BG62178B1 - Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид - Google Patents

Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид Download PDF

Info

Publication number
BG62178B1
BG62178B1 BG102133A BG10213397A BG62178B1 BG 62178 B1 BG62178 B1 BG 62178B1 BG 102133 A BG102133 A BG 102133A BG 10213397 A BG10213397 A BG 10213397A BG 62178 B1 BG62178 B1 BG 62178B1
Authority
BG
Bulgaria
Prior art keywords
copper
solution
oxidation
cobalt
nickel
Prior art date
Application number
BG102133A
Other languages
English (en)
Other versions
BG102133A (bg
Inventor
David L. Jones
Original Assignee
Cominco Engineering Services Ltd.
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Cominco Engineering Services Ltd. filed Critical Cominco Engineering Services Ltd.
Publication of BG102133A publication Critical patent/BG102133A/bg
Publication of BG62178B1 publication Critical patent/BG62178B1/bg

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • C22B15/0089Treating solutions by chemical methods
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/26Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/043Sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/38Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
    • C22B3/384Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
    • C22B3/3842Phosphinic acid, e.g. H2P(O)(OH)
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Description

б^ХИДРОМЕТАЛУРГИЧНО ИЗВЛИЧАНЕ НА МЕТАЛС ПОМОЩТА НА ХЛОРИД ОБЛАСТ НА ПРИЛОЖЕНИЕ Изобретението се отнася до хидрометалургичноиззличане на руди или концентрати. По-специално то се отнася доизвличането на метали от руди в присъствие на халсгенни йони, каннапример хлорни йони. То се отнася също и за извличане на никелкобалт от латеритози руди. Хидрометалургичната преработка на медни су> руди . като халкопирит / C-uFeS2 / е проблематчно , тъй катонеобходимостта от твърди условия в етапа на окисляване под налягане, за да се постигне ефективно извличане на медта от тезируди, води до окисляване на сулфида в рудата до сулфат, при коетосе получава голямо количество киселина и това води дс големиоазходи за неутрализация. Правени са опити за излугване насулфидни концентрати при относително средни условия.при коитосулфидът би се окислил само до елементарна сяра, без дапреминава цялото количество в сулфат. Тези опити включватпредварителна обработка на концентрата преди окисляването подналягане, за да стане сулоидният концентрат по-лесно излугваем .· да се извърши излугване на концентрата в присъствие на хлорни йони , както е описано в патент на US N 4 039 406. Пои този методмедта з концентрата се превръща в твърд сснсвен .меден сулфат, скойто след това трябва да се извлече медта, както е описано зпатент на US 4 '333 168. Според метода, описан з патент N 4 039 40'Значително количество /а0- сОЗЬ/от сулфида в рудата иликонцентрата се окислява до сулфат, което води до по-голямапотребност на кислород в процеса на излузане и до образуване -1сярна киселна. Това е особено неблагоприятно за нискокачествените концентрати, където съотношението $ Сч евисоко. В патент на US N 4 S71 362 е описан метод захидрометалургично извличане на мед и цинк от медна руда. Методъ включва излугване на рудата в киселиинния разтвор, съдържашмеден хлорид и сулфатни йони като се инжектира кислород,/злугването се провежда при умерена температура, За - 1С6 у иналягане -атмосферно и до 1 /0 кРа. настоящето изооретение се отнася и до метод за амссп хидрометалургично извличане на никел и/или побел-или з комбинация с мед. РЕЗЮМЕ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО Изобретението се отнася до метод за извличане на ценниникел/кобалт от руда или концентрат, характеризиращ се с това.черудата или концентраът се подлагат на окисляване под налж е-s зприсъствие на кислород и киселинен разтвор.съдържащ халсгеннийони и източник на бисулфатни или сулфатни йони , за да се получразтвор на метала за извличане, при което източникът на бисулфатили сулфатни йони се избира от групата, съставена от сярнакиселина и метален сулфат, който хидролизира з киселинен раз~зс 3 В описанието е посочено използуването на хлооид. Еазоира се ооаче, че хлоридът може да оъде заместен ссе пожелае. оромид, ако Други цели и предимства на изобретението ше с« изяснят от описанието на предпочитаниите изпълнения наизсоретението. КРАТКО ОПИСАНИЕ
JA ίΖΛ
L—ϊ I L-.Z Фиг.1 представлява техно логична схема на метода захидрометалургично извличане на мед, която е подходяща запреработката на висококачествена медни руди или концентрати. фигура 2 представлява технологична схема на метод захидрометалургично извличане на мед, която е подходяща запреработка на средно и нискокачествени медни руди и концентрати. фигура 3 представлява технологична схема на метод захидрометалургично извличане на мед, които се прилага» заизвличане на цинк, като допълнение на извличането на мед. фигура 4 представлява технологична схема на метод за хидрометалургично извличане на мед, който се прилага за извличане на никел като допълнение на извличането на мед. фигура 5 представлява технологична схема нахидрометалургичен метод за извличане на метали от медно-никеловсулфиден концентрат съгласно едно изпълнение на изсоретението. фигура 6 представлява технологична схема нахидрометалургичен метод за извличане на метали от никело-меденсулфиден концентрат, съгласно друго изпълнение на изобретението Фигура 7 представлява -хнологична схема нахидрометалургичен метод за извличане на метали от никеловалатеритова руда. съгласно друго изпълнение на изобретението, ДЕТАЙЛНО ОПИСАНИЕ НА ПРЕДПОЧИТАНИТЕ ИЗПЪЛНЕНИЯ 'VIC I <JUO I . СЪГЛйСНО ИЗ0 за да се преработят различни медг ооетениетое -иконцентрат достатъчно гъвкав. и, при което качеството на концентрата се изменя от ниско, т.е. около1о% медили по-ниско до високо качестзс· ,т.е. около 35% мед и по-високо. Общо казано методът включва етап на окисляване под налягане, етап на излугване при а' мосферни у еловия,един или повече етапи на мокро извличане и етап на електролитно отлагане.Концентрати с различно качество изискват различна оооаоотка ветапа на окисляване под налягане. -алапдщо различни варианти наизпълнение. Тези заоианти на изпълнение се означават катовариант А и съответно вариант 3 При вариант А, който се прлилага,когато се излугват висококачествени медни руди. медта не сеизлугва в етапа на окисляване под залягане. При вариант 3 , койтосе прилага при излугване на средно и нискокачествени медни руди,медта се излугва з етапа на окисляване под налягане. Сега всеки от два, а варианта на изпълнение ще оъдепоследователно описан. ВАРИАНТ Фир/са 1 представлява технологична схема на ваоиант А. Методът включва етап 12 на океляване под налягане/ Oi !Н/ з съдове за окисляване под налягане или автоклави, излугване приатмосферни условия 14, първично и вторично мокро извличане/ МИ/16 и съответно 18 и електролитно отлагане/ ЕО/ 20. 5 При окисляването под налягане!2 всички медни минералисе превръщат в основен меден сулфат CuSO4.2 Cu(OH)2.Преработката се извършва с кислород в присъствието на киселхлориден разтвор. За тази цел в автоклава се вкарва кислород ,както НС! и Н2 SO4 .Температурата в автоклава е около 130υ - 15СиСи налягането е 100 -200psig (690-1380 кРа).Това е общото наляганекоето включва налягането на кислорода и налягането на парата.Времето на задържане е около 0,2-2,5 часа и процесът обикновеносе провежда при непрекъснат режим в автоклав, Обаче може съшс така процесът да се провежда и на зареждания, ако се пожелае Твърдете, съдържащо се з автоклавите се поддържаоколо Щ т.е. 15Р -300 г/л и се определя от топлинния оалансот ограниченията за вискозитет. Пулпът, получен в автоклавите се разтоварва през сериот един или повече разширителни съдове 22, за да се намалиналягането до атмосферното налягане и температурата до 30-100' Течната част на пулпа се означава като разтвор o’окисляването под налягане 12 и се обозначава с номер 21. Пулпът от разширителния съд 22 се филтруза. показ,като 24 и полученият филтърен кек се промива старателно , за дотстрани увлечената течност, колкото е възможно по-добре. Фитратът от оксиляването под налягане от филтрацията24 се рециклира з етап 12 на окисляване под налягане, но това е час“от циркулационната течност -около 5%, показано като 26. Частта с_циркулационната течност 26 се определя от концентрацията -аразтворими метали з рудата или концентрата, които може да бъда·оазтворени при окисляването под налягане 12. Отделеният филтрат26 се обработза з 28 с вар, за да се отстраня’ наличните в медния концентрат метали като цинк и магнезий под формата на твърди i ci · гака не се допуска натрупването на тези метали з цик! на окисляване под налягане. Цикълът на окисляване под наляганевключва етапа 12 на окисляване под налягане, разширителния съд 22филтрацията 24 и отклонената циркулационна течност 26 и обратнодо окисляването под налягане -.2, Цикълът е отоелязан е номер 2с. отклонената циркулационна течност (ЦЦ 26 еподложена на мокро извличане, както е посочено в 27- преди да сеизвърши обработката й в 28. Мокрото извличане се извършва сподходят органичен екстрагент,за да се отстрани медта ототклонения U’ 26. Това мокро извличане е свързано с мокротоизвличане 13 и J3 и ще бъде разисквано отново, когато по-къснобъдат описани последните два етапа на мокро извличане. Преди етапа 12 на окисляване под налягане, медниятконцентрат се подлага първо на досмилане . както е показано на30, за да се намали размера на частиците до около 37% под 325меш. което отговаря на Г 80 / преминаване 80% 15 микрона.Досмилането 30 се извършва в разтзор, рециклиран от обработката28 на отклонената циркулационна течност. Така пулпът, получен отобработката 28 на циркулационната течност се подлага на течно/твърдо разделяне, както е показано на 32. Разтворът се рещв досмилане го 30 , а твъсдият цинково/ магнезиев остатък сео“п~оанява. как~о е показано на 17. ^азтзооьт. който се ое*'иклира в посмиланото цС представлява > ечнос ί, съдържаща алкален хлорид с pi ι около 10.Използуването на тази течност води до намаляване на водата,подавана з окисляването под налягане в цикъл 23, което е зажноза поддържане па топлинния оаланс и да се запази хлоридния разтвор в окисляването под налягане з цикъл 23 колкото евъзможно. Кактс е посочено по- горе, медта не се излугза зокисляването под налягане в етап 12. а се псевръща знеразтворима основна медна сол. С 25 е отбелязан захранващияразтвор за етапа 12 на окисляването под налягане, койтопредставлява течността от излугване. която е била рециклирана отфилтрацията 24. Въпреки наличието на мед з подавания разтвор 25то не се извършва допълнително извличане на мед, т.е. процесът сепровежда по такъв начин, ме концентрацията на мед в разтвора 25подаван в етапа 12 на окисляването псд налягане е разна наконцентрацията на разтвора 21 от erana'i2 на окисляване подналягане.Това се отбелязва така: Δ’ Си"~^= 0 Разтворът 25, подаван з окисляването под налягане ветап 12 съдържа около15г/л мед и 12 г/л 0'. както и около ЗС -55 г/л
