BG107915A - Метод за извличане на меден концентрат - Google Patents
Метод за извличане на меден концентрат Download PDFInfo
- Publication number
- BG107915A BG107915A BG107915A BG10791503A BG107915A BG 107915 A BG107915 A BG 107915A BG 107915 A BG107915 A BG 107915A BG 10791503 A BG10791503 A BG 10791503A BG 107915 A BG107915 A BG 107915A
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- solid
- reactor
- iron
- recycled
- concentrate
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining 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
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
ОБЛАСТ НА ТЕХНИКАТА
Изобретението се отнася до метод, при който сулфиден, съдържащ желязо меден концентрат се извлича на принципа на насрещния поток в хлоридна среда. Извличането се извършва с V помощта на двувалентна мед и кислородосъдържащ газ като многоетапен непрекъснат процес, под нормалното налягане, при температура, чиято най-висока стойност съответствува на точката на кипене на разтвора. Част от неразтворимото твърдо вещество се връща, противоположно на главния поток от твърдо вещество към един от предходните етапи на извличане или реактори, където като резултат на увеличеното време за извличане, загубата на желязо при извличането се възстановява главно под формата на хематит /двужелезен триокис/.
ПРЕДШЕСТВУВАЩО СЪСТОЯНИЕ НА ТЕХНИКАТА
Извличането на принципа на насрещния поток на съдържащ мед суров материал, като напр. сулфиден концентрат е описано в известното ниво на техниката, напр. в USPS 5,487,819. Сумарната реакция на извлечения меден пирит/халкопирит е дадена в публикацията както следва:
CuFeS2 + Cu2+ + %О2 + W = FeOOH + 2Cu1+ + + 2S° (1)
От реакцията може да се види, че желязото е отделено от извличането като утайка гьотит. По-нататък в статия, отнасяща се до същия процес: P.K.Everett : “Развитие на медния процес от международен консорциум, Хидрометалургия 1994, IMM-SCI, Кембридж, Англия, 11-15 юли 1994г.” е отбелязано, че извличането се извършва в три етапа, при температури от около 80-85°С и че полученият гьотит е акаганит или бета-гьотит /β-гьотит/. Освен това, в статия описваща същия процес A.J.Moyes et al: “Работа с мед “една” TPD Демонстрационна инсталация, Алта 1998, Симпозиум за меден сулфид, Брисбейн, Австралия, октомври 19, 1998”, на стр. 19 е показана блок-схема на процеса. Съгласно тази блок-схема извличането на принципа на насрещния поток се извършва в три W етапа, във всеки от които има по три реактора, а утаяването се извършва между етапите.
Съгласно основната литература по химия акагенитът е гьотит в неговата полустабилна форма, което затова не е особено благоприятна форма за загуба. Известно е от хидрометалургията на цинка, че желязната утайка може да приема три форми: ярозит, гьотит или хематит. Известно е също, че хематитът е най-стабилното химично съединение и поради това е правилното средство на разположение при продължителен процес. Недостатък на хематита е фактът, че той е най-скъп за производство, тъй като хематитът изисква автоклавни условия за образуването си. На стр.223 от статията на F.W.Schweizer et al: “Чист хидрометалургичен процес на Дювал, Хлоридна електрометалургия, ΑΙΜΕ, 1982, Ню Йорк” е отбелязано, че хематитът се образува при температури над 150°С.
Отбелязахме също, че при извличането на принципа на насрещния поток, съгласно известното ниво на техниката, описано по-горе, капацитетът на реактора за извличане не се използва напълно. В метода твърдото вещество преминава направо през извличащите съоръжения, но по отношение на извличането на твърдото вещество тази скорост на разпространение не е оптимална.
От гледна точка на извличането на твърдо вещество, за предпочитане е да имаме колкото е възможно по-голямо забавяне.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Разработеният метод се отнася до извличане на сулфиден, съдържащ желязо меден концентрат в хлоридна среда за постигане на по същество несъдържащ желязо разтвор на алкален хлоридмеден хлорид и до възстановяване на желязото като утайка. Извличането се извършва непрекъснато на принципа на насрещния поток и на няколко етапа. Медният концентрат се извлича в атмосферни условия при температура, най-високата стойност на която съответствува на точката на кипене на разтвора и че желязото в концентрата се утаява главно като хематит. Съществените признаци на изобретението са представени в приложените патентни претенции.
