania metalu. Tak więc, dla łatwo ługowalnego metalu na przykład, ten oddzielny system odzyskiwania metalu może być eksploatowany równolegle, tak że minerał dostarczany do zespołu do zespołu 10 jest częściowo wyługowany w odniesieniu do tego metalu (np. ołowiu).Tak więc oddzielnie ługowany metal nie odgrywa żadnej roli w tym procesie. Oczywiście, strefa wytrącania metalu może wciąż stanowić część zespołu 10 w tym przykładzie wykonania, lecz wsad mineralny może wciąż być częściowo wyługowanym wsadem w odniesieniu do jednego lub więcej metali, które są łatwo ługowalne.
Ten częściowo wyługowany minerał w strefie wytrącania metalu jest transportowany do strefy 19 rozpuszczania metalu mającej wyższy chemiczny potencjał utleniający niz strefa wytrącania metalu i odbywa się dalsze ługowanie. Miedź w stopniu utlenienia II obecna w strefie 19 powoduje ługowanie minerałów siarczkowych patrz na przykład równanie 1) z wytworzeniem, między innymi, miedzi (I), żelaza (II) i nie związanej siarki. Siarka wytrąca się do zawiesiny minerału i nie bierze więcej udziału w żadnej reakcji.· Siarka jest następnie transportowana z zespołu 10 w szlamie 23 i odseparowana jako produkt 24. Tak więc, ługowanie w strefie 19 jest głównie prowadzone przez miedź (II), która ż kolei jest redukowana do miedzi (I) podczas gdy minerał jest stopniowo ługowany.
171 300
Elektrolit usunięty w ten sposób z zespołu 10 jako strumień 14B zawiera rozpuszczoną miedź głownie w stopniu utlenienia, który jest najkorzystniejszy z punktu widzenia elektrolity cznego otrzymywania miedzi. W wielu procesach elektrolizy miedź jest uzyskiwana galwanicznie ze stopnia utlenienia II. Gdy miedź jest otrzymywana elektrolitycznie ze stanu jednowartościowegc, w przybliżeniu tylko połowa energii jest wymagana w porównaniu do elektrolitycznego otrzymywania ze stanu dwuwartościowego. Ponadto, gdy elektrolit zawierający związek miedziawy jest bardzo czysty, może być zastosowany w wannie elektrolitycznej prąd katodowy o znacznie wyższej gęstości i ilość elektrochemicznie otrzymywanej miedzi może być znacznie zwiększona. Proces otrzymywania miedzi jest opisany bardziej szczegółowo poniżej.
Częściowo wyługowany minerał jest następnie transportowany do strefy 18 napowietrzania dla dalszego ługowania. Tlen w postaci powietrza jest doprowadzony do strumienia 22 strefy napowietrzania, typowo poprzez wirnik napowietrzania z przepływem osiowym jak to opisano poniżej. Utlenianie elektrolitu za pomocą powietrza utlenia miedź (I) do miedzi (II) (patrz równanie 11). Napowietrzanie podtrzymuje stabilność pH elektrolitu. Ważniejsze jest jednak, że napowietrzanie powoduje strącanie wyługowanego żelaza (typowo w postaci jonu żelazowego). Mechanizm jest pokazany w reakcjach 11, 12 i 13, które w połączeniu dają równanie 14. Tak więc, FeOH (akaganeit) zostaje strącony do szlamu minerału (i ostatecznie wychodzi z zespołu 10 w Unii szlamu 23).
Gdy minerał podawany do procesu zawiera chalkopiryt, ługowanie w strefie napowietrzania może być najlepiej zrozumiane przez odniesienie do równania 15.
Minerał wyługowany przez utlenianie jest następnie przetransportowany ze strefy napowietrzania do strefy 17 ługowania kompleksem halogenkowym. Jakikolwiek pozostały nie wyługowany minerał jest zasadniczo wyługowany w strefie 17, która ma bardzo wysoki potencjał utleniający. Kompleks halogenkowy formowany na anodzie wanien 32 i 42 z pierwszego obiegu i wanny 52 elektrolizy miedzi z drugiego obiegu wchodzi wraz z powrotnym strumieniem elektrolitu 14R do strefy 17. Kompleksy halogenkowe powodują ługowanie trudnych do wyługowania minerałów siarczkowych (patrz np. równanie 17) a także trudnego do ługowania złota (patrz np. równanie 18). Kompleks halogenkowy reaguje również z jonem miedziawym wytwarzając jon miedziowy, który powoduje dalsze ługowanie utleniające minerału, (patrz równanie 15).
W wannie do elektrolizy miedzi, miedź (II) może być także wytwarzana na anodzie z miedzi (I) w komorze anody. Miedź (II) jest ponownie włączona do obiegu do strefy 17 ługowania kompleksem halogenkowym by dalej wspomagać ługowanie minerału. Złoto wyługowane· w strefie 17 jest odzyskiwane w zespole 50 do odzysku złota poprzez przetransportowanie części 14P elektrolitu do zespołu odzysku złota.
Tak więc może być teraz uwidocznione w jaki sposób jonowa miedź w zespole 10 podlega pewnej ilości przemian od miedzi (II) w strefie 17, do miedzi (I) w strefie 19 i do strącenia w strefie 20.
Proces odzyskiwania złota
Część 14P elektrolitu zawierającego wyługowane złoto jest skierowana do obiegu do zespołu 50, odzysku złota, który zawiera złoże węgla aktywnego. Strumień zużytego katolitu 54 z komory katody 33 wanny 52 jest przekazany do zespołu odzyskiwania dla skontaktowania z elektrolitem 14P. Ten zużyty katolit ma niski chemiczny potencjał utleniania i gdy kontaktuje się z elektrolitem obniża Eh roztworu do poniżej +600 MV (Ag/AgCl) powodując opuszczanie roztworu przez złoto w postaci nie związanej i jego adsorpcję na powierzchni aktywnego węgla. Produkt złoto/węgiel zostaje oddzielony z zespołu 50 przed odzyskiwaniem złota, jako strumień 56. Pozbawiona złota porcja elektrolitu 14P zostaje wówczas zwrócona do strefy ługowania kompleksem halogenkowym.
Ponieważ złoto zostało wyługowane do roztworu w postaci jonowej, może być cac odzyskiwane w bardzo prosty sposób, bez konieczności wymywania cyjankiem wraz ze wszystkimi problemami związanymi z tym procesem. Proces zapewnia bardzo sprawny, skuteczny i ekonomiczny sposób otrzymywania złota. Figura 5 pokazuje ługowanie złota za pomocą
171 300 anodowo wytwarzanych kompleksów halogenkowych. Złoto może być całkowicie wyługowane z minerału w krótkim czasie, co dodatkowo przyczynia się do efektywności tego procesu.
nucą uucysMwuntu /niecili
W odniesieniu do fig. 1 i 2, a w pierwszym rzędzie do fig. 1, miedź jest wytwarzana w obiegu odzyskiwania metalu 2, poprzez wyprowadzenie strumienia elektrolitu 14B ze strefy 19, jego obróbkę w zespole obróbczym 25B i potem elektrolityczne otrzymywanie miedzi w wannie 52 elektrolizy miedzi, przed zwróceniem elektrolitu do zespołu kontaktującego 10.
Miedź w strumieniu 14B jest głównie w stopniu utlenienia 1 i z tego względu elektrolityczne otrzymywanie wymaga znacznie niższej energii (średnio połowa w stosunku do elektrolitycznego otrzymywania miedzi zjonów miedziowych). Zespół obróbczy 25B usuwa cząsteczki ciał stałych w elektrolicie (np. w zagęszczaczu 58) dla utworzenia części szlamu 23 usuwanego z procesu. Zespół obróbczy 26 pierwszego stopnia usuwa srebro, i rtęć gdy jest obecna jako strumień 60, a zespół obróbczy drugiego stopnia usuwa wszystkie pozostałe metale, które mogłyby następnie zanieczyścić lub wpływać na czystość miedzi otrzymywanej w procesie elektrolizy. Pozostałe metale są usuwane jako strumień 62 i przy produkcji miedzi, mogą obejmować Pb, Zn, As, Sb, Ni, Fe, Co, etc. Te usunięte metale mogą być następnie odzyskiwane w konwencjonalnych procesach odzyskiwania.
Po obróbce elektrolit jest przetransportowany do wanny elektrolitycznej 52 dla produkcji elektrolitycznej. Elektrolit zawierający miedź (I) zostaje zredukowany w komorze katody 33 dla otrzymania miedzi, która jest usunięta jako strumień 64 miedzi. Cząsteczki miedzi są filtrowane, myte i suszone w zespole 66 po czym mogą zostać zbrykietowane w urządzeniu brykietującym 68, albo uformowane w postaci drutu w maszynie formującej 69.
Katolit z komory katody 33 jest przetransportowany do komory anody 34 jako strumień katolitu 70. Dzieje się tak, ponieważ membrana 38 nie pozwala na przepływ elektrolitu pomiędzy komorą anody i katody, a tylko na przepływ prądu. (Membrana ta jest opisana bardziej szczegółowo poniżej). W komorze anody, miedź (I) w strumieniu katolitu 70 transportowana do komory anody zostaje utleniona do miedzi (II) i również tworzy się kompleks halogenkowy. Otrzymany w ten sposób anolit zostaje następnie zawrócony do zespołu 10 jako strumień zwrotnego elektrolitu 14R.