сярна киселина. Киселината се добавя под формата на Н2 SO./обикновено 93%/. Разтворът 21 ,получен от етапа 12 на окисляванепод налягане също съдържа скс-ло15 г/л мед и Ί-12 г /л CI. но има pH около 3. Практически няма останала киселина з получения разтвор21, тъй като тя е изразходвана в етапа12 на окисляването подналягане за получаване на основна медна сол, Както е отбелязано по-горе течността 25, подавана ветапа 12 на оксилязането под налягане е получена частично о рециклиран филтрат, към който се добавя Н 2ЗО4 .Непосредствениятефект от добавянето на киселина въз филтрата се състои вусилването на активността на филтрата, който се подава вавтоклава за окисляване под налягане 12. но изненадващо еустановено, че пс-зажният ефект се състои з това. че добавянето накиселината или по- специално на стлоатните йони потиска з окисляването на сярата, отделяна от концентрата в етапа 12 наокисляване под налягане . Установено е, че ксгато не се добавя киселина,сеокислява около 25-30% от сярата подавана с концентрата. Товаописано в патент на US N 4 039 406. Обаче е установено, че ако :дсоази киселина, окисляването на сярата до сулфат се намаляваоколо 5 -10%. Това подобрение има най-вече благоприятен ефектвърху хидрометалургичния процес на извличане. Окисляването насярата до сулфат увеличава допълнително разходите от порядъка нняколко пъти, тъй като е необходим допълнително кислород за реакцията /неооходим е допълнителен реагент за неутрализиран* на киселината, която се ооразува пои окисляването, както и от товче е необходимо да се изградят съоръжения за отвеждане натоплината, която се получава при окслязането на сяра досулфат,което е много силно екзотермично. Това ограничава значително капацитета на автоклава, з които се превеждаизлугването пед налягане 12. Ц/Чита се,че с дооазякето на киселина химичните реакцв етапа 12 на окисляване под налягане се променят по следнияначин: 5ез добавяне на киселина 3 mjFeoo "г 21/4 О< ,а 3/2 Feo t5Sl /1) Сдоpasяне нажис елина 'uFeS? основна ме основен меден сулфат. , 15/ДС2 + Н2О + 4,SO. CuSO4.2Cu (ΟΗ)ξ н-3/2 Fe2O3 4- 6 Sc (2) И при двете реакции медта се утаява под формата надна сол, при което е установено , не тя съдържа главно Изглежда.че при първата реакция сулфата за основенмеден сулфат се осигурява от окисляването на подаваната сконцентрата сяра, докато при втората реакция сулфатните йони сеосигуряват от киселината, добавяна в автоклава : така се избягванеобходимостта от окисляване на сярата до сулфат. Така привтората реакция има чист разход на сулфатни йони за образуване наосновна медна сол. Количеството необходима сярна киселина, за дасе подтисне окислязането на сярата е установено опитно около 25до 75 г/л з зависимост от типа на концентрата и процента твърдо вконцентрата. Ахтуалнт изпитания показват по-голямо окисляване на сярата отколко“Съгласно пъсват ; би следвало от която и да е от реакциите, 1 реакция би следвало да се окисли 6 или 16,75% от сярата , докато опитно е намерено 25-30%.С добавянето на киселинае установено, че 2 -13% от сярата се окислява до сулфат, вместонула окисляване . както би се очаквало ако втората реакция,такахакто е нааписана е единствената реакция, която би протекла.Следователно тези реакции не отразяват точно какво става в етап 12на излугване под налягане, а те са само приблизителни. Във веригата 23 на окисляване под налягане хлоридът сезапазва колкото е възможно повече, но обикновено около 3 -10%хлорид се губи при преминаването в твърдия продукт при филтрация 2з. ^ака хлсоидьт трябва да се осигури през добавяне на НС; или 10 друг източник на хлорид, за да се осигури 12 г/л хлорид в подаванияразтвор 25. Загубите на хлорид се намаляват чрез старателно промиване на твърдия продукт при филтрацията 24 з етапа наокисляване 12. Количеството промивна веда се ограничава отизискването за поддържане на водния баланс з цикъла 23 на окисляване под налягане. Единствената загуба на вода в цикъла 23е парата 29 от етапа на изпускане 22 и във филтърния кек прифилтруване 24. Така че е необходимо да се използузарециклирания разтвор от обработката 28 на.отклонения филтрат три 1резръщане' на концентрата з пулп в етапа юемилане и по този начин да се намали подаването на саежазода отконцентрата в етап 32 на окисляването пс-д налягане. Установено е,че за предпочитане е да се поддържа поне 15 г/л Си в разтвор 21, получен в етап 12 на окисляване подналягане и по този начин да не се допусне загуба на хлорид подформата на твърд основен меден хлорид СиСн.ЗСи(ОН)2. коетоможе да стане ако има недостатъчно количество мед в разтвора,което да позволи да се образува основен меден сулфат: 4^-4 ‘ л*-. Ж /Ж i .*Ж L ί\ » -Ж ’ '/“*· = ЦгЦЦ/ίο *1" О ПоО —vLlUI^.J ОЧИ/? Ή Ό ΓΊΟί \ ч,' ! ! аЗи реакция може да не бъде допусната като седобави достатъчно количество киселина в автоклава приокисляването подналягане в етап 12,за да се поддържа понедостатъчно количество мед в разтвора, съгласно стехиометричнитехсличес-ва на хлор като меден хлорид. За 12 г/л Ci в разтворастехиометричното количество на Си е: 63.5 х 12 = 10.7 г/л Си Така, че 15г/л Си е необходимия минимум, за да сепредотвратят загубите на хлорид под формата на основна меднасол. От друга страна концентрацията на мед з разтвора 21,подучен при окисляване под налягане в етап 12 те ое поддържаколкото е възможно по-ниско, за да не се допусне с-оразузанетона CuS при реакцията на елементарната сяра с воден меден сулфа'Тази реакция може да протече при окисляването под налягане зетап 12 или в пулпа след отделяне от автоклава, но предиФилтрацията 24: 3 C-uSO4 (aq) 4S° Н-0 -^3CuS(s) +42SO, (4: Тази реакция е особено нежелателна, т.к CuS енеразтворим при разредена киселина в условията на атмосферноизлугване 14. Така медта не се извлича, което води до загуба на медз крайния отпадък. За да не се допусне образуването на CuS е необходимоз разтвора 21 да се поддържа колкото е възможно по-нискаконцентрация на мед,т.е. за някои концентрати по-ниска от 30 г/л.Тенденцията за образуване H.a.CuS очевидно зависи от типамаобработвания концентрат като средно и висококачественитеконцентарти са по-чувствителни към образуването на CuS.Такамакар,че високата концентрация на мед в разтвор 21 непредставлява проблем при нискокачествени концентрати.тс не сепрепоръчва при висококачествени концентрати. Известно е , че висококачествени концентрати, т.е. съссъдържание на мед над 35% се обработват най-добре заполучаване на разтвор 21 с колкото е възможно ниска кокцентраци;на мед, например под 25 г/л Си. При необходимостта да се поддържа поне 15 г/л мед вразтвора при окисляването под налягане в цикъла 23, то зависококачествените концентрати оптималната концентрация намед е от порядъка на около 15 до 25 г/л мед. При среднсхаиествениконцентрати горната граница може до бъде разтегната значително,а за нискокачествена руда концентрацията на мед не играесъществена роля. Концентрацията на мед въз фиилтрата 2S отокисляването под налягане може да се контролира просто като седобави необходимото количество киселина з разтвор 25 ; подаван в ; кол.ичес~зо киселина се дължи на етап 12 на окисляване под налягане Пс-гдлямоводи дс по-висока концентрация на мед. което разтварянето на оснс-зен меден юЗО.д.2Си(ОН'; Поб — SHtSO,-2·· 3 авянето на около 1 ; S*. П . Н Г-1 Д ЦЦ (П \ киселина води дс увеличаване концентрацията на мед от около 1 ~ л. реалната концентрация нанеобходимата киселина се определя емперично като се сравняват резултатите от количествените анализи на оазтвооа 25. подаван в t J . ‘ етап 12 на окисляване под налягане и полученият разтвор 21 от етап 12 на окисляване под налягане , при което да бъде изпълненоравенството [ Си 2 и = 0. Обаче количеството разтвор в цикъл 23 се определя от топлинния оаланс, Тегловното процентно съдържание на гвърдата фаза з пулпа от меден концентрат, подаван е окисляването под налягяне 12може да се променя произволно. Теглото на твърдият концентрат,подаван в етап 12 на окисляване под налягане се определя отколичеството мед. което трябва пасе извлече. Теглото на разтвора се определя главно от топлинния баланс в окисляванетопод налягане 12. Желаната технологична температура при окисляване! опод налягане 12 е около 150°С и топлината трябва да се внесе-лавко от топлината на реакцията на сулфидните менерали скислорода под налягане з автоклава, са висококачествениконцентрати, такива каквито се преработват при вариант А, който еописан по-горе, това означава относително ниско отношение наЗ/Си и така получаване на по-малко топлина от тон мед,обработена в автоклава. Гю-голямага част от отделената топлина сдължи не на окисляването на медта, а на другите два главниелемента в концентрата- желязото и сярата. Ако качеството наконцентрата е зисоко,тогава отношението S /Си и Fs/Cu е ниско иследователно се получава малко топлина. оа да ije дос; Hi rie ι θχηολοι ична i а темпера s ура ο изходна температура примерно 5с до δυ'" О, какзато е обикновенотемпературата на филтрата 29 ст окисляването под налягане, кой?·:се рециклира след филтрацията 24, го е необходимо да секонтролира количеството вода. което трябва да се нагря важъй кажтова е най-гслемият разход на топлина при окисляването подналягане 12, Не е подходящо охлаждането или нагряването на пулпвътре в автоклава да се извършва индиректно , като например снагревателни или ох/щдителни серпентини, тъй като оерзо.собоазуване на котлен камък по цялата повърхност, което е ! J ‘ ‘ практически топлообменника, води до много ниски показатели натоплообмен. Не е практично също така и прякото нагряване илиохлаждане чрез вкарване на пара или вода, тъй като влияе пряко наводния баланс. Следователно е необходимо топлинния баланс дабъде поддържан чрез балансиране на топлината, получена ст -ията с топлинния капацитет на подаваните менерали, - е. рециклираният захранваш разтзоо 25 и концентрираниятпулп.Главната променлива, която мсже да се контролира тук еобема на захранващия разтзоо 25. "Това е една от разграничителните характеристики между зарианти А и S. Впроцеса във вариант В, който ще бъде описан, изменението натоплината е по-гслямо, изразено катс топлина на тон пооизведенамед. Следователно е възможно да се използува по-голям обемразтвор в захранването 25 на скслявакето под налягане 12. След като е фиксиран обема на разтвора ,може да сеопредели киселинността на разтвора, тъй като общата маса накиселина е определена от необходимостта да се поддържа Си2+ ] = 0. Обикновено за зисскскачестзек концентрат ще бъденеобходимо 35 -55 г/л киселина. Установено е. че е полезно да се добавя известноколичество от някои повърхностно активни зещестза, коитопроменят физичните и химични характеристики на течнатаелементаона сяоа / £> / з автоклава пс време на окисляването под налягане 12. Добавянето към захранващия разтвор до отокисляването под наля'ане на позъохностноактивки вещества като лигнооулфонат или кзербахс в ?г/л може да понижи вискозитет. алки количества, например 0,1 до 31 на течната сяда и по този начин се променя химизма з автоклава, С добавянето на повърхностноактивни вещества може дасе намали окисляването на сярата по начин, който не е добре изучен,но е полезен за процеса. Счита се, че това се дължи на нискатавискозност, която води дс намаляване на тенденцията течната сяраи твърдите съставки да се задържа- в автоклава. Това води донамаляване времето на задържане и следователно до намаляваневъзможността за окисляване на сярата. Установено е също така, че ако се добавятповърхностноактивни вещества, протича пс-пълна реакция намедните минерали, очевидно поради'ниската вискозносг на сярата,която не „омокря‘;нереагиралите сулфидни минерали и по този начин дава възможност желаната реакция да протече до края.