Характерно за настоящето изобретение е, че концентратът се извлича при голямо забавяне. Голямо забавяне означава, че времето за извличане на твърдото вещество е определено по-голямо от времето за преминаване на целия поток на обработвания разтвор в противоположна посока. Голямото време за извличане на твърдото вещество е възможно да се постигне чрез рециркулиране или връщане на твърдото вещество от етапа на извличане, срещу посоката на разпространение на главния поток на другото твърдо вещество, или чрез рециркулиране или връщане на твърдото вещество във всеки етап на извличането. Връщането на твърдото вещество за извличане позволява образуването на хематит, тъй като беше отбелязано, че желязото може да се утаи като хематит при атмосферни условия, ако времето за извличане на твърдото вещество е достатъчно голямо и съдържанието на твърдото вещество е достатъчно високо. Голямото време за извличане, резултат на рециркулирането на твърдото вещество, позволява също най-пълното използване на капацитета на реакторите за извличане.
Така, съгласно разработеният метод, твърдото вещество се рециркулира в процеса чрез връщането му от края на процеса към неговото начало. Следователно, във всеки етап на процеса, съдържащ няколко реактора, твърдото вещество се връща от реакторите от края на етапа към реактора в началото или рециркулирането може да се осъществи дори в един реактор. В края w на всеки етап или след реактора, се осъществява разделянето на течността и твърдото вещество, обикновено с помощта на сгъстяващо средство. Разтворът, преливният продукт, получен между етапите от разделянето, се направлява към предходния етап по отношение на посоката на потока на твърдото вещество и утайката твърдо вещество, долният поток, главно към следващия етап на извличането. Сега, съгласно изобретението, част от долния поток на един или на всеки от етапите се връща към всеки предходен или към същия етап на извличане в кой да е реактор, за предпочитане в първия реактор.
Съгласно нашите опити, когато се използват търговски концентрати /25% Си/, за предпочитане е съдържанието на твърдото вещество, намиращо се в първия реактор на етапа, да е най-малко 250 g/Ι. Рециркулирането на твърдото вещество създава благоприятни условия за зараждането и нарастването на кристалите на хематита. Съгласно изобретението, твърдото вещество се рециркулира по такъв начин, че времето за извличане на твърдото вещество е най-малко два пъти, за предпочитане три пъти от времето за извличането, когато твърдото вещество не се рециркулира или връща. От нашия опит образуването на хематита изисква най-малко 10 часа време за извличане.
Когато медният концентрат се извлича в хлоридна среда, желязото, съдържащо се в концентрата се разтвора първо като двувалентен, но кислородосъдържащ газ, като въздух, вдухва се в реакторите за извличане така, че извлеченото желязо се окислява до тривалентно и се утаява от разтвора. В допълнение, утайката съдържа сяра на суров материал, като елементарна сяра. Както е споменато по-горе, желязото може да се утаи като хематит дори при W атмосферни условия, когато времето за извличане е достатъчно дълго и са в наличност достатъчно утаени зародиши на кристализация. Хематитът и гьотитът се различават ясно по цвят гьотитът е сив, а хематитът - червен така, че те ясно се различават въз основа на цвета.
ПРИМЕРИ ЗА ИЗПЪЛНЕНИЕ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Методът на настоящето изобретение е описан по-долу с помощта на приложения пример.
Пример
Беше направено сравнение между метода на настоящето изобретение и традиционната технология и бяха извършени две серии от изпитания. И в двете серии от изпитания методът беше проверен в три-етапен процес. В първия и последен етапи имаше по един реактор, а във втория етап имаше два реактора, т.е. имаше общо четири реактора. Между всичките етапи имаше сгъстяващо средство, от което твърдото вещество се подаваше към следващия етап и разтворът, получен като преливен продукт на сгъстяващото средство, се направляваше към предходния етап. Реакторите и етапите са номерирани, съгласно посоката на потока на твърдото вещество. В серията от изпитания разтворът NaCl-CuCl беше подаден в последния реактор R4, а концентратът на халкопирита - в първия реактор R1. Резултатите са представени в Таблица 1.
Първата серия от изпитания беше извличане на принципа на насрещния поток, съгласно нивото на техниката, което се извършваше в реактори, като всичките реактори бяха от по 10 литра. Твърдото вещество не се рециркулираше нито помежду им, нито в етапите. Температурата на реакторите се поддържаше 95°С.