Typowo, elektrolit zawierający 80 g/l miedzi (I) jest dostarczany do wanny 52 i jest poddawany elektrolizie w taki sposób, że 50 g/l miedzi tworzy się na katodzie, z 30 g/l miedzi (I) przetransportowanej do komory anody w strumieniu 70. Większość z tych 30 g/l miedzu (I) zostaje utleniona do miedzi (II). Tak więc zwrotny elektrolit, włącznie z kompleksem halogenkowym, zawiera głównie miedź (II) i przez to ma wysoki potencjał utleniania dla ługowania minerału w strefie ługowania kompleksem halogenkowym.
W procesie przedstawionym na fig. 2, pokazano pięć zbiorników ługujących ustawionych szeregowo, tworzących zespół 10. Poruszając się od lewej do prawej strony, typowo pierwszy zbiornik zawiera strefę ługowania kompleksem halogenkowym, jeden lub dwa z kolejnych dwóch zbiorników obejmują strefę napowietrzania do której doprowadzane jest powietrze 22, z czwartym i piątym zbiornikiem tworzącym strefę niższego potencjału utleniającego, typowo strefę 19 rozpuszczonego metalu.
Jak pokazano na fig. 2, minerał często pochodzi ze źródła kopalnianego gdzie jest on kruszony i mielony 73, oraz wzbogacony za pomocą flotacji 74 z zagęszczania 75 i filtrowaniem 76 przeprowadzanymi przed podaniem do zespołu 10. Odpady z filtracji są odbierane przez 77 podobnie jak szlam 23 odpadów 78. Szlam 23 z zagęszczacza 58 i z procesu ługowania 10 jest spiętrzany w zbiorniku spiętrzającym 79, filtrowany w filtrze 80 i przeprowadzony przez zespół 82 odzysku siarki w celu odseparowania siarki od szlamu dla utworzenia strumienia siarki 24.
Stopień pierwszy obróbki
Pierwszy stopień oczyszczania może być przeprowadzony w jednym lub we wszystkich zespołach obróbczych 25A, 25B i 40 i jest pokazany jako zespół 26 na fig. 2. Pierwszy stopień oczyszczania jest wyszczególniony w przykładzie 5 i obejmuje elektrolityczne uzyskiwanie metalu przy niskiej gęstości prądu na katodzie o dużej powierzchni korzystnie tytanowej, z z
171 300 dodatkiem jonowej rtęci. Amalgamat Cu/Hg/Ag tworzy się na katodzie i jest zbierany w taki sam sposóbjak w wannach elektrolitycznych 32,42 i 52. Amalgamat ten może być rozpuszczony w strumieniu zwrotnego anolitu z wanny elektrolizy miedzi, który rozkłada amalgamat na jony miedziowe i rtęciowe które są zawrócone do pierwszego stopnia obróbki.
Rozcieńczanie kolejnych roztworów zwrotnego anolitu strąca chlorek srebra, który może być wówczas obrabiany dla wyprodukowania metalicznego srebra. Typowo, ten pierwszy stopień obróbki obejmuje także etap kontaktowania miedzi, podczas którego elektrolit jest najpierw kontaktowany z nie związaną miedzią dla związania do niej srebra i zredukowania srebra do zawartości 15 części na milion w elektrolicie, przed przeprowadzeniem go do wanny do odzysku srebra.
Elektrolit jest zwykle mieszany przez wirnik i wanna zawiera miedzianą anodę otoczoną przez cylindryczną katodę z siatki tytanowej.
Miedziana anoda może być również uformowana z granulowanej lub zbrykietowanej miedzi w tytanowym koszu. Przy pierwszym stopniu obróbki możliwe jest usunięcie w roztworze praktycznie całego srebra i równocześnie, stosunkowo łatwe wyprodukowanie produktu srebrnego:
Drugi stopień obróbki:
Drugi stopień procesu obróbki 28 może być prowadzony w którymkolwiek lub we wszystkich z zespołów obróbczych 25A, 25B i 40. Stopień drugi obróbki otrzymuje elektrolit z pierwszego stopnia obróbki i jest on, procesem podwyższania pH przez strącanie. pH elektrolitu jest podnoszone z poziomu poniżej 3,5 typowo do pH 6 do 6,5. Jednak, wyższy poziom pH jest kontrolowany tak, aby miedź (I) w roztworze nie została wytrącona. (W wysokich stężeniach roztworów chlorków, miedź (I) jest stabilna w roztworze do pH około 6,5 - 6,7; patrz równanie 3).
Korzystnie, pH jest podnoszone przez dodawania węglanu sodu NajCO i ewentualnie, źródła jonu żelaza (II). Arsen i żelazo wytrącają się przy, w przybliżeniu, pH 4 do 5 jako FeAsOą, cynk jako ZnCCh przy pH w przybliżeniu 5,5 a metale takie jak bizmut, ołów i antymon przy pH 5,5 do 6 jako BiOCl, PbO i SbżO3. Elektrolit jest oddzielony od strąconych soli, które są usuwane jako strumień 62. Elektrolit jest wówczas gotowy do elektrolitycznego otrzmy wania miedzi w wannie 52.
W uprzednich procesach, konwencjonalnie otrzymuje się miedź elektrolityczną z typowego roztworu siarczanu miedzi stosując gęstość prądu katodowego 250 A/m2. Konwencjonalne procesy typowo wytwarzają miedź o czystości 99,99%. Jednak z pierwszym i drugim stopniem obróbki niniejszego procesu wraz z unikalną konfiguracją ługowania w zespole 10, możliwe jest elektrolityczne otrzymywanie wysokiej czystości miedzi z roztworem miedzi (I) z wyprodukowaniem miedzi o stopniu czystości 99,999%). Z powodu wysokiej czystości elektrolitu gęstość prądu katodowego może być podwyższona do 1000 A/m2, to jest cztery razy więcej niż konwencjonalna gęstość prądu katodowego. W połączeniu z elektrolitycznym otrzymywaniem roztworu jonów miedziawych może to prowadzić do ośmiokrotnego wzrostu produkcji miedzi w porównaniu z konwencjonalnymi metodami. Odbiega to daleko od dotychczasowych sposobów otrzymywania miedzi.
Katoda do zastosowania w wannie elektrolitycznej
Specjalna katoda może być zastosowana w wannach elektrolitycznych 32, 42 i 52, jednak katoda ta znajduje szersze zastosowania wykraczające poza te wanny. Typowo, katoda ta jest formowana z płyty miedzianej mającej wiele obszarów do osadzania na nich metalu. Każdy obszar jest odizolowany od pozostałych poprzez osadzenie substancji izolującej pomiędzy tym i innymi obszarami. Typowo obszary te są wytwarzane przez formowanie płyty miedzianej z wieloma wgłębieniami na niej. Substancja izolująca jest rozmieszczona pomiędzy wgłębieniami i może być ona utworzona z odpowiedniego środka izolacyjnego takiego jak kauczuk butylowy. Kauczuk butylowy uniemożliwia tworzenie się jakiegokolwiek metalu pomiędzy wgłębieniami i dlatego też metal ma tendencję do wyrastania na zewnątrz wgłębień na podobieństwo dendrytów. Metal może być łatwo zgarnięty z płyty przez przesuwanie jednego lub więcej piór
171 300 wycieraczki ponad powierzchnią płyty, szczególnie ponad wgłębieniami i wypada na dno wanny skąd jest zbierany i usuwany. Wanny elektrolityczne 32,42 i 52 mogą wykorzystywać specjalną membranę Podczas użycia, membrana jest zwykle przymocowana wokół anody wanny na ramie wspierającej, na przykład z włókien szklanych. Mle^mbrana jest typowo ufor^nowana przez nanoszenie (np. malowanie) związku Na2SiO3 na podtrzymujący substrat (typowo substrat podtrzymujący z tkaniny z włókien szklanych).
Podczas użycia, membrana wytwarza żel z Na2 SiO3 który funkcjonuje niezwykle sprawnie przy przewodzeniu prądu pomiędzy komorami anody i katody i jest on nieporowaty. Membrana ta jest również zdecydowanie tańsza od istniejących membran, na przykład membrany Nafion™ z Du Pont.
Wirnik
W strefie napowietrzania zespołu 10 można stosować wirnik jak pokazano na fig. 3.
Jak widać na fig. 3, wirnik 100 zawiera pierwszy koniec 102 przystosowany do przyłączenia napędu silnikowego, z częścią sprzęgającą 104 obejmującą wał wirnika.
Sprzęgło 104 jest przystosowane do przyjęcia końcówki elementu 106 mającego łopatki wirnika rozmieszczone na jego wolnym końcu. Osiowe wydrążenie 108 przebiega przez wał aż do cylindra 110 rozprowadzającego powietrze, dla doprowadzenia powietrza z oddzielnego źródła poprzez wał wirnika i do wydrążenia komory w cylindrze. Wiele wzdłużnych rowków 112 jest utworzonych wokół obwodu cylindra, dla wypuszczenia powietrza z komory. Rowki wypuszczają powietrze pomiędzy liczne łopatki 114, zwykle rozmieszczone w jednakowych odstępach wokół obwodu cylindra 110. Łopatki te są zamontowane do cylindra 110 a także , do kołowej płyty 116 określającej podstawę lub koniec wirnika.
Konfiguracja wirnika umożliwia wtłaczanie powietrza do zawiesiny minerału przechodzącej przez strefę napowietrzania tak, że cząsteczki minerału mają powietrze zaabsorbowane na ich powierzchni powodując przez to gwałtowne ługowanie utleniające minerału.
Znaczne korzyści wypływają z powyżej opisanego procesu według niniejszego wynalazku, włączając w to produkcję wysokiej czystości metalu (metali) w ekonomiczny, dogodny i mało zanieczyszczający sposób.