Неакиията -5,·разкрива как подаването на сярна киселина в захранването 25 наокисляването под налягане ще контролира концентрацията на мед във филтрата 2S от окисляването под налягане. Посредствомпосочената по-горе реакция /2/ се изразява пълната реакция -а окисляване под налягане с добавяне на сярна киселинаизползване на халкопиритна руда. пои ί cd да се напише като вместо eg използва '•uSO4 като източник на сулфатни йони: •3CuHeS2 + 45/4 02 - 3 Н2О х 3/2 CuS043/2 CuSOi .2 Cu( ОН)2 + 3/2 Fe2O3 -6 3° За отбелязване е, че са необходими 3/2 мол сулфат ка’омеден сулфат в реакция /в/, докато при реакция /2/ е необходимедин мол сярна киселина. Следователно ако вместо сярна киселина се използва CuSO4 като източник на сулфатни йони. ще бъдатнеобходими 1.5 повече мода CuSC4. Като взема предвид горнотоизобретателят прилага Сулфатен Еквивалент на Излишък, който дава зъзможност да се изчисли колко киселина трябва да се добави къмразтвора 25 подаван в окисляването под налягане така, че да сепостигне предвидената концентрация на мед съобразно оеакчия '6-· 16 Като се има предвид химичното равенство /6/ е възможно да сеизчисли предварително необходимото количество киселина заподдържане на постоянна концентрация на мед въз филтрат 29 от окисляването под налягане. Идеята за отлфатен еквивалент наИзлишък е ефикасна: Сулфатният Еквивалент на Излишък е равен наналичниясулфат в захранващия разтвор 25 на окисляването под налягане,необходим за обоазуване на основен меден сулфат в етап 12 наокисляване под налягане. Наличният сулфа~ е този, който е визлишък по отношение на определеното Базисно Ниво на CuSO4 иСиСС базисното ниво на CuSon и СсСЬ з достатъчно, за да сеподдържа концентрация на хлорид з разтвора 12 гр/л под ферматана CuCi2 и допълнително около 4.3 го/л Си като Си304.Концентрацията на CuCL2 , отговаряща на ’2 гр/л хлорид в разтзора представлява 134.5/71*12 =22.7 го/л. CuCL~, което съответства на,0.7 гр/л мед з разтвора, н/ледователно заедно с допъ/\нителните 4.3гр/л мед дава общо 15 гр/л мед под форма на съединения CuCL2 иCuSO4 в Базисното ниво. чуледезателно наличният сулфат се равнява на оощиясулфат като CuSO4 минус Базисното ниво. Например, ако общатакониентаиия на мед във филтрата 29 от окисляването под наляганее 2S гр/л, тогава наличният сулфат е равен на 23-15-13 гр/л Си *SS/63,5 = 20 гр/л H2SO4 като наличен сулфат от CuSO4. Тогава Сулфатният Еквивалент на излишък /СЕИ/ сеизчислява от наличния сулфат от CuSO4 като се раздели на 1,5: СЕИ =[ Наличен сулфат като CuSO4 ] /1,5 Така при примера за обща концентрация на мед 28 гр/лили дО гр/л наличен сулфат от o-uS04 тоза представлява , .5 — 13.3 гр/л СЕИ от CuS04. И накрая ако предварително определения свободенеквивалент на киселина з захранващия разтвор 25 на окисляванетопод налягане е разен на 52 г /л Н2ЗС4, тогава количествотонеобходима киселина е 52 минус СЕИ [ 13,3 гр/л] или 38.7 гр/л Н2ЗО4.Това е количеството, което трябва да бъде добавено къмЗахранващия разтвор 25 от окисляването под налягане в етап 12, зада се постигне постоянна концентрация на мед зъв филтоата 2S наокисляването под налягане те. Базисното ниво е 15 гр/л Си. Ако вместо сярна киселина като източник на сулфатнийони се използува FeSC4 и ZnSC· може да бъдат написани другиреакции. 8 случай на цинков сулраг цинкът е подложен нахидролиза до основен цинков сулфат ZnSO4,3Zr (ОНН,който еосновна сол на ζ,π, аналогично на основния меден сулфат. По-долутези реакции са дадени като (7) и SCuFeSc-'5/4 О-т-2 Н,О + 1/3 FenSO j3->
CuSO4.2Cu (0М--1Т6 re2O3- 6SC (7)3CuFeS2-l5/4 O2 + 13/3 H2O + 4/3 ZnS04->
CuSO4.2Cu( OH )2 -F 6SC - Fe2Q3 - 1/3 { ZnSO4.3Zn(OH)2.4H2O} (8; Твърдият продукт от етап 12 на окисляване под наляганеслед филтрация 24 се излугва при атмосферни условия в етап 14 приpH сколо 1.5 до 2.0, като се използва рафината от първото е киселинно/, за разтваряне на основния жзането 14 се провежда при температура около излугване 10, (коетомеден сулфат, кТзлу
IS 40°C и време на задържане 15-60 минути. Процентното съдържаниена твърдо е обикновено 5 -15% или около 50-150 гр/л ,но е възможнопроцесът да се проведе също и извън тези рамки. По време на излугване 14 при атмосферни условия,основните медни соли се разтварят почти изцяло с много малкоколичество от наличното в концентрата желязо,преминало вразтвора. Обикновено течността 33 от излугването, получена след разделянето твърдо/течно 34 съдържа около 10-20 грама на литърмед, з зависимост от процента твърдо подавано в излугване 14, исъдържа около 0.1-1.0 гр/л желязо и около 0.1-1,0 гр/л хлорид. Не-голяма част от това желязо и хлорид идват от подавания оафинат м отколкото от твърдото от окисляването под налягане . т.е. те серециклират. Обикновено за един цикъл се разтварят около 0.1-0.2гр/л желязо и хлорид. Установено е. че при окисляване под налягане се извличгоколо 95-98%от медта постъпваща със суровината. Извличането нажелязо в разтвора е по-малко от около 1%. Пулпът 31 от излугване 14 при атмосферни условия се ©илтрува трудно или е невъзможнофилтруването му, но се утаява добре.Поради необходимосттатвърдият продукт от излугването да бъде промит много старателно,пулпът 31 се изпомпва в цикъла на противоточно декантиране (ПТД).който на фигура 1 е обозначен символично като разделянетвърдо/течно . В (ПТД) 34 твърдият продукт се прекарва през сериясгъстители, при което се подава вода в противоток. По този начинтвърдият продукт се промива и увлеченият разтвор се отстранява.Необходими са 3 до 5 сгъститела {не е показано) при съотношение гвода към _въсдо от 5 дс 7, за да 19 се отдели увлечената течност до порядъка под 100 ром мед вокончателния отпадък. сгъстеният продукт от последния сгъстител - потокЗа. представлява окончителен отпадък с около 50% твърдо. Тойможе да се преработи за извличане на благородни ме~али като зла~си сребро или да се изхвърли като отпадък. Благородните металимогат да се извлекат по известните методи, например цианиране. Главните съставки в поток 35 са хематит иелементарна сяра, които могат да се извлекат чрез флотация акопазарните условия го позволаяват. Слизните зоди от първия сгъстктел са разтворът33, който се подава на първо мокро извличане 16, както е показано.Тези разтвор съдържа около 12 гр/л мед, 1 гр/л CL и 3,5 гр/л Fe, иптималката концентрация на мед се определя стспособността при мокро извличане 15 да се извлече максимално количество мед от разтвор 33. Тъй като околс една трета част отрафината от етап io на мокро извличане евентуално сенеутрализира, то е зажно съдържанието на мед в този рафинат да сесведе до минимум. Показателите ст мокрото извличане са по-добри приразредени медни разтзори, което се дължи на факта, че концентрираният меден разтвор води до по-голяма концентрация накиселина з рафината, което е причина за по-ниска ефективност наизвличане. Обаче е по-евтино да се преработват концентрираниразтвори, тъй като са необходими пс-малки обеми,което зоди до намаляване на капиталните вложения. Налице сасъооражения, поради които увеличаването на концентрацията нетоябва да води до намаляване обема на съораженияга за извличане,тъй като (i) има максимално зареждане с органика и 'И водният обем ?r, обикновено се поддържа равен на обема на органиката. с целсмесването да се извърши като се рециклират водните продукти.Следователно общият обем на органичния екстоагент и на водния разтвор се определя от ооема на органичния екстрагент.Максималното зареждане с органика и от там обемът на органикатасе определят от концентрацията и свойствата на изоранияспецифичен органичен екстрагент. За типичен разтворител като□Х^реагент от Хеккел Корпорейшък, максималното зареждане нацикъл,при 40% обемна концентрация на разредителя, е около 12 грМСи. Следователно полученият разтзор 33 също ще съдържа около 12гр/л Са. Пт пя^та/лпя ОТ СЛИВНИТ8 зодь сгъстител медта се извлича в два етапа. В първия етап наиззличане16 се получава рафинат 37 с около 20 гр/л свободна киселина и около 0.3 гр/л Си. По-голяма част от този рафинат 37се рециклира в етап 14 на излугзане при атмосферни условия, но е зповече с около 25-30%, стколкото е потребността от киселина заетапа 14 на атмосферно излугзане, Излишната киселина трябва да сенеутрализира. Както е показаано в 36. продуктът ^21 се отделя и неутрализира. Неутрализацията се осъществява з два етапа така. че дасе достигне максимално извличане на медта и да не се създаватпроблеми по опазване на околната среда, които могат да произтекат от наличие ι о на мед з неутрализирания остатък /т.а.неизвле*· ната от рафинат 37 мед ще се отдели като твърд продукт при неутрализиране, а след това може отново да се разтвори - напримерз хзостохранилището). Първият етап на неутрализация се провежда при 2 до pH 3, както е показано на 38, като за целта се използва варовик,който е икономически много по-изгсден реагент, отколкото варта.Неутрализираният продукт се филтоува з 40 и полученият твърд продукт се промива като се използва вода от външен източник 45.Твърдият продукт, който представлява преди всичко гипс и железн·.,хидрсокси, се отстраня за, както е показано с 4". филтратът Зу се изпраща във втория етап 18 на мокроизвличане, за да се извлече остатъ-ната мед. Второто мокроизвличане 18 се провежда с продукта от първата неутрализация 38 .води до много ниско съдържание на мед във втория рафинат 43,сбкновенс от около 0.03 до 0.OS пр/л Сц. Кактое показано прекъснатата линия на Фигмоа
I J I пои втория етап 18 на мокро извличане се използва съшияторганичен екстрагент, както при първото мокро извличане в етапТой се свързва с мокрото извличане 27 на циркулационната течн<26 от окисляването под налягане, органичният екстрагент. който промива в 42 с промивна вода Т no -· ЪНШЗН ИЗТОЧНИК 4θ И Ci десорйира в 44, се рециклират във второто мокро извличане в18 и тогава преминава през първия етап на извличането. Дессрбираната органика ЯГ ·Ζ извличане 27. Рафинатът от мокрото извличане 27 се присъединявакъм заредената (натоварена) органика 123 от мокро извличане 16преди промиване 42.Промивната вода 47 от промиване 42 се подавазъв Филтър 24 в качаството на промивна вода. Полученият Филтрат опромиването се присъединява към филтрат 29 от окисляването подналягане и по този начин се извличат медта и хлорида, съдържащи св псомивната вода от мокро извличане (47). Рафинатът 43 от втория етап 18 на мокрото извличане зз ?-е утрализира отново зъв втория зтап 46 на неутрализация, сзи път при pH 10 и се филтрува з 48, за да се отстранят всичли разтворени тежки метали, преминали в разтвор 51, който сеизползва като промивна вода з цикъл 34 на ПТД за промиване накрайния остатък 35 от излизането. Твърдият продукт от филтруване84 се изхвърля, както е показано с53. Дессрбцията на заредената и премита органика в 44 сеизвършва като се използва киселина или електролит оо от етапа ^0на електролитно отлагане, за да се получи чист разтвор на меденсулфат или кабоганен електролит 57. който след това се подлага наелектролитно отлагане 20. което се извършва по познатите начини. Видно е, че всички потоци на разтвори от процеса серециклират по такъв начин. че от процеса че изтичат разтвор, От процеса се отстранява’ само твърди остатъци (отпадъци). Вариант р шигуоа 4 представлява технологична схема на заоиакто. За да се посочат етапите и операциите на процеса, се използватсъщите указателни номера и те отговарят на указателните номера от предишните изпълнения -нафигура 1. Наприимер етапът наокисляване под налягане е отоелязан пак с 12,етапът на атмосферноизлугзане - с 14. етапът на елехоолитно отлагане- с 20, разширителните съдове - с д2, филтруването след окисляване подналягане - с 24, обработката на част от циркулиращата течност нафилтрат 2S от окисляването под налягане -с указателен номер 28,етапът на смилане- с указателен номер о0, цикълъ: на i i > Дпромиване - с 34. При този варииант на метода окисляването под налягане 12 осъществява и окисляването и излугванетс з р?