Чг Втората серия от изпитания е пример за адаптиране на метода, съгласно изобретението за извличане на принципа на насрещния поток. Във втората серия от изпитания имаше също четири реактора и капацитетът на всичките реактори беше 5 литра. Във втората серия изпитания температурата на реакторите се поддържаше 85°С. В тази серия от изпитания твърдото вещество се рециркулираше в същия етап така, че долния поток на сгъстяващото средство на всеки етап се рециркулираше към първия реактор на същия етап. Както се вижда от Таблица 1, съдържанието на твърдото вещество е два-три пъти от това на първате серия от изпитания. Така се получава забавяне за твърдото вещество, което е почти три пъти по-голямо, в сравнение със забавянето от първата серия изпитания.
От серията изпитания може да се установи, че се получава повече или по-малко еднакво добро възстановяване във всички серии от изпитания, но първата серия от изпитания изисква реактори, които са 100% по-големи, а температурата е с 10°С повисока. От първата серия изпитания може следователно да се извади заключение, че по-високата температура оказва въздействие за извличането на по-голяма част от сярата в концентрата, отколкото по-ниската температура на втората серия от изпитания.
На базата на цвета на утайката в реакторите беше възможно да се направи извода, че във втората серия от изпитания хематитът започва да се появява в твърдото вещество от втория реактор /R 2/ нататък и в последния реактор /R4/ желязото беше главно във формата на хематит. В първата серия от изпитания желязото беше главно във формата на гьотит, дори и в последния реактор. Апроксимациите бяха потвърдени също от анализите чрез дифракцията на рентгенови лъчи.
Таблица 1
Количество | Първа серия от изпитания | Втора серия от изпитания | |
Концентрат, подаден в реактора R1 | g/h | 260 | 240 |
Си съдържание на концентрата | % | 23.10 | 24.2 |
Fe съдържание на концентрата | % | 30.4 | 30.9 |
S съдържание на концентрата | % | 37.0 | 34.5 |
Разтвор, подаден в реактора R4 | L/h | 2.11 | 1.49 |
Си съдържание на разтвора | g/h | 39.2 | 41.1 |
Fe съдържание на разтвора | g/h | 0.41 | 0.0 |
Na съдържание на разтвора | g/h | 105 | 107 |
SO4 съдържание на разтвора | g/h | 4.5 | 0.0 |
Въздух, подаден в реактора R1 | L/min | 0.0 | 1.9 |
Въздух, подаден в реактора R2 | L/min | 8.9 | 5.0 |
Въздух, подаден в реактора R3 | L/min | 0.9 | 1.7 |
Въздух, подаден в реактора R4 | L/min | 0.7 | 1.2 |
Общо количество подаден въздух | L/min | 10.5 | 9.9 |
Температура в реактора R1 | CC | 95 | 85 |
Температура в реактора R2 | °C | 95 | 85 |
Температура в реактора R3 | °C | 95 | 85 |
Температура в реактора R4 | °C | 95 | 85 |
Средна температура | °C | 85 | |
Съдържание на твърдо в-во в R1 | g/L | 116 | 363 |
Съдържание на твърдо в-во в R2 | g/L | 106 | 251 |
Съдържание на твърдо в-во в R3 | g/L | 71 | 219 |
Съдържание на твърдо в-во в R4 | g/t· | 41 | 105 |
Средно съдържание на твърдо в-во | g/L | 84 | 235 |
Си съдържание на твърдо в-во в R4 | % | 0.87 | 1.08 |
Fe съдържание на твърдо в-во в R4 | % | 43.1 | 45.1 |
S съдържание на твърдо в-во в R4 | % | 13.5 | 21.6 |
Cu(kok) в получения разтвор в R1 | g/L | 66.3 | 78.1 |
Си(2+) в получения разтвор в R1 | g/L | 14.6 | 19.7 |
Fe в получения разтвор в R1 | g/I- | 2.04 | 0.32 |
SO4 в получения разтвор в R1 | g/i. | 18.3 | 10.5 |
Си възстановен в разтвора | % | 97.3 | 96.9 |
Claims (10)
1. Метод за извличане на сулфиден, съдържащ желязо меден концентрат в хлоридна среда за постигане на по същество несъдържащ желязо разтвор на алкален хлорид-меден хлорид и възстановяване на желязото и елементарната сяра като утайка на твърдото вещество, където извличането на концентрата се извършва непрекъснато на принципа на насрещния поток и на няколко етапа с помощта на двувалентна мед и съдържащ кислород газ, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че медният концентрат се извлича в атмосферни условия при температура, най-високата стойност на която съответствува на точката на кипене на разтвора и че е постигнато по-голямо забавяне за твърдото вещество, отколкото за целия поток на разтвора чрез връщането на част от твърдото вещество за извличане, противоположно на главния поток на твърдото вещество, при което желязото се утаява от концентрата главно като хематит.