Koszty inwestycyjne i eksploatacyjne są również znacznie zredukowane przez proste i efektywne parametry eksploatacyjne procesu (np. niskie temperatury i ciśnienia) wraz z towarzyszącą niską energią i osiąganą wysoką wydajnością sposobu według wynalazku.
RÓWNANIA (1) . CuFeSi + 3Cu++> 4Cu + Fe++ + 2S° (2) . Cu+ + Fe++ -> Cu+ + Fe+++ (3) . Cu+ + 3C1' -> CuCl^' (4) . Cu++ + Cl' -» CuCl+ (5) . CuFeS2 + 3/4O2 + 1/2H2O -> FeOOH + CuS +S° (6) . CuS + CuCl+ + 5C1' -» 2CuC13 4- S° (7) . CuCl3+ -»CuCl+ + 2C1' + e (8) . CuFeS2 + 2Cu —» CuS + Cu2S + Fe (9) . PbS + 2Cu+ -> Cu2S + Pb++ (10) . FeS + 2Cu+ -> Cu2S + Fe++ (11) . 2Cu+ + 1/2O2 + 21!+- > 2 Cu2+ + H2O (12) . Fe3+ + 2H2O -> FeOOH + 3H+ (13) . Fe2+ + 2Cu+ + 3/4O2 + 1/2H2O -» FeOOH + 2Cu2+ (14) . CuFeS2 + Cu2+ + 3/4O2 + 1/2H2O -> 2Cu+ + FeOOH + 2S° (15) . BrCl2' + 2Cu+ -> Br' + 2Cu++ + 2C1' (16) . Br + 2C1 -> BrCl2' + 2e' (17) . 3BrCl2 + 2CuFeŚ2-) 2Cu+ + 2Fe++ + 3B r + 6C + + SS0 (18) . 3BrCl2 + 2Au° -^^3+ + 3Br + 6C1'
171 300
Następujące nieograniczające przykłady ilustrują działanie różnych aspektów procesu.
PRZYKŁAD I
Przykład niniejszy demonstruje usuwanie rozpuszczalnej miedzi z elektrolitu procesowego w strefie 20 zespołu 10, przez reakcję wymiany pomiędzy ołowiem w galenie i żelazem w pirycie magnetycznym, zgodnie z następującymi równaniami:
2Cu+ + PbS -» Cu?S + Pb+ (9)
2Cu+ + FeS -» CuS + Fe++ (10)
Pięć kilogramów koncentratu chalkopirytu zostało zmieszanych z 10 litrami elektrolitu zawierającego 280 g/l NaCl, 28 g/1 NaBr i 32,4 g/l jonowej miedzi (I) przy pH 2,7. Temperatura była utrzymywana na poziomie 85°C przez okres 60 minut.
WYNIKI
CZAS (min) | ANALIZA ROZTWORÓW (g/l) | ||
Cu | Pb | Fe | |
0 | 32,4 | 0 | 0 |
10 | 16,0 | 9,2 | 0,8 |
20 | 11,2 | 15,2 | 5,2 |
30 | 8,0 | 15,6 | 6,0 |
40 | 5,6 | 16,4 | 7,2 |
60 | 0,4 | 18,4 | 8,0 |
ANALIZA STAŁYCH MATERIAŁÓW (%) | Cu | Fe | Pb |
KONCENTRAT MIEDZI | 30,3 | 28,6 | 3,6 |
POZOSTAŁOŚĆ PO REAKCJI | 35,4 | 25,0 | 0,4 |
Dzięwięćdziesiąt dziewięć procent miedzi zostało strącone z roztworu w ciągu 60 minut z 91% ołowiu i 13% żelaza przechodzącymi do roztworu.
PRZYKŁAD II
Przykład niniejszy demonstruje redukowanie rozpuszczalnej miedzi w elektrolicie procesowym z miedzi (II) do miedzi (I) w strefie 19 zgodnie z następującym równaniem:
3Cu2+ + CuFeS2 -> 4Cu+ + Fe++ + 2S° (1)
W strefie 19 zespołu 10 elektrolit ze strefy napowietrzania kontaktuje się ze wzbogaconą miedzią ze strefy 20. Pozostałość z przykładu I (2,2 kg) została zmieszana z 10 litrami elektrolitu zawierającego 280 g/l NaCl, 28 g/l NaBr, 71 g/l miedzi (II) przy pH 2,6. Temperaturę utrzymywano na poziomie 85° przez okres trzech godzin.
WYNIKI
CZAS (min) | ANALIZA ROZTWORÓW (g/l) | ||
Cu+ | Pb++ | Fe | |
0 | 71,1 | 7,0 | 0,2 |
0,5 | 73,8 | 5,0 | 0,8 |
1,0 | 76,6 | 2,9 | 1,4 |
2,0 | 78,1 | 1,8 | 1,7 |
3,0 | 79,7 | 0,9 | 2,2 |
Miedź (II) została zredukowana z 10%> do 1% w przeciągu trzech godzin.
171 300
PRZYKŁAD ΠΙ
Przykład niniejszy demonstruje połączone utlenianie chalkopirytu za pomocą powietrza i miedzi (II) w strefie napowietrzania operacji ługowania, zgodnie z równaniem
CuFeS^ + Cu2+ 3 O2 + zH H2O -> CCu+ + FeOOH z-2S 0 (13)
Pozostałość z przykładu II (1,4 kg) została wymieszana z 14 litrami elektrolitu zawierającego 280 g/l NaCl, 28 g/l NaBr i 31,1 g/l całkowitej ilości rozpuszczalnej miedzi zawierającej 0,8 g/l miedzi (II).
Zbiornik ługujący został wyposażony w filtr w postaci skarpety dla umożliwienia usunięcia sklarowanej cieczy, która była pompowana przez komorę anody małej wanny elektrolitycznej i później była zawrócona do zawiesiny ługującej. Prąd stały był dostarczany do wanny w celu utlenienia miedzi (I) w sklarowanej cieczy ługującej do miedzi (II). W tym czasie powietrze było wtryskiwane do zawiesiny przez wirnik typu flotacyjnego dla utrzymania stabilnego pH w zakresie (2-3) do momentu gdy stosunek jonów miedziowych-miedziawych osiągnął około 80%.
WYNIKI
CZAS (godz) | ANALIZA ROZTWORÓW (g/l) | |||
Cucatk | Cu+u | Fe | pH | |
0 | 30,0 | 2,8 | 0 | 2,0 |
3 | 38,5 | 8,7 | 1,1 | 2,4 |
6 | 55,9 | 14,7 | 0 | 2,8 |
9 | 59,7 | 19,0 | 0 | 2,8 |
12 | 62,0 | 32,7 | 0 | 2,8 |
15 | 62,0 | 51,2 | 0 | 2,0 |
ANALIZA STAŁYCH MATERIAŁÓW (%) | Cu | Fe |
Pozostałość z ługowania strefa rozpuszczonej miedzi | 31,5 | 24,4 |
Pozostałość z ługowania strefa napowietrzania | 1,7 | 28,4 |
Powyżej 95% miedzi zostało wyługowane z maksymalną zawartością żelaza w elektrolicie wynoszącą 1,1 g/l, z przyrostem zawartości miedzi (II) z 9-83% całkowitej zawartości miedzi.
PRZYKŁAD IV
Przykład niniejszy demonstruje ługowanie pozostałości miedzi w strefie ługowania kompleksem halogenkowym i ługowanie złota zgodnie z równaniami (17) i (18).
Urządzenie z przykładu III zostało zmienione poprzez zastąpienie wirnika typu flotacyjnego wirnikiem przepływu osiowego oraz uszczelnienie naczynia. Sklarowana ciecz była ponownie pompowana przez komorę anody małej wanny elektrolitycznej dla przekształcenia miedzi (I) do miedzi (II).
W tym momencie potencjał utleniania-redukcji (PUR) elektrolitu wynosił około +450 (Ag/AgCl elektroda wzorcowa).
Bez pozostałości miedzi (I) w elektrolicie, kompleks halogenkowy tworzył się na anodzie i PUR elektrolitu wzrósł gwałtownie. Figura 4. pokazuje zależność pomiędzy energią elektrycznością zgromadzoną w elektrolicie a PUR. Prąd stały był utrzymywany aż do ustabilizowania się PUR na około +700 mV (Ag/AgCl) zapewniając wysokie wyługowane miedzi i złota.
171 300
WYNIKI
Czas ( σηΗζΊ ' —z | ANALIZA ROZTWORÓW (g/l) | |||||
,, CU^caiK | CU ++ Cu | Fe | Au (c/m) | pH | ORP (Ag/AgCI) | |
0 | 62,0 | 51,2 | 0 | 0 | 2,0 | 400 |
2 | 62,0 | 57,8 | 0,2 | 0 | 1,8 | 420 |
4 | 62.0 | 62,0 | 1.9 | 0 | 1,3 | 450 |
6 | 62,0 | 62,0 | 2,4 | 1,5 | 0,8 | 700 _1 |
(c/m) część na milion
ANALIZA STAŁYCH MATERIAŁÓW (%) | Cu | Fe | Ag | Au(c/m) |
Pozostałość z ługowania Etap 3 | 1,7 | 28,4 | <1 | 15,5 |
Pozostałość z ługowania Etap 4 | 0,36 | 23,0 | <1 | 0,45 |
(c/m) część na milion
Całkowite wyługowanie miedzi wynosi 99% z 98% złota wyługowanego w strefie ługowania kompleksem halogenkowym.