ьЗтзор на не- голяма част от наличната в концентоата мед. Обикновено около 85- 23 90%от медта се излугва з разтвор,като само само Ю-15% остава втвърдия остатък под формата на основен меден сулфат. Условията на сксиляваке под налягане з етап 12 «автоклава са същите като тези при вариант А,с тази разлика, чесъдържанието на твърдо е по-ниско т.е. 150-225 гр/л. гр/л, Рритози режим на процеса [Cirкснцентрациятана мед е пс-зисока з от етап 12 на окисляване под налягане. Разтворът 25 Н е обикновено 20-40разтворения продукт сдаванзетап 12 наскислязане под налягане обикновено съдържа 1012 гр/л CL , кактс и 20-30 гр/л сярна киселина. При този режим з етап 12 на окисляване гс ч ;-*л/ д л ηО •щ -з А се добавя сярна киселина от зънщен източник, какъв: с е случая сизпълнението от фигура 1 При този режим киселината се получаваот рециклиране з процеса т.е. чрез рециклиране на филтрат 22 отокисляване под налягане. Разтворът 21 от окисляване под налягане всъдържа около 40 до 50 гр/л Си и 11 до12 гр/л CL при pH около 2 ас 3. Медта извлечена в течния продукт 21 от окисляването голналягане в етап 12 трябва да ое контролира , за да се получижеланото разпределение на медта между течността (85 до 50%) иостатъка (10-15%). Това разпределение води до малко, но важноколичество на твърд основен меден сулфат з остатъка. Подходящиндикатор за наличието на основен меден сулфат е рНлъй то ебуферен агент. При висока концентрация на меден сулфат зразтвора , pH от порядъка на 2 до 2.5 показва наличието на основенмеден сулфат. При pH по-ниско от2 почти цялото колииес~зс основенмеден сулат ще бъде разгорено, докатс при pH над 2.5 се образуватвърде много основен меден сулфат и е възможно да се становинедостиг на мед в разтвор 21. Първият начин на контрол е установяването наколичеството киселина в захранващата течност 25 за окисляване под налягане в етап 12, На свой ред количеството киселина секонтролира от степента на неутрализация на рафината от мокротоизвличане на филтрат 25 от окисляване под налягане и това е описано по-долу . обикновено трябва да се неутрализира около co до50% от киселината.в зависимост от това какво количество киселина <=необходима. Количеството киселина образувана при окисляването подналягане в етап 12 е различно и зависи както от концентрата,такасъщо и от условията на процеса. Ако от концентрата се получаваголямо количество киселина при окисляването под налягане в етап 12. то тогава, за да се достигне желания резултат е необходима по-малко киселина в подавания разтвор 25. Минималното количествомед (от подавания концентрат), което ще премине з течността 21 еоколо 10%. Под W% pH пада твърде ниско, така че нараства бързо концентрацията на желязо във филтрат 25 от окисляването подналягане. Обикновено желязото е около 10 до 50 ррм, но ако pH епод 2 и няма наличен основен меден сулоат в остатъка, то тогава съдържанието на желязо може да се увеличи твърде 6' Това е нежелателно, тъй като има някои онечистващи ързо до 1 гр/л. елементи като Аз и Sb. които се отстраняват от разтвора само едновременно схидролизата на желязото. Следователно отсъствието на желязо вразтвора е добра гаранция за ниско съдържание на окечистзакиявъв филтрат 29 от окисляването под налягане. Самото желязопредставлява едно онечистване, което трябва да се избегне колкотое възможно в цикъл 20 на електролитно отлагане. Обаче налице е един друг фактор,който има сприделящоз значение за максимума на на мед з разтзсра, Изненадващо еустановено, че някои концентрати в действителност се излугват по-пълно, ако концентрацията на мед е по-ниска. Считасе, че то се дължи или на образуването на вторичен CoS, както еописано по-горе или на някоя друга причина, свързана съссвойството на слабо окисляване на първичния минерал халкопирит в разтвори с висока концентрация на мед. Установено е. чеелементарната сяра,получена по зреме на реакцията при окисляване под наляганез е~ап "2, може да покрие илипо-тсчно да хапсулирапереагиралите халко) мри» ни нас ι ици и да пречи на дис i Ъ) ta нареагенти. Това води до ниско извличане на мед.Това явление сеувеличава значително при високо съдържание на Си в разтзсра. Томоже дабъде преодоляно или намалено като се използватповьрхкостчсак^ивни вещества, както е описано по-горе. Проблемъте особено труден при някои висококачествени концентрати,следователно за тези концентонти е желателно да се ограничихснцентрациятана мед зъз филтрата от окислязането под налягане(т.е. по-зисоко от около 25%). За да се постигне това е необходимо значителна част от медта да бъде псд формата на оснозен меденсулфат т.е. в тввърдия остатък от окисляването под налягане 12вместо във филтрата. Обикновено ако е необходимо може 20-40%мед да оъде отведена в твърдия продукт, за да се поддържаконцентрацията на мед достатъчно ниска и да се получи високо извличане на мед. При висококачествените концентрати се проявява проблемътна ниско извличане на мед при зисско съдържание на мед зоазтвооа. Следователно колкото е по-висококачествен концентрата. полкова по-голяма част от медта трясва да се отведе в твърдияяродукт. Тест с три концентрата илюстрира тази зависимост: Конц. Ол Г', , / О v и ’_Ж ’Г'· , П ,'VU Разпределение на Си в °= общо моларно ечностот OH Твъодо от 1 ' СН извличан* и -Ί -1 0.55 0 1CQ S7.3 2 ся 0.70 63 37 35.7 с 22 C.S6 35 15 34.7 Моларнотс съотношение H’/Cu се отнася за Н~ вподаваната киселина и за Си в подавания концентрат.За гГ вподаваната киселина ое поиема. че цялото количество налична киселина е дисоциирана, *а,ори ако i :ри определин?·· условия -ас сакиселината не е диссциирана. i юсо^ените в таолицата Нтоедсазлязат оптималното ниво установено опитно. за да се получат наи-доори реЗуЛ i ai и. оа кскцен i ра. !, кои* ο ι .овдставлява висококачес i зенконцентрат, се избира псоцес от васиянт А, пои ксй^о всичката ме:преминава в течна.афаза ид, j —0. ч>ъогнсшение о отговаря на намереното по опитен път, за дасе получи желаниярезултат д[ Ci/’] = 0. За концентрат #2, представляващ концентрат със среднакачество, е избран вариант В, но със значително количество медпревърната в твърд основен меден сулфат, Това се постига катосъотношението Н+/Си се поддържа достатъчно ниско, така че да не се разтвори цялото количество мед в течната фаза. За концентрат #3, представляващ нискокачественконцентрат, съшо $ избран зариант В, но з този случай в остатъка преминава минимално количество от медта като се поддържадостатъчно зисско съотношение на HVCu. Остатък от окисляването под налягане ветап 12 сеизлугва 14 с рафинат 37, рециклиран от мокрото извличане 16, ипредсаЕЛЯва разредена киселина с 3-10 гр/л K2SO4. Тъй катопо. голя ма част от медта от окисляването под налягане в етап 12преминава във филтрата 29 от окисляванетопод налягане и самомалка част з остатъка от окисляването под налягане, полученататечност 31 от излугването 14 при атмосферни-условия ес нискосъдържание на мед. В резултат на това от мокрото извличане 16 сеполучава разреден рафинатЗ?. Обикновено течността 31 отизлутването при атмосферни условия съдържа 3-7гр/л Си и 0.2 дс 0.5гр/л Я=, Пулпът получен от атмосферното излугваке в етап 14 сефилтруза трудно, както и з случая с вариант А. Може да се получидооро разделяне течно/твърдо и промиване ако преди това се 'Зпслзва съсоажение 34 от сесия сгъстители с п. 5 м ив на* зода 51 се осигурява от рафината от мокрото извличане 16, който енеутрализиран както е показано в 46 Това е подобно, както при вариант А. А. Единствената по-съществена оазлика се свежда дс по-ниското съдържание в разтвор 33 и намаления обем. Разтворът 33, получен от атмосферното излугва^не ветап 14 ое подлага на мокро извличане 16. Съдържащият мед разтзоо29 ст окисляването под наляганез етап 12 се подлага на мокроизвличане з етап 50. Следователно има две операции на мокро извличане т,е.16 и 50, в които се обработват два различни потокатечност съответно 33 и 29. Характерно е за метода съгласно изо бретението, че се използва един и съши екстоагент за извършване на мокрото извличане з ?6 и ъОС Както а показано на фигура 2. десорбираната органика 125, идваща от операция десорбиране 44, първо се подава вцикъл16 за мокро извличане, като има най-ниска концентрация намед з захранващия воден поток 33 и следователно, за да бъдеефективен органичният екстрагент -рябва да бъде кслхото евъзможно по-малко зареден. Заредената органика 125 от мокрото извличане 16 следтова се изпраща за мокро извличане 50, където влиза в контакт стечност 29, която е с висока концентрация на мед. При мокротоизвличане 50 не е необходимо да се постигне висока степен наизвличане, тъй като рафинатът 63 с^ гсва извличане се рециклира зетап 12 на окисляване под налягане, хактс е показано. От Другастрана, рафинатът 37 от мокрото извличане 16 се рециклира само частично, а една част се неутрализира 46. за да се отстраниизлишната киселина от цикъла. Следователно по-зажно е по-високо извличане на мед да при мокроί о извличане >6. нафинм! о/ Ci мокро Ич5В/\ичанеΐо се разделя з оо, кзмопри ваоиант А, на поток от около една тоета Ί2ι за неутрализиране46 и две трети 120 рециклиран в е'ап 14 на атмосферно излугзане.Значителната разлика от вариант А се състои в това, че рафинат 37отмокоотоизвличане 16 има значителнониско съдържание на медт.е.под 10G ррм, така че преди -еудрализация 46 не е необходимо даима етап на второ мокро извличане, както при вариант А. Това седължи на по-ниската концентрация на мед и обем на разтвора,позволяващ мокрото извличане 16 да бъде по-ефхтивнс. Заредената органика 65, получена от серията от двеоперации на мокро извличане 16 и 50 се промива в два етапа припрстивсточек режим с разреден кисел воден разтвор 122, както епоказано в 42. 29 Това се извърва с цел първо па се отстранят увлечените водниразтвори от заредената органика 55 и по-специално да се намали съдържанието на хлорид преди срганиката да се подложи надесорбция s 44. Количеството необходима промивна вода е около обема на срганиката. i юлучената промивна течнос рециклира в окисляването под налягане в етап 12. Промитата органика 69 се десорбира в 44 с употребенелекролит 55 от етап 20 на електролитно отлагане, за да се полудичист меден разтвор или набогатен електролит 57 за електролитно отлагане по познатите начини. следователно нова осооеност на метода е използване’на обща органика за извличане на мед от две отделни захранващизодн течности. Това води до значителни иконом ИИ Ο I ' Ю" ниски капитални вложения и текущи разходи з циклите на мокроизвличане, ί с позволява също използването на сРилнс количеС; зовода в цикъла на ? > · ц атмосферно извличане, така че може да сепостигне добро промиване на крайния отпадък и да се извлече медот толкова разредена течност. Установено е, че степента на окисляването протичащоетап 12 на окисляване под налягане зависи з голяма степен от типена концентрата, като например качестзотс и минералогията напреработваните концентрати, както и условията на окисляването н<налягане 12. Някои концентрати проявяват значително пс-гслямаокисляемост т.