2. Метод съгласно претенция 1, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА , че твърдото вещество се връща, в зависимост от посоката на потока твърдо вещество, към всеки реактор от предходен етап така, че времето за извличане на твърдото вещество се увеличава поне два пъти в сравнение с времето за извличане без рециркулиране.
3. Метод съгласно претенция 2, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че в края на всеки етап има разделяне на течността и твърдото вещество, от които получената утайка от твърдо вещество като долен поток се рециркулира към реактора на всеки предходен етап.
4. Метод съгласно претенция 2, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С I
ТОВА, че в края на всеки етап има разделяне на течността и твърдото вещество, от които получената утайка от твърдо вещество като долен поток се рециркулира към първия реактор на всеки предходен етап.
5. Метод съгласно претенция 1, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че твърдото вещество се връща в същия етап, в зависимост от посоката на потока на твърдото вещество, към предходните реактори така, че времето за извличане на твърдото вещество се
W удължава поне два пъти в сравнение с времето за извличане без циркулиране.
6. Метод съгласно претенция 5, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че в края на всеки етап има разделяне на течността и твърдото вещество, от които получената утайка от твърдо вещество като долен поток се рециркулира към всеки реактор на същия етап.
7. Метод съгласно претенция 5, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че в края на всеки етап има разделяне на течността и твърдото вещество, от които получената утайка от твърдо вещество като долен поток се рециркулира към първия реактор на същия етап.
8. Метод съгласно претенция 1, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че твърдото вещество се рециркулира в един реактор.
9. Метод съгласно претенция 1, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че количеството на твърдото вещество в първия реактор на етапа е най-малко 250 g/L.
10. Метод съгласно претенция 1, ХАРАКТЕРИЗИРАЩ СЕ С ТОВА, че времето за извличане на твърдото вещество е най-малко 10 часа.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20002802A FI108864B (fi) | 2000-12-20 | 2000-12-20 | Menetelmä kuparirikasteen liuottamiseksi |
PCT/FI2001/001080 WO2002050319A1 (en) | 2000-12-20 | 2001-12-11 | Method for leaching copper concentrate |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
BG107915A true BG107915A (bg) | 2004-01-30 |
Family
ID=8559763
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
BG107915A BG107915A (bg) | 2000-12-20 | 2003-06-13 | Метод за извличане на меден концентрат |
Country Status (22)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US6929677B2 (bg) |
EP (1) | EP1346070B1 (bg) |
JP (1) | JP2004516383A (bg) |
KR (1) | KR20030061008A (bg) |
CN (1) | CN1249258C (bg) |
AR (1) | AR032013A1 (bg) |
AT (1) | ATE316583T1 (bg) |
AU (2) | AU1718502A (bg) |
BG (1) | BG107915A (bg) |
BR (1) | BR0116334A (bg) |
CA (1) | CA2431466A1 (bg) |
DE (1) | DE60116832D1 (bg) |
EA (1) | EA004550B1 (bg) |
ES (1) | ES2257382T3 (bg) |
FI (1) | FI108864B (bg) |
MX (1) | MXPA03005491A (bg) |
PE (1) | PE20020815A1 (bg) |
PL (1) | PL195873B1 (bg) |
PT (1) | PT1346070E (bg) |
WO (1) | WO2002050319A1 (bg) |
YU (1) | YU50803A (bg) |
ZA (1) | ZA200304510B (bg) |
Families Citing this family (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI110953B (fi) * | 2001-10-24 | 2003-04-30 | Outokumpu Oy | Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa |
FI115223B (fi) | 2001-12-13 | 2005-03-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä raudan saostamiseksi sinkkisulfaattiliuoksesta hematiittina |
FI113667B (fi) * | 2002-04-23 | 2004-05-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä kullan talteenottamiseksi |