PRZYKŁAD V.
Przykład niniejszy demonstruje proces obróbki dla usunięcia rozpuszczalnego srebra z elektrolitu macierzystego stopień 1 obróbki).
Stopień 1 obróbki wykorzystuje proces elektrolitycznego wytwarzania przy niskiej gęstości prądu na tytanowej katodzie o dużej powierzchni z dodawaniem jonowej rtęci. Amalgamat Cu/Hg/Ag oderwał się od katody w taki sam sposób jak produkt miedziowy. W wannie wykorzystano anody ze stałej miedzi, które w praktyce mogą być miedzianymi brykieIami w tytanowym koszu.
Amalgamat został rozpuszczony w zwrotnym anolicie dla utworzeniajonów miedziowych i rtęciowych, które są rozpuszczalne w wodzie. Rozcieńczenie elektrolitu spowodowało strącenie chlorku srebra który został obrobiony termicznie dla otrzymania metalicznego srebra. Miedziowe, rtęciowe i jakiekolwiek pozostałe jony srebra były zwrócone do wanny odzysku srebra. W przypadku podwyższania się zawartości rtęci w układzie z powodu obecności rtęci we wsadzie, wykorzystano strącanie na metalicznej miedzi ze strumienia upustowego.
litrów elektrolitu macierzystego, zawierającego 81,1 g/l miedzi (I) i 15 części na milion srebra zostały wymieszane w wannie w temperaturze 85°C przy dostarczonym prądzie stałym o natężeniu 10A. Katoda miała powierzchnię 0,25 m~ operując przy gęstości prądu 40 A/m2. 10g/l roztworu rtęci zostało odmierzonych do wanny w ilości 4 ml/minutę.
WYNIKI
Czas (godz) | ANALIZA ROZTWORÓW | ||
Ag (c/m) | Cu (g/l) | Hg (c/m) | |
0 | 15 | 81,1 | |
1 | 6 | 80,5 | - |
2 | 2 | 79,9 | - |
3 | 0,8 | 79,4 | - |
4 | 0,3 | 78,8 | - |
5 | 0,17 | 78,2 | <0,2 |
(c/m) część na milion; (g/l) gram na litr
171 300
Test został przerwany przy poziomie srebra 0,17 części na milion po pięciu godzinach. Teoretyczny poziom srebra dla wyprodukowania miedzi zgodnie ze specyfikacją L.M.E. Gatunek A (25 części Ag na milion) wynosi 1,25 części na milion. Jednak, poprzez usunięcie srebra
J Λ t~\ O z-* Z™. «4 λ < « 1 < ζ-χ **% i a /4 ri s-\ r i-< O do 0,2 części na milion, miedz o czy stości 0 on nnnflz. 9,999 % może być potencjonalnie wyprodukowana.
Pozostałość rozpuszczalnej rtęci w elektrolicie w momencie zakończenia testu wynosiła <0,2 części na milion.
PRZYKŁAD VI.
Przykład mniejszy demonstruje proces obróbki dla usunięcia jonów zanieczyszczających metali, różnych od srebra i rtęci, (stopień 2 obróbki).
Stopień 2 obróbki bazuje na wysokiej stabilności miedzi (I) aż do pH około 6. Sklarowana ciecz z pierwszego stopnia zawiera bliską zeru ilość miedzi (II) po usunięciu srebra. Jest to istotne, jako że jon miedziowy jest niestabilny powyżej pH 2,8-3,0, tworząc nierozpuszczalny związek tlenochlorkowy. pH sklarowanej cieczy zostało podwyższone przez dodanie węglanu sodu, do pH 6,0, strącając zanieczyszczenia takie jak tlenki i węglany, które osiadają i są łatwe do filtrowania.
litrów elektrolitu z przykładu V zostało oczyszczonych przy temperaturze 85°C przez dodanie węglanu sodu jako 40% roztworu (stężenie wagowe). Suchy węglan sodu byłby użyty do instalacji operujących w większej skali.
WYNIKI
CZAS (min) | ANALIZA ROZTWORÓW (g/l) | |||||
Cu | Pb | Zn | Fe | As (c/m) | pH | |
0 | 78,2 | 3,2 | 4,1 | 1,7 | 56,4 | 2,47 |
30 | 78,2 | 3,0 | 4,1 | 1,3 | 43,1 | 4,91 |
60 | 78,2 | 2,8 | 3,6 | 0,52 | 17,2 | 5,05 |
90 | 78,2 | 2,6 | 3,6 | 0,14 | 4,6 | 5,23 |
120 | 78,2 | 2,5 | 3,4 | 0,02 | 0,66 | 5,82 |
140 | 78,2 | 2,4 | 3,2 | 5 c/m | <1 c/m | 5,92 |
160 | 76,2 | 2,4 | 3,2 | 5 c/m | < 1c/m | 6,21 |
(c/m) część na milion
Żelazo, cynk i ołów strąciły się równolegle. pH pozostało stałe na wartości 5 w czasie gdy strącana była większość żelaza po czym podnosiło się ciągle aż do początku strącania się miedzi przy pH 6,0-6,2. Dodawanie alkaliów zostało zatrzymane przy pH 5,9, przed utratą miedzi,,ale wolna szybkość rozpuszczania pozostałości alkaliów wymusiła wzrost pH aż do 6,2 ze stratą 2 g/l miedzi. Podkreśla to konieczność dobrej kontroli pH na tym etapie.
Ołów i cynk ustabilizowały się na poziomie 2,4 i 3,2 g/l odpowiednio, lecz nie zanieczyściły one produktu miedziowego przy tych poziomach. Żelazo i arsen zostały zredukowane do 5 części na milion i < 1 części na milion odpowiednio. Antymon i bizmut nie były kontrolowane podczas testów ale były analizowane w oczyszczonym elektrolicie odpowiednio jako < 1 część na milion i < 2 części na milion.
171 300
171 300
FIG. 3
(___//ν
171 300
FIGA
171 300
Departament Wydawnictw UP RP. Nakład 90 egz.
Cena 4,00 zł
Claims (54)
- Zastrzeżenia patentowe1. Sposób wytwarzania co najmniej jednego metalu z zawierającego go minerału, w którym minerał doprowadza się do procesu ługowania, w którym za pomocą przepływającego elektrolitu ługuje się metal lub metale z minerału, następnie elektrolit zawierający wyługowany metal poddaje się elektrolizie dla elektrolitycznego otrzymania każdego metalu, znamienny tym, że w procesie ługowania (10) stosuje się strefę (17, 18) o wysokim chemicznym potencjale utleniającym i strefę (19,20) o niskim chemicznym potencjale utleniającym, przy czym elektrolit (14) o kwasowym pH przeprowadza się od strefy (17,18) o wysokim chemicznym potencjale utleniającym do strefy (19, 20) o niskim chemicznym potencjale utleniającym i minerał (12) doprowadza się do strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego i kontaktuje się go z elektrolitem (14) ługując z minerału (12) co najmniej część każdego metalu w stanie o niskim stopniu utlenienia, następnie elektrolit (14A, 14B) opuszczając strefę (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego poddaje się elektrolizie (32,42,52) uzyskując co najmniej jeden metal i podwyższając potencjał utleniający elektrolitu (14A, 14B) opuszczającego proces elektrolizy (32,42,52), zaś elektrolit (14R) o podwyższonym potencjale utleniającym zawraca się do strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego procesu ługowania (10) i podczas przeprowadzania elektrolitu (14) ze strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego do strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, redukuje się jego potencjał utleniający do poziomu sprzed elektrolizy.
- 2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że potencjał utleniający elektrolitu (14) redukuje się kontaktując ten elektrolit (14) w przeciwprądzie z utlenianą substancją podczas przeprowadzania elektrolitu (14) ze strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego do strefy (19,20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego.
- 3. Sposób według zastrz. 2, znamienny tym, że jako utlenianą substancję stosuje się minerał (12), a elektrolit (14) kontaktuje się ciągle z minerałem (12) podczas przeprowadzania minerału (12) ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego do strefy (17, 18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego ługując znaczną część każdego metalu z minerału (12).
- 4. Sposób według zastrz. 3, znamienny tym, że do elektrolitu (14) wprowadza się co najmniej dwa halogenki i powoduje się utworzenie jednego lub więcej kompleksów halogenkowych na anodzie (34) podczas elektrolizy (32, 42, 52), podwyższając potencjał utleniający elektrolitu (14) i wywołując dalsze ługowanie co najmniej jednego metalu z minerału (12) przy jego przechodzeniu przez strefę (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego.
- 5. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że stosuje się elektrolit (14) zawierający chlorek i rozpuszczoną miedź, która jest na wyższym stopniu utlenienia przy przechodzeniu elektrolitu (14) do strefy (17, 18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i która jest na niższym stopniu utlenienia przy opuszczaniu strefy (19,20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego przez elektrolit (14).