з. окисляване на сярата от концентрата до сулфат ирезултатът на това се оползотворява нискокачествен концентоат стегловно съдържание на мед под около 28%. Изобретателят е установил, че от значение за тези промени е не толкова качество ж самия концентрат, колкото съотношението на мед/сяра в концентрата. Главните онечистващи елементи з медния концентра' са желязото и сярата, тъй като медните руди са съставени главно ; халкопирит заедно с други минерали и по-специално пирит ^eS- или Процесът при зариант 3 третира проблема заокисляването з излишък на сярата в етап 12 на окисляване подналягане, когато се използват концентрати с по-ниско качество като нарочно се разтваря 90% от медта и се свежда до минимумобразузането на основен меден сулфат. За халкспирита реакцията е j neS·? см г. = CuSO, - 1/2re7O, - 2S° н-Н90 (6) Филтратът 29 от етап 12 на окисляване под наляганесъдържа голяма час~ меден сулфат и меден хлорид и се ооработва ветап 50 на мс-коо извличане. за да се получи чист медно-сулфатен зазтзор, лой; о отива на елек! ролитно оптаганс в ei si s uu. на РИ: у са о е показан лидроме < алу pi ичен ме < од заизвличане на цинк з допълнение към медта. Използват се съшитеуказателни номера, за да се посочат етапите исиерациите наметода, кси'с съответстват на тези от предходните изпълнения. Концентратът се пресмила 30, кактс е при предишните изпълнения. Окисляване под налягане на смесен цинково-меденконцентрат се извършва при подобен режим, кактс за концентратсъдържаш само мед. както е на Фигура 2. цинкът се окислява толкова лесно или по-лесно, отколкото медта и затова е по-лесно да се отведе в течността отизлугзане 29 , отколкото в остатъка от окисл,яването под налягане. Това е така. зашото цинкът не хидролизира така лесно восновен цинков сулфат, както медта т.е. при високо pH. —то на мед или цинк не се затруднава видимо сп високите съдържания з разтвора, както беше установено за 31 концентрации на мед при зисококачествени концентрати,Следователно е възможно да има по-полямо количество мед и цинкотведени във филтрат 29 от оксиляването под налягане т.е. както при вариант В. Окисляването на сяра е ниско,така че е малкоколичеството на киселината образувана в пооиеса на окисляване зетап 12. Следователно, за да се постигне високо съотношение Hr/Cu е необходимо да се рециклира практически цялото количествокиселина от мокрото извличане в етап 12 при минималнонеутрализиране. Подаваната киселина може да бъде с концентрация75 гр/л H2SO4 с около 10 гр/л Си и 12 гр/ CL и 5 гр/л Ζπ. филтрата 29 от окисляването под налягане съдържа цинки мед в реални концентрации, зависещи от от състава на подаванияконцентрат. За концентрати със съдържание наа мед 20% и Ζπ 5%филтратът 29 от окисляването под налягане може да съдържа скеле50 гр/л Си, 12 гр/л С1 и 15 гр/Ζπ. Остатъкът от окисляването под налягане се подава наизлугване 14 като по същия начин се използва рафинат 37 отмокрото извличане 16, както е показано,като се получаза смесен Си-Ζπ разтвор за подаване в циклите на мокро звличане. Първо сеизвлича цинка, а след това медта. Има дез водни потока за преработка чрез мокроизвличане, както при вариант В за медни концентрати, филтратът 29от окисляването под налягане има високо съдържание на Си и Ζπ.докато разтвор 33 от атмосферното излугване е с ниско съдържаниена двата елемента. Новата схема нацикъла Замокро извличане, както заописаното по-горе изпълнение , продължава с цинково мокроизвличане, което се състои в това,че слаб разтвор пръв влиза вконтакт с ооганичен екстоагент. а слее. това с концентсиоана воина течност. 3 този случай има деа цикъла - единият за цинк и другия ЗалЮД. Зъчмсжнс- е ·. орзс дц чецинка, s зависимост от изорания органичен акстоагант иотносителния му афинитет към двата елемента. Заявителят ©установил, че можа да са получат задсвлитзлни резултати като саизползва ОЕпнА 'диатил-хаксил Фосфорна киселина) като първи ΧΓΗΊΤη оладсза , ално са дадени две иозл^ ;чцппя с επι , ии и; чд,,; орви» изялимане "00 е за слаба течност 33 и зтсссто извличан© ^02 -за ла'о с поилагцнс?t с nivi ичьлича цкжка.^д ινίθίΐ: ч ч*с ί ааа ч иЗо> зччЦ. (извличането на цинк с исгиА е затрудпенс от слаоит! ’«'/'ΗϋΤβΛ'Λ НО'/1 в/ ~ ХП.Ч’ I СЧ’"* Г!!' '/’П Ч — Ζ"ΓΌΛ:/Μρ “-Н ППП X ~ИКа ’"О'?.'- , ' , ** ._, ' 1 ' ' ' - г- ~ т-» .--’ь Ц '· ' "*] j yi у— ί ,4 или /-'*С го/л. '“ццК-ц. -ча оешазането на този прорд©м са зъзежда01<ьЖДИК!-'О н«у"0~Д Ирис ~ hs. ’ОД Гр·/’“'-’ 2 м-н-кос- изс/ио-е ЦИНК. ί ала МСХрСТО ИЗВЛИЧцН.е па ц» ,пКд . .04, /|Ча з цЗд ч; ч; ;ч. > .s#. д ; сinc μ ятори етап 103 н©то помежду им се^сзежда *-*©утоадизация се преустанови изв/чичанатс з резултат на концентрацията з^аФината. 3 с©зул—ат н.а. въвеждането на междинна неутрализацияизвличането на цинк можа да са повиши до ίο пс, л и псаеча.налдинатът Q7 от първия е~зп на извлича—е 1,/2 се неутоализиоа дооколо pH 2 до 2.5 з 104 като се подова зарових (СаСО3) и се получа:, ЗЧчД i ;Ц*чДУк ; . И; .ч. Лчч · ч ч/П,л * оу Зц о Чч П Чч ч» ч . pein/"14*4. , ч» qq eg подава зъв зтосия етап 103 на мокро извличане. >.V-i/art2Wie . ч Н« О . ЧЧ-Я - i CU : - .,. , -- , ,, Чч: с;,, Ч- лЧ Г)Т П ' Н" : - -Ή рилосат 124 съдърж; 33 обикновено 5 гр/л Zr, 50 гр/л Си и 8 грл киселина, За цикъла 16 на мокро извличане концентрацията на цинке достатъчно ниска,така че не създава проблеми. Оптималното еъдъожание на цинк зъз филтрат 29 отокисляването -сд налягане се определя най-общо от възможността да се извлича цинк з цикъла на цинково мокро извличане, ι ъи кат< цинкът се извлича съвсем слабо с наличните екстоагекти /катоDEHPA/,το сеиззлича максимум 5-7 гр/л цинк преди реакцията даспре поради натрупване на киселина в рафината. По-нататъшнотоизвличане изисква неутрализация на киселината. Чрез междинното неутрализиране е възможно да се постигне по-високо извличане нацинк, обаче междинното неутрализиране отстранява сулфата отцикъла.коятс трябва да се замести или посоедством окисляването на сярата или чрез добавянена свежа киселина з цикъл 23 наокисляване под налягане. цассятно един етап н, междинно неутрализиране ще оъде съвместим със предпочитане е да с сулоа.ния баланс, следователно зае поддъожа [ZrrH, което представлява концентрацията на цинк въз филтрат 29 от окисляването псдналягане минус концентрацията на цинк в рециклирания рафинаг 72 и се равнява наоколо 10 гр/л j ака че ако з окисляването под налягане се подаде киселина гциклиран рафинаг 72 от мокрото извличане съдържаш 5 γρ/λΖπ, тогава полученият orокисляване под налягане филтрат съдържа около 15 гр/л 2п. Товаограничаване над[Zn} отличава метода за Zn от този за Си, По- голямата възможност за извличане при медното мокро извличанеозначаза, че можа да се постигне добро извличане на мед призначително пс-зисоко ниво на киселината в рафината- до 75 гр/л Ο .1 H2SO4 s сравнение със само 7-10гр/л за Zn. Следователно мед можеда се извлича от поток с 50 гр/л Си. След извличането органиката"! 06 от Zn (DEHPA) цикълсъдържа известно количество Си, което се дължи на нестриктнатаселективност на екстрагент DEHPA по отношение на Zn и на простоувличане на течност концентрирана на Си .Обикновеносъотнощението Zn/'Cu в заредената органика 106 от Zn мокроизвличане е около 150 до 300 към 1. Ако не се отстрани, цялотоколичество мед ще се десорбира заедно с Zn при мокротодесорбиране 114 на цинка и така ще бъде отложен в набогатения наZn електролит 120, който захранва Zn електролитно отлагане 11S. Znелектролитно отлагане изисква много чист набогатен електролит, зада се произведе задоволителен (чист) катоден Zn при приемливразход на ененергия. 3 набогатения електролит съотношениетоz_n/Cu трябва да бъде около 100000:1.Следователно осооено важно вда се отстрани всичката Си или от заредената органика 106 или пс-късно от набогатения електролит преди електролитното отлагане.Много по-лесно пречистването се извършва в заредената органика106. За отстраняване на тази мед е необходимо в етап 106 дасе извърши стриктно промиване т.е. 3 до 10, обикновено 5.Промиването се извършва с разреден подкиселен воден разтвор нацинков сулфат. Етапите на промиване се подреждат в серия т.е.обработената органика, излизаща от първото промиване постъпва =етаапа на второ промиване и така през всички други етапи, докатоорганиката излезе от последния етап на промизане. Известноколичество цинк се промива заедно с медта, следователно енеобходимо да се намали до минимум количеството на добавянатапромивна вода, а също така някои от етапите на промизане да сепроведат при режим на прстивоток. 35 Полученета по този начин течност 110 се рециклира вцикъла на атмосферно излугзане, за да се извлекат цинка и медта. След промиването органичният поток 112 от извличанеDEHPA е готов за десорбиране 114 с употребен електролит 116от цикъл 118 на електролитно отлагане на цинк. Така се получаванабогатен електролит 120 за електролитно отлагане на цинк привисок коефициент на полезно действие на тока. След десорбция 114 ектракционният разтворител седесорбира 131 за отстранязане на желязото преди екстрагентът дасе рециклира в мокрото извличане 100. Десорбцията 131 сеизвършва с разтвор на HC1133 , която се подава в етапа наокисляване. Всеки един от рафинатите 122 и 124 от цинковотоизвличане с DEHPA се подава на екстрахиране със селективенмеден екстрагент като LIX'м на мокро извличане , съотзетно 16 и 50, Последователността на операциите в двата цикъла 16 и50 е подобна на тази във вариант В с обща органика, която сеизползува първо в мокрото извличане 16, а после в мокротоизвличане 50. Заредената органика се промива и десорбира, кактопреди и това е показано съответно с 42 и 44. Установено е , че изискванията за неутрализиция в цикъл50 са ниски, тъй като предварително е проведена неутрализция вцинковия цикъл. Рафинатът от извиличането с UX:m както преди серецклира обратно в етап 12 на окислявана под налягане исъотвентно в етап 14 на атмосферно излугване. На фиг.4 е показан метод на хидрометалургичноекстрахиране за извличане на мед и допълнително на никел. 36 Използуваните указателни номера за показване наетапите и операциите в процеса от-сварят на тези ст предишните изпълнения. Процесът За никел-меани концентрати е много подобенна този за цинк , с изключение на това, ие всичките налижи реагентиза мокро извличане са по-малко селективни по отношение на никелаотколкото на медта. Следователно и двата цикъла 130 и 132 за мокроизвличане на никел са резпсложени след съответните цикли 16 и 50за мокро извличане на мед. Зареденият с никел ексщагент 135 о~ мокро извличане135 се подлага на промиване 137 и тогава се десорбира 133, следкоето се рециклира в мокро извличане '’ЗО. Десообирането "39 се извършва с οί140. работен електролит о~ електролитно отлагане на нике/ Ркстракцията на никел е дсста~ъчкс мека, ксгато сеналага например неутрализация in situ . както е посечено съответно з13?.!/ 136- Амонякът тоябза па те извлече ст съответните рафинатинапример посредс”зом процес на кипене на зар 138 и да се i—> г— J ’ t .’I/ Я , А »-* г—· I—i г : Г\/ \ r J t-z СЛ» Установено е, че има ограничение за размера наокисляването под налягане, което може да се осъществипосредством вариант 3. Ако окисляването· под налягане е силно и сеполучава достатъчно киселина при окисляването под налягане, тоще остане достатъчно сярна киселина след окисляването подналягане, дори и ако не се добавя киселина з захранването и дажепод формата на кисел рафинат. При това положение не само чецялото количество мед от концентрата ще се превърне в разтворенмеден сулфат,но също и известно количество желязо ст 37 концентрата ще се разтвори от сярната киселина например като железен сулфат. Желателно е желязото от концентрата да премине зостатъка от окисляването под налягане като стабилен хематит. а не в разтвора, където тоябза да се отдели от медта. Яоикнвено концентратите имат съотношение г •е/Сц поне 1:1 и следователно важен аспект на процеса е ефикасното и пълноотделяне на желязото в един по-ранен етап. Други онечист-занияарсен, антимон и т.