FI118302B (fi) * | 2006-02-17 | 2007-09-28 | Outotec Oyj | Menetelmä kullan talteenottamiseksi |
AU2008253545B2 (en) | 2007-05-21 | 2012-04-12 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for extracting aluminum and iron from aluminous ores |
EP2686458A4 (en) | 2011-03-18 | 2015-04-15 | Orbite Aluminae Inc | METHODS FOR RECOVERING RARE EARTH ELEMENTS FROM ALUMINUM-CONTAINING MATERIALS |
EP3141621A1 (en) | 2011-05-04 | 2017-03-15 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for recovering rare earth elements from various ores |
RU2013157943A (ru) | 2011-06-03 | 2015-07-20 | Орбит Элюминэ Инк. | Способ получения гематита |
CA2848751C (en) | 2011-09-16 | 2020-04-21 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for preparing alumina and various other products |
FI126764B (en) * | 2011-12-22 | 2017-05-15 | Outotec Oyj | Method for streamlining the use of the reactor volume in connection with hydrometallurgical leaching |
BR112014016732A8 (pt) | 2012-01-10 | 2017-07-04 | Orbite Aluminae Inc | processos para tratar lama vermelha |
WO2013142957A1 (en) | 2012-03-29 | 2013-10-03 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for treating fly ashes |
MY175471A (en) | 2012-07-12 | 2020-06-29 | Orbite Tech Inc | Processes for preparing titanium oxide and various other products |
JP2015535886A (ja) | 2012-09-26 | 2015-12-17 | オーバイト アルミナ インコーポレイテッドOrbite Aluminae Inc. | 種々の材料のHCl浸出によるアルミナおよび塩化マグネシウムを調製するためのプロセス |
CN105189357A (zh) | 2012-11-14 | 2015-12-23 | 奥佰特氧化铝有限公司 | 纯化铝离子的方法 |
AU2014231718B2 (en) | 2013-03-14 | 2015-06-25 | Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd | Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates |
WO2020099912A1 (es) | 2018-11-14 | 2020-05-22 | Nova Mineralis S.A. | Método sólido-líquido-sólido para la solubilización de minerales y concentrados de cobre, independiente del potencial redox y con bajo consumo de agua y ácido |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SE34122C1 (bg) * | 1913-01-02 | |||
US3972711A (en) * | 1975-03-03 | 1976-08-03 | Cyprus Metallurigical Processes Corporation | Cuprous chloride recovery process |
IE44899B1 (en) * | 1976-04-01 | 1982-05-05 | Dextec Metallurg | Refining of ferrous and base metal ores and concentrates |
US4197117A (en) * | 1978-11-20 | 1980-04-08 | Kennecott Copper Corporation | Recovery of copper by ferrous ion precipitation |
AP538A (en) * | 1992-06-26 | 1996-09-18 | Intec Pty Ltd | Production of metal from minerals |
FI104837B (fi) * | 1997-08-29 | 2000-04-14 | Outokumpu Oy | Menetelmä kuparin hydrometallurgiseksi valmistamiseksi |
-
2000
- 2000-12-20 FI FI20002802A patent/FI108864B/fi not_active IP Right Cessation
-
2001
- 2001-12-11 BR BR0116334A patent/BR0116334A/pt not_active Application Discontinuation
- 2001-12-11 CN CNB018211399A patent/CN1249258C/zh not_active Expired - Fee Related
- 2001-12-11 YU YUP50803 patent/YU50803A/sh unknown
- 2001-12-11 AT AT01271456T patent/ATE316583T1/de not_active IP Right Cessation
- 2001-12-11 PT PT01271456T patent/PT1346070E/pt unknown
- 2001-12-11 KR KR10-2003-7008288A patent/KR20030061008A/ko not_active Application Discontinuation
- 2001-12-11 AU AU1718502A patent/AU1718502A/xx active Pending
- 2001-12-11 JP JP2002551197A patent/JP2004516383A/ja not_active Ceased
- 2001-12-11 US US10/451,196 patent/US6929677B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-12-11 DE DE60116832T patent/DE60116832D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2001-12-11 AU AU2002217185A patent/AU2002217185B2/en not_active Ceased
- 2001-12-11 PL PL01362111A patent/PL195873B1/pl not_active IP Right Cessation
- 2001-12-11 ES ES01271456T patent/ES2257382T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2001-12-11 EP EP01271456A patent/EP1346070B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2001-12-11 MX MXPA03005491A patent/MXPA03005491A/es active IP Right Grant