- 6. Sposób według zastrz. 4, znamienny tym, że stosuje się elektrolit (14) zawierający rozpuszczoną miedź w strefie wysokiego potencjału utleniającego (17, 18), a zawracany z procesu elektrolizy (32, 42, 52) elektrolit (14R) wprowadza się do strefy (17) ługowania kompleksami halogenkowymi, stanowiącej część strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, w której prowadzi się ostateczne ługowanie minerału (12) przed usunięciem go z procesu ługowania (10), zaś elektrolit ze strefy (17) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego przeprowadza się przez, stanowiącą drugą część strefy (17, 18), wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, strefę napowietrzania (18), w której napowietrza się go, i przez strefę napowietrzania (18) przeprowadza się częściowo wyługowany minerał ze strefy171 300 (19, 20) niskiego napięcia chemicznego potencjału utleniającego i ługuje się go przed wprowadzeniem do strefy (17) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, przy czym poprzez napowietrzanie strąca się wyługowane żelazo, gdy jest obecne w minerale (12) i/lub utlenia się1CIJ Jt m nnimmpi \» z ctnnnin nt Iwni Ani o T nhprnpi w ctrpftp nannu/iptr7iłniii l'H1i rln πυινΙνί.......I 1 1HHVJ VZjyOV 1 mvw^· » » uwb»»··* -a v W ~ a . «aj »» M »* w· * λ »» awvx4_i«.iliłm.w stopniu II.
- 7. Sposób według zastrz. 6, znamienny tym, ze po odprowadzeniu elektrolitu (14A, 14B) ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego i przed doprowadzeniem go do procesu elektrolizy (33) oczyszcza się go usuwając zanieczyszczenia z elektrolitu (14A, 14B) i/lub usuwając metale stanowiące zanieczyszczenia każdego metalu wytworzonego w procesie elektrolizy (32,42, 52).
- 8. Sposób według zastrz. 7, znamienny tym, że do usuwania metali z elektrolitu (14A, 14B) podnosi się pH elektrolitu (14A, 14B) do poziomu wystarczającego do utrzymania wytworzonego każdego metalu w roztworze i do wytrącenia co najmniej pewnych metali stanowiących zanieczyszczenia, a następnie osady (60, 31) oddziela się od elektrolitu (14A,14B).
- 9. Sposób według zastrz. 1 albo 2 albo 3 albo 4 albo 6, znamienny tym, że proces elektrolizy (32, 42, 52), w którym wytwarza się co najmniej jeden metal, prowadzi się w co najmniej jednej wannie elektrolitycznej (32, 42, 52), z których każda zawiera membranę (38) oddzielającą anodę (34) od katody (33), przy czym dany metal lub metale wytwarza się na katodzie (33) określonej wanny (32,42,52), a wannę po stronie katody wypełnia się elektrolitem (14A, 14B) stanowiącym katolit, a wannę po stronie anody (34) wypełnia się elektrolitem (14A, 14B) stanowiącym anolit i co najmniej porcję katolitu przenosi się (47) przez co najmniej jedną dalszą wannę do anolitu omijając membranę lub bezpośrednio przez nią.
- 10. Sposób według zastrz. 9, znamienny tym, że stosuje się nieporowatą membranę, a katolit przenosi się (47) omijając membranę (38).
- 11. Sposób według zastrz. 9, znamienny tym, że proces elektrolizy prowadzi się w wannach (32,42,52) ustawionych w szeregu z przeciwprądowym lub współprądowym przepływem katolitu i anolitu, przy czym, przy przeciwprądowym przepływie co najmniej część katolitu z pierwszej wanny (32) w szeregu przeprowadza się do następnej wanny (42) w szeregu tworząc co najmniej część katolitu w tej wannie (42), zaś co najmniej część anolitu z tej następnej wanny (42) zawraca się do pierwszej wanny (32) tworząc co najmniej część anolitu w danej wannie (32), a jako katolit pierwszej wanny (32) stosuje się elektrolit (14A) ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, natomiast co najmniej część katolitu z pierwszej wanny (32) stosuje się jako elektrolit (14A) ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a co najmniej anolitu pierwszej wanny (32) stosuje się jako elektrolit (14R) zawracany do strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego, natomiast przy współprądowym przepływie co najmniej część katolitu z danej wanny (32) przeprowadza się do następnej wanny (42) w szeregu, tworząc co najmniej część katolitu następnej wanny (42) i co najmniej część anolitu danej wanny (32) przeprowadza się do następnej wanny (42) tworząc co najmniej część anolitu następnej wanny (42), natomiast co najmniej część kaolitu z pierwszej wanny (32) stosuje się jako elektrolit (14A) ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a co najmniej część anolitu ostatniej wanny (42, 52) stosuje się jako elektrolit (14R) zawracany do strefy (17,18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego.
- 12. Sposób według zastrz. 11, znamienny tym, że przy przeciwprądowym przepływie co najmniej część katolitu ostatniej wanny (42, 52) w szeregu przeprowadza się tworząc anolit końcowej wanny (45, 52), a przy przepływie współprądowym katolitu i anolitu co najmniej część katolitu z końcowej wanny (45, 52) w szeregu przeprowadza się tworząc anolit pierwszej wanny (32).
- 13. Sposób według zastrz. 11 albo 12, znamienny tym, że przy ługowaniu minerału (12) zawierającego Ni, Pb i Zn w jednej z wanien (32, 42, 52) w szeregu wytwarza się Ni, w drugiej wannie wytwarza się Pb lub Pb/Zn, a w następnej wytwarza się Zn.
- 14. Sposób według zastrz. 13, znamienny tym, że elektrolit (14A, 14B) doprowadzany do każdej wanny poddaje się oczyszczaniu (25A, 25B, 40) usuwając zanieczyszczenia, i metale stanowiące zanieczyszczenia metalu lub metali wytworzonych w wannie, przy czym elektrolit171 300 wprowadzany do wanny do wytwarzania niklu oczyszcza się przeprowadzając go przez cząsteczki niklu, elektrolit wprowadzany do wanny do wytwarzania ołowiu oczyszcza się przeprowadzając go przez cząsteczki ołowiu, a elektrolit wprowadzany do wanny do wytwarzania cynku oczyszcza się· przeprowadzając go przez cząsteczki cynku
- 15. Sposób według zastrz. 5. znamienny tym, że ługuje się minerał (12) zawierający miedź w postaci siarczku, a strąconą w procesie ługowania (10) nie związaną siarkę (24) usuwa się razem z ługowanym minerałem (23) odprowadzanym z procesu ługowania (10).
- 16. Sposób według zastrz. 5 albo 6 albo 15, znamienny tym, że w strefie (19,20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego wytwarza się strefę (19), w której wytwarza się jony miedzi, rozpuszczając co najmniej część miedzi, oraz strefę (20) wytrącania miedzi z roztworu, w której co najmniej część rozpuszczonej miedzi strąca się i miesza z minerałem (12) doprowadzanym do procesu ługowania (10) w strefie (20) wytrącania miedzi z roztworu, zaś powstałą mieszaninę przeprowadza się przeciwprądowo przez proces ługowania (10), a elektrolit (14) ze strefy (17, 18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego przeprowadza się najpierw przez strefę (19), w której wytwarza się jony miedzi a następnie przez strefę (20) wytrącania miedzi z roztworu, zaś minerał (12) do ługowania dostarcza się do co najmniej jednej z tych stref (19,20).
- 17. Sposób według zastrz. 16, znamienny tym, że miedź wytwarza się poprzez elektrolizę w co najmniej jednej wannie (52), przy czym do elektrolizy doprowadza się elektrolit (14B) ze strefy (19,20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, a zwłaszcza ze strefy (19) w której wytwarza się jony miedzi, stanowiącej obok strefy (20) wytrącania miedzi z roztworu jej część.
- 18. Sposób według zastrz. 7, znamienny tym, że stosuje się minerał (12) zawierający miedź i co najmniej jedno zanieczyszczenie, którym jest srebro, a w procesie oczyszczania usuwa się srebro z elektrolitu (14B) zawierającego chlorek miedziawy, przy czym przeprowadza się elektrolit do wanny elektrolitycznej (25B) mającej katodę i miedzianą anodę, dodaje się rozpuszczalną rtęć do elektrolitu w wannie i przeprowadza się elektrolizę powstałego roztworu do otrzymania amalgamatu Cu/Hg/Ag na katodzie.
- 19. Sposób według zastrz. 18, znamienny tym, że amalgamat usuwa się i rozpuszcza się go w roztworze utleniającym, rozcieńcza się roztwór do strącenia srebra w postaci chlorku srebra, a następnie oddziela się chlorek srebra od pozostałego roztworu.
- 20. Sposób według zastrz. 18, znamienny tym, że elektrolizę prowadzi się przy niskiej gęstości prądu katodowego.
- 21. Sposób według zastrz. 18, znamienny tym, że stosuje się tytanową katodę i miedzianą anodę w postaci nieciągłych bloków lub granul umieszczonych w porowatym koszu tytanowym.
- 22. Sposób według zastrz. 7, znamienny tym, że stosuje się minerał zawierający miedź i zanieczyszczenia w postaci metali a w procesie oczyszczania usuwa się metale z elektrolitu (14B) mającego pH mniejsze niż 3,5, zawierającego chlorek miedziawy, przy czym podwyższa się pH roztworu do wartości w zakresie od 6 do 6,5 lub do wartości nieco niższej od powodującej strącanie miedzi w stopniu utlenienia I, poprzez krokowe podwyższanie pH od wartości 3,5 do celowej wartości wyznaczającej jeden z ustalonych wcześniej przedziałów pH, przy czym każdy przedział dobiera się jako odpowiadający strącaniu danego metalu z elektrolitu, po czym usuwa się osad tego metalu przy osiągnięciu docelowej wartości pH elektrolitu.
- 23. Sposób według zastrz. 22, znamienny tym, że strąca się metale z grupy zawierającej żelazo, arsen, antymon, bizmut, ołów, cynk, nikiel i/lub miedź w stopniu utlenienia I.
- 24. Sposób według zastrz. 22, znamienny tym, że do elektrolitu dodaje się rozpuszczalne sole żelaza II, a pH roztworu podwyższa się poprzez dodanie węglanu sodu Na2CO3.