н. също се отстраняват заедно с желязотопссоедстзом съвместно абсорбиране или утаяване. Установено е обаче, че някои концентрати проявяват~олкова голямо окисляване на сярата {образуване на киселина.·, 'се превишава капацитета на употреба на киселина на окисляванапсд налягане и част от желязото се излугза з разтвора даже при условията на вариант редвидено е в процеса да се получи "ечност с ниско съдържание на желязо, ооикнозено и.ио гр/л. ге.някои от изпитваните концентрати се получазат течности отокисляването под налягане ,съдържащи 1.С до 12гр/л пе. Също тсе предвижда Течността от окисляването под налягане да бъде сот порядъка на 2.и до З.о, което съответства на по-малко о. : р·.·свободна киселина, но от изпитваните концентрати се получазаттечности с pH от порядъка на 1,2 -2.0, което отговаря на 1 до 15 rtсвободна киселина. кап ί/Λ иъотзетно се разраоотва друго изпълнение на метода,обозначено като „вариант С“ за преработване на горнитеконцентрати , обозначени като концентрати „тип С“. Следвасписание на метода според вариант С. оасиант концентрати от ре/ким «о . лооявяеаши силна гендениияна окисляване на сярата и слидсзателно на образуване -а киселинаса тези с зисокс съотношение ,-а S:Cu или то- общо S: М, хъдето λ’ = HQ GCHOBc?H iVJoTQA Λ<ί.НО И ДО-· НО Ht? щчо ЗКЛЮ^всл което не трябва да изразходва киселина. Никелов или никел-кобалтов концентрати место са о~зариант о.защсто ссикнозено те са нискокачествени съссъотношение S: М често 2::1 или по-високо. Някои медени или медно/златни концентрати са също от тип С. ако те са нискокачествени поради високо съдържание на п/.рп·“. Ус~анозеное.че някои медно/цинкови концентрати също съдържат голямоколичество пирит и следователно са от тип С . По псинцип е налице кооелационна всъз^а / Г“ <"» ' Г*. Ί -Ί Ч Л', , /-<А I J i , ЛЧ ί · /*. /«I I A i .(ψ· · —. A L· : л — , .;. -., , „· ·. - — . -i *·. . , /-. — . Щ ομΟν/ΛΛΠ»· .c? i Печ · ί ; ; ^^2 / у· ; ~'η : с·. Л ~ — те .ос·, . : <>, ч^ОслЧс? Има също < аки изключения οι ι азп < енденаия, ι ъп като незаиики пиоити реагират по един и същи начин. При някои ^hoi-th··сяц-aia се окислява по-лесно отколкото при други. юс,са*’но izipO j ИНЪТ (ΗSyOg ) ИЛИ езързани,-! ЖсЛ.ЯЗО-ЦИНИЩВ х Ζπ, i щ о изглежда са по-малко склонни кърд окисление -а вяра. а проявя за i поведение на процес от тип □ариан! ч,- е специфичен с/ «— I^‘Lp“O · VUwH’wHvjC I И. i ibpso всичкият оафинат тщ фигура д преди този поток да се зърне з окисляването под залягане!2. т.е,не се отстранява оафинат . една част от който да се неутозлизиоа. а друга част да не мине поез неутоализация. филтриран© Н,а ОСТаТЪКа Ьтоос иулпът ог окисляването йод налягане > поеси /tc/’.yi зсГ.С -, ; vC , А»>ДЛс« «. Ис« допълнително неутрализиране. неутрализиране на продукта отокисляването под налягане , ~ака -е да се неутрализира излишекъ-’ст кеселин.а а еднсврегаеннс да се утаи те от разтвора,неутрализацията на < Όοπνκ”© о< окисляването под наляган©практически се иззършза на “сседср. зеднага след като пулпът сеисточи Oi u.3 i склаза. .най- подходящо е да се извърщи з съда за ксндиционеран.е с,\сд и^; очза.не и пои аι лдчооерно налягане,когото пулпът е е или олизо co Точката на кииене на оазтдора. г е около 100‘С 3Q тази цел се из^олзузе заоосик за са неутрализира зсичка.а одрана л/срлу-а ξ улга от окисляването под налягане така да доведе сп до около е. сдносоеменно всичкото оазтзооенонс нропр-^а^енс порт^"'a'O —а ще ^vra \/Ta.g’_jf-\ г: зте^— _;аг,а i :e.v, е“ i_i;;д . tiau - i IVI 4> bJbW/trt/J « flCuYri ; Щ i ! / s'! . ______________
VvilUbrt/i i t? I i^‘wU7 r\ , /; -./-) — I .·) — У ! СЛ“Н ! /!’ железни ?<идроксиди или основни соли ; { ъи Кглто неутрелизиция^е. — Г"tЛ tZt/.p а π; ρρ lUO rnf*. г '—· - Λ 2 -- г“4 Λ '/-ΟονΛΐ нп~ πή\~, γ. : л Α· л л -τ'-*.*·* t ·. · лети ,i-// / н, Λ / Λ-'.· VZ* . ik-zy-i, , ^i\ -π ; - f γ, u—Ud i . ρ-, ^--.κ . ψ> κ :.· \ i ~.-СП4-*х .7^ . — · ι ϋ С р Д k I ΐ ί уΛ ί »ί < οΑ j у! Ρο Щ РД ΓΡ Η ο ί сА » Ο Λ <Λ %-» ί » ι О//; ί COiHc ί */ ο ί / ί V Λ! i С-ί. Γ7 окисляззнето пои чзлягзне- нойто съдъсжз глзвно елеодентсюнзСЯрсл, лчВА/Ю. · ЯТ, riepScli ИС31Л/1 ЛОЯДИ .-ПИС/iT , Я ОД.ЗНИ скдлня АЛИНерслЛИ ' XSclpLi, ч>елЦсиι *сх; ι < с ί ΌγαΚ ! ячеох.я чвнтюмз^ени от окясл·~οο ^.олягпне 5 опи oveo е ЦПОЧЯ ί 2.Н&amp;« i .X. r;S Яо? гл£о. допъ/\.“/н елно дял; риОсдне я . ези твърди оъстзвки поппомегет о/илгриое.нето не поодукт^ге от кл>ЯЛ j ΟπίΟό>, L· Ц/ИЛ j рЯрсЛ Ϋϊ ΌτίΛ .- i гоомива старателно. както осикновено , за да се отстрант, влечената течност { Са,С' ' до практически възможната степ? ''Д 1 ” "** ·*· ид, Т“ ί ,« “! r:\ -· "К/-4 -К ДД *—ΐ ‘ ζ·{ ЧУ; • сЛу, ОСм-ίσ s Ф* i ?νίΟνψ6Η, ;r. J- Филтърният лек:1СИ ΚΟθ ί Ο ЦЯЛО ΐ '> ΚΟΛΗΜθΟΤδΟ ν ί одЪНсд iVlЪД Ο^ ИолVi Bel КелКТЦ обикновено "ри pH 1,5-1..8 и полученият продукт се промиваот ар ат елно з цикъл на . ι ί и—. цил ι ра: дЗ о: сксиля за·"© ι о ; с_налягане се обработва както пои процеса зьз ваоиант о , за да сз-дтрани Сд “осредотзом ускро извличане 5С, като се получаваоафинат 63 , който както и “реди отива на неутрализация ?€ . / It Αΐ ί Bci Ο· ΰ Κι ί ; ι ί ί Cx* АхсА ί ϊ" ι ^χ ό ^χ ι'1· * ϊίχ Ο сЛЯί Ο ί ι Lx' ПсаЛ ί С—Κΐ O' ί ί— , x Cx --x стявлвиля оафин.ат Tfj. По пели нннин * ήκη.λή’· на окисляване поп асп iviаа <>с:оЮр4Иое11 сДР-сл. >!/ ί *ълпо окисляване г*..'л .H.j/j πή!,ί~ а ’^ннценТПГ.им К основните медп^икел л»е ί слЛп. ι * ьд чι j/Ί\ij * i ί v * o ι Ά 'Zf?'?'— <* ϊί ’.-. I ί ί ί ϊ ν ι 'J t ΐ”~Ί / t i 1 v*l 11 11» '—r [*ί Z: ’чу i ι /1 i С». . ; CA 'x ί". j—ί СЛ i СЛ —C O "w y i \ Ах СА i V i Z ΐ IV: ft l Ч Ах Z : I VI —А' i производство на. елементарна сяра: 'НОутаяване на металите,окислени по воеме на окисляване^· под налягане до основни соли, като например основен меден Счлк. И.Л и ,Οϊ (iv) разтваряне на метал ит?алягане. въз зид на сулфат? никелов сулфат. окислени по време на окисляван:апоимео като цинков сулфат и/. ОЬЛиаКИ -ι6« 3 чКисЛЯ2а<‘ улгпмпри ч?т9пизапоо по не пояс^ ’ ι A? i i Lz са · 1 Ач/1 /7 f аА ί ί ci . Αχ * . ι ' a° t ·'.— At ля q«s мЗпг;лЗЗЗ KQHдвнтсиса! •У π *?Η ο**'а ОК Сл ΟI Ί Гр/Л t д J И/WI ДП ИС Π ΦΟΟΑ,ΙΡΪΉ Η -3 ХАОС1’"’1/’ 00ΛΙ/' pkQ 9“ЗОСХСД/Мсг ΖΑ·/* СВ ПрСчлЗВВДВ ТС-Г ЗА пМЗКС^ЦВ^ТВЗ.·.,»· :Я —а ^ВИТАг ‘. ТТ ?.рВ СЬ-Дсл 1 ί ЮД CpOQiVicif ci Нсд <zV/\0a ί ν'». 4_x/\C5jj.L>3cA t oUO 1 3k/<,· O s —/ ; □ КАСАЯЗСНВТОИОД ННЛЯГННВ ИСВИС~СЗГ ЯВ-С. СМВС 0*“ соли, а нв чистя хлориди. .ИЗГОДЪТ, СЬГЛй.С:~С /> ^ΟΟρθΤθΓί^.βΤΟ v;C.'‘‘.£ZJ,ci - --: 2.- -ЗД ОООДООТзйнР r!S КОЬивН^рйТИ. СЪДЪрЖЗШИ CStiVtO -?ИИЗЛ ·,·5Ανΐ 3 ,i ί5· ',/_ — : ::.: = f- i " ,1 χ-η Λ τ '~.—,—. nf- ’ л -—. м,— a — -.-3 — ¢- — . .’«/.Vi v/., .С,1Ц/ ./ 1 4 -'- i —· t~, /I . . w w*i-V '. : . i ;w .'— Ш. {·*. —· ϊ?. ; ί ,ς*Ί /:; . . ‘4 ί ·’. '. \ — — Д-t ν»'« -» Р.ЗДпО-иИК.ЧСЗИ ЛОНИвЬТрЗТИ. i CS3 OS нССГИГЗ Ч£63 дсз/рз.^з«•^ЛИЧеСТЗСТО С'2Л<Ьдт или СЯСНЗ ЧИСЗЛИНР При окис.пЯ°.ЗНвтр ·"'·''· а у *Ρθ/\ i, iHci /ЛИ С,у,.и>3: у 13«^ЛИЧ^дЗс1 ϋΛ^- ·Ρ,;30 Η--— ι Ο /сд ο .. — ’·>Λ'ΚΟ * лТй* Ул 'V:*1 ’ΖΠ1"^ Wf! η. /! д '7 □ Ο'-π”“ * 1 Ί *· ’ ί ' / λ,—· : '-. Ρ Λ ;,:Ρ, Λ ~~ 'λρ-'.Λ^ίΤΡ, / :vw.' ι / ; . «·μ . w ί w ; .ν» . .· ι w : -»-w ι r s > -w i '3\ ·.- </ ' -, Q: О^^СДЯββΗΘΤΟ ИСи г-ВЛЯ^В.НВ И пОи^инЯЧВ. зъпосс за лснцвн» ра< и Ссдържаща 3-а5*?о и 3-1 - а ДВВВН9 4*9 ДТО/ОСАКНСЗВ^О ЧООСЛТЪТ 9 ,_1СВ ’ОС^.ЯР.ВН ^-3^0 ί ί Ο '—·--’ '—ϊ-,'-Ό ; O'w; ?У: ·—- : ·-’.— Z>C\p kt/!''· '’"Ο. i -- Τ ~ /, 7' - : . / : ; иои които мвдта псвминаза главно з точността г»ои охисляваив ио_х.'"’слягснв. а ис рядко в "въодия ""осдух*". 5 скис^язв/^в”? ин ТА СВ ОВЗТЗООЯТ ’ ЛНеНО С V Λ· ЧлЯ. *·" !“ЮЯВ~0 Ч О;дЗг*ООс хлорид з окисляването псд на. ^ииоляяане πο*ι налягане се поиоавя 2ϋ-3ϋ сяоиа чиселина, лсличесГоС.че да.оъде достатъчно иа поддъожане на лониептоашия1 с съ'одата хахза—с е пс-и медни хон!лентса~и. Услозията Λ*Λΐ ЧУ i :w i U Η .ч/ ΗΉ 1 у |чУ чЛ, ~-Уч/ lZ1 ί Ч-ч П tr /1 Д ^У · »У Уч . . чУ ^У,'чу ЧУ Н/! А £чЛ i U 3 ||У?[ .'J* С? Д Hl·. кониентоати , чуО се оазтваоя заедно с i'h i ечността от окисляването под налягане се осоаоотза-ърво за мокро извличане на Си, за да се отстрани всичката мед ислед това Νί се утаява като основен никелов сулфат следпъовоначално подгояване до 85 -9СГС и при използване на варовик. — Г' -ч <· _ ' Уч ”· 1 : *“» н ✓ J*» 4 yyi’TH. У\ *. ·*, Л, г-ч · *! λ » ", у“» -¾ ,-ч -4 ·- 4 · · S **· - -· .-*» ч — . .—· -,·<_· чу-о у! Дсис д? д»<д cdc;. ?\с-ч.·^ ---з-дл сгада j таени.'-, основен •нихел.-кссалtoe сул.фат се•/•oAvTsa в амонячен оазтзсо. оеииклиоан от мокрото псзлпчане на ^-\ец това пол учената змсч^о течност от излутзакето се оораоот.за д>*-ч С — ПОДЯНА НС ΖΓ5Γ!ΠΛΤ5 1Л3’Л^ТГ'; ΓΌ /iοϊ \-3ϋ-οί "ΓΠ ϊ <у i i*c?Д*ΖϊΜH дзсл г\чл ί фу у ох; ;хтс\ <д..' 0 < Z"·.v;о ο ex ч ИСеЛИНа ОТ Оуа.СаГПЮ *ПС, C/Q раОиНЗТ ΟΘ OOpGOO^oG За ИЗЗЛИ^ане /ч/1дрОКчхИ-QKCИМ υί ίΗθΠΧ&amp;ί <>ОГ(3. ПЗХ02.Я i\i ОифИНаТ Св ОЗЦИлЛИра В ;\ib’vO ИЗЗЛИЧапО, ί yrчаст от циокулисащия рафинат се обработва за извличане на .-¾ η - <S i ч) Λ 11/1/-: /*Л it Λ f“i — J Z-k.\“л Ί· f*. ρ J-,^Λ·» .-.>,Λ· „ --ч Ч \ y i . /-* fil :ч. 4 .-4 --ч -Η Т V-v\ ' ?«!Λ Λ ρ С1Л-)СпП/:е Ο s'»/"! Ο j . νψ-ςχ , , Λυ^ί ί L.’ Ο : ; /.ο·^ · ’. у ^cXz ’ ·Λ/: Γ*ΧΛ ί 7 : 'ДЛ/·, :Д> цикъ/\a. t oза с ^>еЗул г з» ο ί зкарзапе; о на оулоаι ни ι е исни &amp; озФилоърния как на основен никелов сулоат. Тоябза да се добавяа?доняк. За да въстанозязат загуоитз на амоняк з амониевия су/\фат. :икаА-Аявдни хсии.ен ί ра7 При НИ.чел-МеДНИТе КСКЦентраТИ Nt 9 ΓΌ9Ο0Λ3Иа 33*;Лв;\Л£л?, » ;С/· л^б i С· СоДо^ЖслНк с? i u г.сд ι\1 Θ О”<О"С. щ ~!щ U ~· . д » НиЛОГИННсл ί Ά <.л<хН\Асл I >0л£х0слпсл He ФИГ. O, .-.ЛИСЛЯoOHcU Ο ι 'Ή* залягане ze превежда при практически същите '/еловия, хак—о ’епно-никелови концентрати. Разликата от фиг.5 е свързана '-•орасоткатс. на туг-.п^. ст скилязането под наля! ан.е. якнозено : ези кенцен . роти ят кал jacnaHi a, ipn кои i о след окисляване ί юд налягане мед. а предлИназ-. i .редим не з ι зъедата да—a. . ъза се .-гЗЗорщъа чееъ дсоаз-з-не ~аваровик Kbivi πνΛ'”{ίοτ окисляването под налягане, за. да се повищи -?а —А у оля car; е > —·. >од ί··ϋχΛ<ΐί 2сичк,ата Си, н*©'/т^алияирания^ пул1-1 се оилтоиоа и слиа.тъпният кек па Кое ι С <-9 i ю/А V Чсло«д ! θ'-ϊHCu i Ο ! ИЗ/\ у ι όΟΚθ ι O oQ - ОсдХ ИОЪ.г·'е н*_Л“.-· мокро извличане. /ъ а л ича не !еутоализиоанил р<яазтзир се vopacorsa оа гл. ъ-о s@3 ътаясане и мокро извличане. кахто при медне- %й;,.|И^л ~ВИ”— иг.—.-л - t irir.wi.vurl* «-» I X V»/ | I ь_ч Чи тикал *ле_1_еyev л. _с_зи руди от никелови; е ла. зрщ и не се получават кенцентр-а/ ичрез Флотация как~о при сулфидите и следователно те тояоза да -, —-51-3 — л~ ·_:— ЛЧПЯ xil-f J . -J V-4 1 J U О и Г I . U Г —h V . W * i 4 . I _J <Ц- I , w. • ηΛ'α ч— 4 Г ο Mi Q- •vjr· '/οθτο мсже па оъае ίνίο,κπκτο ч знан^талмз чолииестзс —e. Гяхмслог^нята схама о показана на <Ьиг 7 λ^ο’ΌΠ';1· 9 nOQOO©H HQ tq3k иЗГСЛЗбЗК 38. НИКеЛ-МеДНЧ3 - -0-04½ ΟπΟΟΗΤΟΟΤί/ί, С иЗКЛЮЧвНИв На “C3G, 43 ТСраДИ ЛИГСО, ~~ ,~~ ЛЯаД. OC^"aibKbi ОТ ИДЛ ЧПЗанеТО Η-ΛθД Ηθν < Оа/гИоааИЯ И м^ИЛ * '’“'-'з ~~ сз o’C’-osh1/. тъй като s незначително съдържанието на v?, ifvia също значителна разлика з условията ма окислявано тсд -’Зл?*анб.· ^емпесар/оата и налягането са значително по-зисоки ъъ ' '-^· ъ*иС кна Оо и значително по-висока киселинност -ще до ъи ред свободна киселина з додаваната течност. Съдържание^сна гацмпс’· ;utQ>*c<3 пя се нсдаде като Мс* TT-· илч jovca съществена оазлчко е ^есоходи^ло?· •j’jn;Γ·πΰ3«ι ιη з -+v ί <ί\ . tviG/Ks да оъде огс^оанен чое^ иъч асяваг^о Л
ция чдпс.'Тлес като \1r,SQ