- 2001-12-11 EA EA200300701A patent/EA004550B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2001-12-11 WO PCT/FI2001/001080 patent/WO2002050319A1/en active IP Right Grant
- 2001-12-11 CA CA 2431466 patent/CA2431466A1/en not_active Abandoned
- 2001-12-14 PE PE2001001254A patent/PE20020815A1/es not_active Application Discontinuation
- 2001-12-19 AR ARP010105894 patent/AR032013A1/es unknown
-
2003
- 2003-06-10 ZA ZA200304510A patent/ZA200304510B/en unknown
- 2003-06-13 BG BG107915A patent/BG107915A/bg unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
MXPA03005491A (es) | 2003-10-06 |
US20040060395A1 (en) | 2004-04-01 |
KR20030061008A (ko) | 2003-07-16 |
EA004550B1 (ru) | 2004-06-24 |
CA2431466A1 (en) | 2002-06-27 |
ZA200304510B (en) | 2004-02-17 |
BR0116334A (pt) | 2003-10-14 |
AR032013A1 (es) | 2003-10-22 |
PT1346070E (pt) | 2006-05-31 |
ES2257382T3 (es) | 2006-08-01 |
FI108864B (fi) | 2002-04-15 |
JP2004516383A (ja) | 2004-06-03 |
EA200300701A1 (ru) | 2003-12-25 |
US6929677B2 (en) | 2005-08-16 |
CN1483088A (zh) | 2004-03-17 |
AU2002217185B2 (en) | 2006-08-10 |
FI20002802A0 (fi) | 2000-12-20 |
DE60116832D1 (de) | 2006-04-13 |
PL195873B1 (pl) | 2007-11-30 |
PL362111A1 (en) | 2004-10-18 |
EP1346070A1 (en) | 2003-09-24 |
PE20020815A1 (es) | 2002-10-07 |
AU1718502A (en) | 2002-07-01 |
ATE316583T1 (de) | 2006-02-15 |
YU50803A (sh) | 2006-01-16 |
WO2002050319A1 (en) | 2002-06-27 |
CN1249258C (zh) | 2006-04-05 |
EP1346070B1 (en) | 2006-01-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
BG107915A (bg) | Метод за извличане на меден концентрат | |
US6383460B2 (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate | |
US6054105A (en) | Process for the solvent extraction of nickel and cobalt values in the presence of magnesium ions from a solution | |
CA2356050C (en) | Process for the solvent extraction of nickel and cobalt values in the presence of magnesium ions from a solution | |
US5902474A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
US4024218A (en) | Process for hydrometallurgical upgrading | |
US6406676B1 (en) | Method of purifying acid leaching solution by precipitation and oxidation | |
EP1971697B1 (en) | Hematite precipitation | |
US5874055A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
AU725971B2 (en) | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions | |
US5869012A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
KR20070094819A (ko) | 수지 용출 스트림으로부터 니켈 및 코발트의 추출 | |
US20070297960A1 (en) | Extraction of Nickel and Cobalt from a Resin Eluate Stream | |
Collins et al. | Starting up the Sherritt zinc pressure leach process at Hudson Bay | |
Dreisinger | New developments in hydrometallurgical treatment of copper concentrates | |
EA009453B1 (ru) | Способ переработки сульфидных руд, содержащих драгоценные металлы | |
RU2044079C1 (ru) | Комбинированный способ переработки хвостов обогащения полиметаллических руд | |
US4032330A (en) | Process for recovery of copper | |
AU731780B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
SULFIDES | 1. Copper Sulfide The sulfide minerals of copper such as chalcopyrite (CuFeS2), covellite (CuS), chalcocite (Cu₂S), bornite (Cu, FeS,), cubanite (CuFe₂S,), and digenite (Cu, S,) are not as such soluble in dilute H₂SO,. However, they readily dissolve in this acid in the presence of oxidizing agents such as oxygen, ferric ion, and bacteria. In common practice, low-grade ores are | |
CA2212378A1 (en) | Copper precipitation process | |
MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals | |
AU3499799A (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate | |
MXPA99001433A (en) | Method for leaching zinc concentrate in atmospheric conditions |