- 25. Sposób według zastrz. 17, znamienny tym, że elektrolit (14B) oczyszcza się po odprowadzeniu go ze strefy (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego i przed wprowadzeniem do wanny (52) do elektrolizy miedzi, przy czym usuwa się wszystkie zanieczyszczenia elektrolitu i usuwa się metale stanowiące zanieczyszczenia miedzi wytwarzanej w elektrolizie.
- 26. Sposób według zastrz. 18, znamienny tym, że w procesie oczyszczania elektrolitu usuwa się Ag i Hg z grupy metali Pb, Zn, As, Sb, Bi, Hg, Ag, Fe stanowiących zanieczyszczenia miedzi zawarte w minerale (12) doprowadzanym do procesu ługowania (10).171 300
- 27. Sposób wedlug zastrz.22,znamienny tym, że w procesie oczyszczania elektrolitu usuwa eię wseystUic mctalc e geupy Pb, Zn, Az, Sb, Bi, Fc etanowiąoc eanicoeyeeoecnia micdei eacaetc w mincealc (12) dopeowadeanym do peoocsu ługowania (10).02 bi/^Płon- OA 7ndrniunnv łvm 7P nr7p/1 iKnuzanUm Δο ί nlpUtr^lit z_<m. »**✓«··» wp zeweLi-c· 4-u, x ^k^^r i τ >^m<voi i λ. aaU vivnuvm (14B) UontaUtujc się z mctalioeną micdeią ecduUująo w eoetwoeec oałą micdź w stopniu utlcnicnia II do micdei w stopniu utlcnicnia I i fcduUujc się eawaetość secbea w clcUteolioic do około 15 oeęśoi na milion łąoeąo oałc secbeo w eoetwoeec e micdeią.
- 29. bposdb wcdług eastee. 26, zmamitmmy tym, żc jaUo clcUteolit stosujc się eoetwde ohloeUu micdeiawcgo, a jaUo eoetwde utlcniający stosujc się oeęść eawedconrgo anolitu e wanny (52) rlrUteoliey eawireająorgo pcwną ilość micdei w stopniu utlcnicnia II.
- 30. bposdb wcdług eastee. 26, zmamitmmy tym, żc poeostałą ilość Hg usuwa się popeece UontaUtowanic oo najmniej ceęści rlrUteolitu e mctalioeną micdeią, a następnic eaweaoa się ten clcUteolit do ooeyseeeania do ueunięcia mctalu.
- 31. bposdb wcdług eastee. 14, zmamitmmy tym, żc oeeyseeeająo rlcUteolit (14A, 14B) usuwa się mctalc etanowiąec eaniroeyeeeecnia wytwaeeancgo mctalu.
- 32. bposdb wcdług eastee. 31, zmamitmmy tym, żc oeeyseeeaJąe clcUteolit usuwa się Ag i Hg.
- 33. bposdb wcdług eastee. 16, zmamitmmy tym, żc osad micdei peecpeowadea się peece stecfę (19), w Utórej wytwaeea się jony micciei do stecfy (17, 18) wysoUicgo ehcmieencgo potcnojału utlcniająocgo i ługujc się go, poebawiająo m^dei minceał opuseoeająey peoecs ługowania.
- 34. bposdb wcdług eastee. 11, zmamitmmy tym, żc do stecfy (17,18) wysoUicgo ohcmieencgo potrneJału utlrniająecgo eaweaoa się clcUteolit (14R), Utdey ma potrnejał utlcniająoy (Eh) więUsey niż +600 MV (w odnicsicniu do weoeeowcj clcUteody Ag/AgCl).
- 35. bposdb wcdług eastee. 34, zmamitmmy tym, żc ea pomooą rlrUteolitu (14R) ługujc się ełoto obconc w mincealc (12) dostaeoeanym do peoocsu ługowania (10), peey oeym oeęść (14P) rlcUteolitu w stecAc (17, 18) wysoUicgo ohrmioencgo potcnojału utlcniaJąecgo usuwa się i odpeowadea do peoocsu (50) odeysUania ełota, w Utdeym peecpeowadea się oeęść (14P) clcUteolitu do ełoża węgla aUtywncgo, UontaUtujc się oeęść clcUteolitu (14P) e eoetwoecm o nisUim potcnojalc utlcniaJąeym ecduUująe Eh do waetośoi poniżcj +600 MV (w odnicsicniu do Ag/AgCl) i dopeowadeająo do adsoepeji ełota na aUtywnym węglu, a następnic oddeicla się peoduUt ełoto/węgicl od oeęśei (14P) rlcUteolitu, eaweaoa się poebawioną ełota oeęść (14P) rlcUteolitu do stecfy (17,18) wysoUicgo ohcmieencgo potrneJałU utlcniająocgo i odeysUujc się ełoto e peoduUtu ełoto/węgicl.
- 36. bposdb wcdług eastee. 35, zmamitmmy tym, żc jaUo eoetwde o nisUim potcnojalc utlcniająoym stosujc się eużyty Uatolit (54) e peoecsu clcUteoliey (52).
- 37. bposdb wcdług eastee 16, zmamitmmy tym, żc w stecAc (19), w Utdecj wytwaeea się jony micdei uteeymujc się więUsey potcnojał utlrniaJąey niż w stecfic (20) wyteąeania micdei e eoetwoeu.
- 38. bposdb wcdług eastee. 16, zmamitmmy tym, żc do ługowania stosujc się minceał (12), Utdey stanowi euda eawiceająea siaeUę.
- 39. bposdb wcdług eastee. 38, zmamitmmy tym, żc steąoa się micdź w stecAc (20) wyteąoania micdei w postaoi eiaeoeUu micdeiowcgo i eiaeoeUu micdeiawcgo, peey oeym micdź łąoey się e minceałcm eawireająoym siaeUę, Utdey dostaeeea się do stecfy (20) wyteąeanla micdei e eoetwoeu.
- 40. bposdb wcdług eastee. 1, zmamimy tym, żc peoecs ługowania peowadei się peey oiśnimiu atmosfceyoenym.
- 41. bposdb wcdług eastee. 1, zmamitmmy tym, żc jaUo clcUteolit (14) stosujc się eoetwde ohloeUu sodu o stężcniu w eaUecsir od 250 do 300 g/l clrUteolltu.
- 42. bposdb wcdług eastee. 41, zmamitmmy tym, żc pH rlcUteolitu (14) wynosi oo najwyżcj3,5, a Uoeeystnic się w eaUecsir od 0,5 do 3.
- 43. bposdb wcdług eastee. 42, zmamitmmy tym, żc stosujc się rlcUteolit (14) o tcmpceatueec wystaeeeająecJ do wyługowania wseystUioh mctali i do uteeymania Uażdcgo mctalu w eoetwoeec.171 300
- 44. Sposób według zastrz. 43, znamienny tym, że temperatura elektrolitu (14) jest wyższa od 60°C i korzystnie zawiera się w zakresie od 70°C do punktu wrzenia elektrolitu przy ciśnieniu otoczenia.
- 45. Urządzenie do wytwarzania co najmniej jednego metalu z zawierającego go minerału, znamienne tym, że zawiera co najmniej jedno naczynie ługujące (17,18,19,20) do umieszczania w nim i kontaktowaniu minerału (12) i elektrolitu (14) ługującego co najmniej jeden metal z minerału (12), przy czym naczynia ługujące (17, 18, 19, 20) wyznaczające strefę (17, 18) wysokiego chemicznego potencjału utleniającego i strefę (19, 20) niskiego chemicznego potencjału utleniającego, są ze sobą zestawione a z naczyniem ługującym (19,20) strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego jest połączona co najmniej jedna wanna elektrolityczna (32, 42, 52) do przejmowania elektrolitu (14A, 14B) po zetknięciu z minerałem (12) ze strefy niskiego chemicznego potencjału utleniającego i do wytwarzania co najmniej jednego metalu (35,45,64) z wyługowanego metalu lub metali w elektrolicie (14A, 14B), przy czym co najmniej jedna wanna elektrolityczna (32, 42, 52) jest połączona z naczyniem ługującym (17,18) strefy wysokiego potencjału utleniającego do zawracania elektrolitu (14R).
- 46. Urządzenie według zastrz. 45, znamienne tym, że pomiędzy naczyniem ługującym (17, 18,19, 20) i wanną (32, 42, 52) jest umieszczony zespół (25A, 25b, 40) do oczyszczania elektrolitu (14A) z zanieczyszczeń i/lub metali stanowiących zanieczyszczenia danego metalu wytwarzanego poprzez elektrolizę.
- 47. Urządzenie według zastrz. 45, znamienne tym, że zawiera pięć naczyń ługujących (10) ustawionych w szeregu, i każde naczynie ługujące ma wlot elektrolitu (14R) usytuowany w górnym obszarze naczynia ługującego a wlot przeciwprądowo przemieszczanego minerału (12) ma usytuowany pr:^^<^<ciwl<egl<e w dolnym obszarze naczynia ługującego (10), przy czym wlot minerału (12) do szeregu naczyń ługujących (10) jest usytuowany u dołu pierwszego z naczyń ługujących (10) w szeregu, a wlot elektrolitu (14R) o wysokim chemicznym potencjale utleniającym jest usytuowany u góry piątego z naczyń ługujących (10) w szeregu.
- 48. Sposób według zastrz. 47, znamienny tym, że każde naczynie ługujące (10) jest wyposażone w naczynie odstojnikowe do osadzania minerału i oczyszczania z minerału górnego obszaru elektrolitu, przy czym minerał (12) jest podawany do pierwszego naczynia ługującego i po zetknięciu z elektrolitem przenoszonym z górnego obszaru pierwszego naczynia odstojnikowego jest podawany do pierwszego naczynia osadnikowego przed doprowadzeniem do drugiego naczynia ługującego, a elektrolit jest przenoszony z drugiego naczynia osadnikowego do pierwszego naczynia osadnikowego przed wprowadzeniem do pierwszego naczynia ługującego.
- 49. Urządzenie według zastrz. 47, znamienne tym, że co najmniej jedno spośród drugiego, trzeciego i czwartego z naczyń ługujących (10) ma dopływ (22) powietrza do utleniającego ługowania znajdującego się w nim minerału.
- 50. Urządzenie według zastrz. 49, znamienne tym, że naczynie zawiera wirnik (100) do mieszania minerału ułatwiający adsorpcję powietrza na powierzchni minerału.
- 51. Urządzenie według zastrz. 45, znamienne tym, że każda wanna elektrolityczna (32, 42,52) zawiera membranę (38) dzielącą ją na komorę katodową (33) z co najmniej jedną katodą przystosowaną do wytwarzania katolitu oraz komorę anodową (34) z co najmniej jedną anodą przystosowaną do wytwarzania· anolitu, przy czym membrana (38) jest korzystnie nieporowata.
- 52. Urządzenie według zastrz. 51, znamienne tym, że co najmniej dwie wanny (32, 34) są ustawione w szereg, przy czym komora katodowa (33) jednej wanny (32) jest połączona z komorą katodową (33) drugiej wanny (42) do przenoszenia katolitu do wanny następnej w szeregu, a komora anodowa (34) jednej wanny (32) jest połączona z komorą anodową (34) wanny następnej (42) we współprądowym przepływie katolitu i anolitu, albo jest połączona z komorą anodową wanny poprzedzającej w szeregu, przy przeciwprądowym przepływie katolitu i anolitu.
- 53. Urządzenie według zastrz. 52, znamienne tym, że równolegle do szeregu co najmniej dwóch wanien (32, 42) jest ustawiona co najmniej jedna dodatkowa wanna (52), przy czym jej komora anodowa (34) jest połączona z naczyniem ługującym (17) do zawracania anolitu z dodatkowej wanny (52) do naczynia ługującego.171 300
- 54. Urządzenie według zastrz. 53, znamienne tym, że ustawione w szereg co najmniej dwie wanny są dostosowane do wytwarzania co najmniej Ni, Pb, Zn, a dodatkowa wanna jest dostosowana do wytwarzania co najmniej miedzi.5d T Tr-aorlaomci nzorlłłUT 7αοίΐ7 r, v i Zjguz.vmv rrvuiw^ łwoiizj. -7-1 :tinnnnHVMJLI1V u*9 η ΙλπΙπΗ/λπιγιτί a UtlKJłZ-LŁlltO W 0.110.materiału nierozpuszczalnego w elektrolicie, a zespół oczyszczający elektrolit zawiera wannę elektrolityczną z miedzianą anodą.
- 55. Urządzenie według zastrz. 51, znamienne tym, ze katoda ma postać siatki tytanowej otaczającej anodę, a zespół oczyszczający jest dostosowany do tworzenia amalgamatuCu/Hg/Ag.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AUPL317292 | 1992-06-26 | ||
PCT/AU1993/000311 WO1994000606A1 (en) | 1992-06-26 | 1993-06-25 | Production of metals from minerals |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
PL171300B1 true PL171300B1 (pl) | 1997-03-28 |
Family
ID=3776252
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
PL93306809A PL171300B1 (pl) | 1992-06-26 | 1993-06-25 | Sposób i urzadzenie do wytwarzania co najmniej jednego metaluz zawierajacego go mineralu PL PL PL |
Country Status (27)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5487819A (pl) |
EP (1) | EP0646185B1 (pl) |
JP (1) | JP2857930B2 (pl) |
KR (1) | KR100243922B1 (pl) |
CN (1) | CN1038348C (pl) |
AP (1) | AP538A (pl) |
AT (1) | ATE184659T1 (pl) |
AU (1) | AU669906C (pl) |
BR (1) | BR9306622A (pl) |
CA (1) | CA2138777C (pl) |
DE (1) | DE69326462T2 (pl) |
DK (1) | DK0646185T3 (pl) |
ES (1) | ES2139009T3 (pl) |
FI (1) | FI103989B (pl) |
GR (1) | GR3031436T3 (pl) |
HU (1) | HU220835B1 (pl) |
IN (1) | IN187010B (pl) |
MX (1) | MX9303884A (pl) |
MY (1) | MY109934A (pl) |
NO (1) | NO303786B1 (pl) |
NZ (1) | NZ252952A (pl) |
PH (1) | PH31247A (pl) |
PL (1) | PL171300B1 (pl) |
RU (1) | RU2111270C1 (pl) |
SA (1) | SA93140294B1 (pl) |
WO (1) | WO1994000606A1 (pl) |
ZA (1) | ZA934594B (pl) |
Families Citing this family (49)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP4169367B2 (ja) * | 1995-09-25 | 2008-10-22 | ロドルフォ アントニオ メジーナ ゴメズ | 電気化学システム |
NL1006340C2 (nl) * | 1997-06-17 | 1998-12-21 | Rafael Technologie En Manageme | Werkwijze en inrichting voor het winnen van metalen. |
DE19837641C2 (de) * | 1998-08-19 | 2000-11-02 | Siemens Ag | Verfahren zum Routen von Verbindungen über ein paketorientiertes Kommunikationsnetz |
AUPP543798A0 (en) | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
FI108864B (fi) * | 2000-12-20 | 2002-04-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä kuparirikasteen liuottamiseksi |
ES2300469T3 (es) * | 2001-09-13 | 2008-06-16 | Intec Ltd | Proceso de recuperacion de zinc. |
FI110953B (fi) * | 2001-10-24 | 2003-04-30 | Outokumpu Oy | Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa |
FI113667B (fi) * | 2002-04-23 | 2004-05-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä kullan talteenottamiseksi |
FI114808B (fi) * | 2002-05-03 | 2004-12-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä jalometallirikasteen jalostamiseksi |
FI115535B (fi) * | 2002-10-11 | 2005-05-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä hopean poistamiseksi kuparikloridiliuoksesta |
ATE516375T1 (de) * | 2002-12-31 | 2011-07-15 | Intec Ltd | Metallgewinnung aus schwefelstoffen |
AU2003901066A0 (en) * | 2003-03-10 | 2003-03-20 | Intec Ltd | Recovery of metals from industrial dusts |
JP4085908B2 (ja) | 2003-07-28 | 2008-05-14 | 住友金属鉱山株式会社 | 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法 |
JP3896107B2 (ja) * | 2003-09-30 | 2007-03-22 | 日鉱金属株式会社 | 隔膜電解方法 |
JP3913725B2 (ja) | 2003-09-30 | 2007-05-09 | 日鉱金属株式会社 | 高純度電気銅及びその製造方法 |
FI117709B (fi) * | 2004-04-30 | 2007-01-31 | Outokumpu Technology Oyj | Menetelmä kullan talteenottamiseksi |
FI117708B (fi) * | 2004-04-30 | 2007-01-31 | Outokumpu Technology Oyj | Menetelmä kullan talteenottamiseksi kuparin valmistuksen yhteydessä |
US7648552B2 (en) * | 2004-07-23 | 2010-01-19 | Gm Global Technology Operations, Inc. | Filled skutterudites for advanced thermoelectric applications |
CN101090983B (zh) * | 2004-10-21 | 2011-08-10 | 安格洛操作有限公司 | 盐酸存在下用于从矿石回收有价值金属的浸取工艺 |
US7411303B2 (en) * | 2004-11-09 | 2008-08-12 | Texas Instruments Incorporated | Semiconductor assembly having substrate with electroplated contact pads |
FI117389B (fi) * | 2004-12-28 | 2006-09-29 | Outokumpu Oy | Menetelmä useampia arvometalleja sisältävän sulfidirikasteen hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi |
FI118302B (fi) * | 2006-02-17 | 2007-09-28 | Outotec Oyj | Menetelmä kullan talteenottamiseksi |
AU2007205792B2 (en) * | 2006-09-28 | 2009-02-26 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method for leaching gold |
JP5145843B2 (ja) * | 2007-09-21 | 2013-02-20 | 住友金属鉱山株式会社 | 銅硫化鉱物を含む銅原料の湿式銅精錬法 |
JP4468999B2 (ja) | 2008-03-27 | 2010-05-26 | 日鉱金属株式会社 | 鉱物からの金属の回収方法 |
JP5069173B2 (ja) | 2008-03-27 | 2012-11-07 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 鉱物からの銅の回収方法 |
JP4999108B2 (ja) | 2008-03-27 | 2012-08-15 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 金の浸出方法 |
JP4717908B2 (ja) | 2008-08-11 | 2011-07-06 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法 |
JP4723629B2 (ja) | 2008-11-13 | 2011-07-13 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 陰イオン交換樹脂を用いた銀の回収方法 |
CL2009001138A1 (es) * | 2009-05-11 | 2009-08-28 | New Tech Copper S A | Equipo para la agitacion de electrolito en celdas electroliticas de metales, con uno o mas conductores aislados para alimentacion electrica fijos a un lado de la celda o a una estructura removible de anodos y catodos , y conectado a uno o mas circuitos de conductores electricos con o sin secciones aisladas localizadas, debajo de anodos y catodos. |
WO2011035380A1 (en) * | 2009-09-24 | 2011-03-31 | Intec Ltd | Recovering metals from industrial residues/wastes |
CN102134653B (zh) * | 2010-12-23 | 2013-03-13 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 处理难选含铜硫化金矿石选冶联合工艺 |
FI122781B (fi) | 2011-03-01 | 2012-06-29 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparituotteen valmistamiseksi |
JP2013147685A (ja) * | 2012-01-17 | 2013-08-01 | Jx Nippon Mining & Metals Corp | 金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法 |
CA2880943C (en) * | 2012-09-04 | 2017-01-17 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite |
KR101449185B1 (ko) * | 2012-12-21 | 2014-10-13 | 주식회사 포스코 | 광석으로부터 유가금속 및 부산물 회수장치 |
CA2897470C (en) * | 2013-02-07 | 2017-09-19 | Jx Nippon Mining & Metals Corporation | Method for leaching gold from gold ore containing pyrite |
WO2014132458A1 (ja) * | 2013-02-27 | 2014-09-04 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法 |
KR101521636B1 (ko) * | 2013-04-03 | 2015-05-20 | 성일하이텍(주) | 양이온 교환막을 이용한 직접 전해 합성법으로 금속 화합물을 제조하는 방법 |
KR20150051691A (ko) * | 2013-11-05 | 2015-05-13 | 한국지질자원연구원 | 전해 산화법을 이용한 몰리브덴 및 구리 함유 황화광물로부터 몰리브덴의 침출방법 |
WO2015175251A1 (en) | 2014-05-12 | 2015-11-19 | Summit Mining International Inc. | Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials |
CN107108254B (zh) * | 2015-01-09 | 2018-09-11 | Fl史密斯公司 | 具有增强的电化学反应性的活化半导体化合物及其相关方法 |
DE102015211679A1 (de) * | 2015-06-24 | 2017-01-12 | Siemens Aktiengesellschaft | Chlorspeicherung mittels hochchlorierter Nichtmetallverbindungen |
US9777346B2 (en) | 2015-09-03 | 2017-10-03 | Battelle Energy Alliance, Llc | Methods for recovering metals from electronic waste, and related systems |
KR102487704B1 (ko) * | 2016-11-21 | 2023-01-13 | 엘티메탈 주식회사 | 루테늄 화합물의 제조방법 및 이로부터 제조된 루테늄 화합물 |
US11629418B2 (en) * | 2018-11-30 | 2023-04-18 | Sedo Engineering Sa | By-products (impurity) removal |
CN111534688B (zh) * | 2020-05-30 | 2022-02-01 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种砷菱铅矾的电化学处理方法 |
CN113106263B (zh) * | 2021-03-30 | 2022-09-09 | 红河砷业有限责任公司 | 一种生产高品级金属砷的方法 |
CN117385173B (zh) * | 2023-12-12 | 2024-02-09 | 陕西桦锂信泰新材料有限公司 | 一种溶出反应装置 |
Family Cites Families (21)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE432516C (de) * | 1922-06-08 | 1926-08-06 | Dorr Co | Verfahren zur Aufschliessung von Zinkblende |
FI46181C (fi) * | 1969-07-09 | 1973-01-10 | Outokumpu Oy | Menetelmä jännitesarjassa toisiaan lähellä olevien metallien erottamis eksi liuoksesta. |
US3692647A (en) * | 1971-01-25 | 1972-09-19 | Wayne L Chambers | Electrolytic copper producing process |
US3917519A (en) * | 1974-02-27 | 1975-11-04 | Freeport Minerals Co | Process for the manufacture of electrolytic copper |
CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Herbert Veltman | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
US4171250A (en) * | 1975-10-29 | 1979-10-16 | David B. Dean | Method for zinc ore extraction |
DE2548620C2 (de) * | 1975-10-30 | 1977-12-22 | Duisburger Kupferhütte, 4100 Duisburg | Verfahren zur Gewinnung vonretoem Elektrolytkupfer durch Reduktionselektrolyse |
IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
JPS5326721A (en) * | 1976-08-25 | 1978-03-13 | Agency Of Ind Science & Technol | Separating method of gold, silver and mercury from acidic water solution |
US4115221A (en) * | 1977-02-28 | 1978-09-19 | Wadsworth Milton E | Acid ferric sulfate leaching of copper sulfide concentrates |
DE2823714A1 (de) * | 1978-05-31 | 1979-12-06 | Kammel Roland | Verfahren zur gewinnung von blei aus bleisulfid enthaltendem material |
US4181588A (en) * | 1979-01-04 | 1980-01-01 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Method of recovering lead through the direct reduction of lead chloride by aqueous electrolysis |
NO802986L (no) * | 1980-10-07 | 1982-04-13 | Elkem As | E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material |
NO157742C (no) * | 1984-03-08 | 1988-05-11 | Cheminvest As | Fremgangsmaate ved utvinning av metaller i metallsulfidholdige materialer. |
US4551213A (en) * | 1984-05-07 | 1985-11-05 | Duval Corporation | Recovery of gold |
DE3576363D1 (de) * | 1985-09-05 | 1990-04-12 | Cheminvest As | Verfahren zum laugen und abtrennen wertvoller metalle aus metallhaltigen sulfidischen materialien. |
CH671780A5 (pl) * | 1987-09-28 | 1989-09-29 | Recytec S A C O Orfigest S A | |
IT1231332B (it) * | 1989-07-31 | 1991-11-28 | Engitec Impianti | Processo di produzione di piombo elettrolitico e zolfo elementare dalla galena. |
AU624286B2 (en) * | 1990-02-23 | 1992-06-04 | Cra Services Limited | Extraction and recovery of gold |
CA2018635A1 (en) * | 1990-06-08 | 1991-12-08 | George Houlachi | Process to recover pure copper during purification of zinc sulfate solution |
AU1498092A (en) * | 1991-04-19 | 1992-10-22 | Rgc Mineral Sands Limited | Removal of radionuclides from titaniferous material |
-
1993
- 1993-06-24 AP APAP/P/1993/000550A patent/AP538A/en active
- 1993-06-25 RU RU94046217A patent/RU2111270C1/ru not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 US US08/360,695 patent/US5487819A/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-25 KR KR1019940704769A patent/KR100243922B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 AU AU42999/93A patent/AU669906C/en not_active Expired
- 1993-06-25 DK DK93912461T patent/DK0646185T3/da active
- 1993-06-25 BR BR9306622A patent/BR9306622A/pt not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 ES ES93912461T patent/ES2139009T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-25 WO PCT/AU1993/000311 patent/WO1994000606A1/en active IP Right Grant
- 1993-06-25 PH PH46418A patent/PH31247A/en unknown
- 1993-06-25 CA CA002138777A patent/CA2138777C/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-25 ZA ZA934594A patent/ZA934594B/xx unknown
- 1993-06-25 MY MYPI93001242A patent/MY109934A/en unknown
- 1993-06-25 EP EP93912461A patent/EP0646185B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-25 AT AT93912461T patent/ATE184659T1/de not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 NZ NZ252952A patent/NZ252952A/en not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 HU HU9403684A patent/HU220835B1/hu not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 PL PL93306809A patent/PL171300B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1993-06-25 DE DE69326462T patent/DE69326462T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-25 JP JP6501887A patent/JP2857930B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1993-06-26 IN IN656DE1993 patent/IN187010B/en unknown
- 1993-06-26 CN CN93109555A patent/CN1038348C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1993-06-28 MX MX9303884A patent/MX9303884A/es unknown
- 1993-10-27 SA SA93140294A patent/SA93140294B1/ar unknown
-
1994
- 1994-12-23 FI FI946086A patent/FI103989B/fi not_active IP Right Cessation
- 1994-12-23 NO NO945025A patent/NO303786B1/no unknown
-
1999
- 1999-10-07 GR GR990402525T patent/GR3031436T3/el unknown
Also Published As
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
PL171300B1 (pl) | Sposób i urzadzenie do wytwarzania co najmniej jednego metaluz zawierajacego go mineralu PL PL PL | |
CA2636122C (en) | Process of leaching gold | |
CA2639165C (en) | Method for recovering metal from ore | |
JP4352823B2 (ja) | 硫化銅鉱物を含む銅原料の精錬方法 | |
EA013353B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырьевого материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида | |
PL205105B1 (pl) | Sposób odzyskiwania miedzi z rudy zawierającej miedź, koncentratu mineralnego zawierającego miedź lub innych materiałów mineralnych zawierających miedź | |
EA020759B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырья | |
ES2265265B2 (es) | Metodo para la recuperacion de metales utilizando lixiviacion con cloruro y extraccion. | |
FI20060726A (fi) | Menetelmä metallipulverin valmistamiseksi | |
FI120406B (fi) | Menetelmä sinkkiä ja kuparia sisältävän sulfidisen materiaalin hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi | |
US4632738A (en) | Hydrometallurgical copper process | |
JPS5836654B2 (ja) | 硫化鉛を含む材料から鉛を製出する方法 | |
CA2017032C (en) | Hydrometallurgical silver refining | |
US1357495A (en) | Metallurgical process | |
FI58351C (fi) | Hydrometallurgiskt foerfarande foer framstaellning av koppar | |
Henrie et al. | Hydrometallurgical Treatment of Sulfide Ores for Elimination of SO2 Emissions by Smelters | |
JP2006016679A (ja) | 硫化銅鉱からの貴金属回収方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
LAPS | Decisions on the lapse of the protection rights |
Effective date: 20090625 |