Claims (15)

  1. Π Λ : ·_ί ι L_i I .Ί Π Ο ί_ 'Ί" L_ i_i ί ΐ ϊ χϊ ί лI - £ η 1 Π / ! ! ! Γ □, · C Η |Д И 1 V ' 1: Метод За извличане на ма никел./кобалт от о^да илилОпЦсП ί ред ΐ , Х«л|3лл i ojOLiCrli^csUu, ·_/ дг ί o&amp;d. He? у i И A /1 л<-.' “Li*-'™ * Н^ се подлагат на окисляване под налягане з присъствие па кисл.ооодчзселинен оазт-оо. съдържаш, халегенни йони и източник -'а . : i 1. '1 СД В СД I ’ Н <Д * -Д ί -i ' 1 : \ И I ' зе извлича метала, пои което източникът на оисулФатни или ^:С»;\рзί ни нл/ί с//\фаί ни пСги оулбатни йони се избира метален оълФа-. който се хиасолизиоа з киселинния оаз~зср
  2. 2. Метод, съгласно -ре·i ова ,н^ ок/ivjAziьане ί о под ΗϋΛ?ιt «дН:^ооядъка на около 130'- 15OVC ‘OL ί п з е ,тi ц сл
  3. 3. Метод. съгласно претенция 1, характеризираш, се о—еза.ие ок де.1'я заи.а i с > юд ~ал л! ане се провежда ;сд 00ui.,0 н-.лЛ г ίна кислооода и парата от около оъч кна до около ъЗи хгсд.
  4. 4. Метод, съгласно претенция 1,2 или 3, характеризира'р о това,не халогенът е избран от хлор и бром. 5 Метод, съгласно претенция 4, характеризираш се с•osa, че халсгенът е хлор и концентрацията на хлорид е от порядък)Т около 5 г л до около 20г/л.
  5. 6. Метод, съгласно претенция 5. характеризираш се с•сва,че хонцен^оацията на хлорид е около 12г/л. т Метод. съгласно иоетекция 1,2 .3,5 или 6,характеризираш се с това,не извлеченият металетап на разселя те на никела от разтвооа. л. Метод, съгласно претенция /, характеризиоашсестова,че никелът се отделя от разтворачрез утаяване, утайката оникел се отделя от разтвора и никелът се излугза,за да се получиникелов разт8сс,
  6. 9. Метод, съгласно претенция 7, характеризираш се стова, че разтворът съдържа също и мед изключва етап на отделяИсЗ. МоД t а Ο ' ю/cto ! оОрсл ПреДИ у * ОЯЗаНеТО На HiuKeAQ.
  7. 10. Метод, съгласно претенция 7, характеризиоаш се ·това/че рудата ;/ли концентратът също съдържат мед ; коя*о -риок/ 1C/Ля ване s с > :Од залягане се ИоЛу гза в разтвора и зь.ЛгСчза 91 a.i : о · деля не г-а медта ο ί раи ί зсра, преди утая ване ? о на нике/\а. Мсь; сд, Coi /чаено псе ί енция или ί с, харак . ери-зирссе с това,не ме ата се отделя чоез мокоо извличане.
  8. 12. Метод, съгласмопретенцияарактеризиращ се с това, че медта се от; 9 или ΐθ< фез утаяване. Метод, съгласно претенция 1.2,3,5 или 3,характеризираш се с това,не извличания метал е кобалт изклюиза зтап на отделяне на кобалта от разтвора.
  9. 14, Метод, съгласно псетенция 13. характеоизиоаш се стова,не кобалта се отделя от разтвора чрез утаяване,кобалтсъдържащата утайка се отделя от разтвора .кобалтът се извлича от кобалтовата уайкз
  10. 15. Метод, съгласно нретенци;гоза.че разтворът съдържа също и мед и на медта от разтвора позди утаяването ’за ксоалтов рее ?сс. ж харак~еризиращ л.Л i _ί. ъгласно претенция 13, характеризиращ се стова.че рудата или концентратът също съдържат мед .която зпроцеса на окисляване под налягане се излуг-за в разтвора ивключва етап за отделяне на медта от разтвора преди утаяванетона кобалта.
  11. 17. Метод, съгласно претенция 15 или 16,характеризиращ се с това,че медта се отделя чрез мокро извличане.
  12. 18, Метод, съгласно превенция 15 или 16,Характеризиращ -С-9 С ТОЗ«л,Ч© МвДТЗ СЗ ОТДеЛЯ ---063 у—СЯ£3.не. 4 0 »,.«стл i C ΟΪ /*.С*С, ,О , --,Г"Ч !ЛИ г? характеризиращ се с теза, че металът за извличане е смес от никел.л кобалт и включва етап за разделяне на никела и кобалта отразтзсра, за да се получи разтвор от никел и кооалт, ^о.2\л©~год,, съ; ласно превенция ларакi©ризисощ сетова. че никелът и кобалта се отделят от оазтзора чрез утаяване. никело-кооалтоеата утайка се отделя от разтвора , под/\ага се наизлугзаке и се получава оазтзоо на никел / кобалт.
  13. 21. Метод.съгласно нретова,че разтворът сьДвржа също а отстраня зане на медта от оазтзоо кобалта. “ен.ция *9. характеризиращ се с κί wKArtJMttcX ч? I di i Jci а преди утаяването на никела и
  14. 22. Метод, съгласно пре~енция 13, характеризиращ се стова,че рудата или концентратът съдържат също и мед, която поиокисляването под налягане се излугза в разтзср и включва етап за отделяне на медта от разтвора преди утаяването на никела икобалта.
  15. 23. Метод,съгласно претенция 21 и 22 , ха сестова, че медта се отделя чрез мокро извличане, iv·^ ; оД, CctAciCHo * рсТсНЦИЯ i -3, Характер.12.100.c тоза.че включва етап За отделяне на никела и кобалта от отделни никелов и. кобалтови концентрати за електролитноотлагане. Издание на Патентното ведомство на Република България1113 София, бул. "Д-р Г. М. Димитров" 52-Б Експерт: Е. Калайджиева Редактор: Пор. № 39538 Тираж: 40 MB
BG102133A 1995-06-07 1997-12-18 Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид BG62178B1 (bg)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US08/488,128 US5650057A (en) 1993-07-29 1995-06-07 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
PCT/CA1996/000003 WO1996041026A1 (en) 1995-06-07 1996-01-04 Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal

Publications (2)

Publication Number Publication Date
BG102133A BG102133A (bg) 1998-07-31
BG62178B1 true BG62178B1 (bg) 1999-04-30

Family

ID=23938434

Family Applications (3)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BG102133A BG62178B1 (bg) 1995-06-07 1997-12-18 Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид
BG102132A BG62180B1 (bg) 1995-06-07 1997-12-18 Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид
BG102149A BG62290B1 (bg) 1995-06-07 1997-12-23 Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид

Family Applications After (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
BG102132A BG62180B1 (bg) 1995-06-07 1997-12-18 Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид
BG102149A BG62290B1 (bg) 1995-06-07 1997-12-23 Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид

Country Status (23)

Country Link
US (1) US5650057A (bg)
EP (5) EP0832302B1 (bg)
JP (3) JP4180655B2 (bg)
KR (1) KR100426231B1 (bg)
CN (3) CN1057344C (bg)
AU (3) AU694960C (bg)
BG (3) BG62178B1 (bg)
BR (3) BR9608624A (bg)
CA (6) CA2456772A1 (bg)
DE (5) DE69610208T2 (bg)
DK (3) DK0832302T3 (bg)
ES (3) ES2153950T3 (bg)
FI (2) FI116905B (bg)
GT (2) GT199600014A (bg)
NO (1) NO975707D0 (bg)
OA (1) OA10643A (bg)
PE (2) PE30096A1 (bg)
PL (3) PL323593A1 (bg)
RU (3) RU2178007C2 (bg)
TR (5) TR199701570T1 (bg)
TW (2) TW408186B (bg)
WO (3) WO1996041026A1 (bg)
ZA (1) ZA964866B (bg)

Families Citing this family (62)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
AUPN191395A0 (en) * 1995-03-22 1995-04-27 M.I.M. Holdings Limited Atmospheric mineral leaching process
US5976218A (en) * 1996-05-10 1999-11-02 Henkel Corporation Process for the recovery of nickel
ZA987219B (en) * 1997-08-15 2000-02-14 Cominco Eng Services Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal.
AUPP543798A0 (en) * 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
AU2395600A (en) * 1999-01-21 2000-08-07 Ga-Tek Inc. Process for recovering copper from a high acid mixed metal solution
AUPQ578200A0 (en) * 2000-02-22 2000-03-16 Anaconda Nickel Limited Method for the recovery of nickel and/or cobalt
US6231823B1 (en) 2000-03-27 2001-05-15 Dynatec Corporation Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions
US6676909B2 (en) 2000-07-25 2004-01-13 Phelphs Dodge Corporation Method for recovery of metals from metal-containing materials using medium temperature pressure leaching
US6428604B1 (en) 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
US7476308B2 (en) * 2001-07-25 2009-01-13 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
US20050126923A1 (en) * 2001-07-25 2005-06-16 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
ATE386825T1 (de) * 2001-09-13 2008-03-15 Intec Ltd Zinkgewinnungsverfahren
CA2387633C (en) * 2002-05-24 2011-04-26 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals
KR100486269B1 (ko) * 2002-10-07 2005-04-29 삼성전자주식회사 고 선명 텔레비전의 반송파 복구 장치 및 방법.
US20040200730A1 (en) * 2003-04-14 2004-10-14 Kyo Jibiki Hydrometallurgical copper recovery process
AU2005245514A1 (en) * 2004-05-21 2005-12-01 Wmc Resources Ltd Recovery of nickel
EP1809777B1 (en) * 2004-10-21 2009-03-11 Anglo Operations Limited Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
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
US7736487B2 (en) 2004-10-29 2010-06-15 Freeport-Mcmoran Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction
WO2006049631A2 (en) * 2004-10-29 2006-05-11 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
WO2006049632A1 (en) * 2004-10-29 2006-05-11 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
WO2007039664A1 (en) * 2005-10-03 2007-04-12 Outotec Oyj. Sodium chloride processing of nickel sulphide ore or concentrates
KR101329838B1 (ko) * 2005-11-28 2013-11-14 앵글로 오퍼레이션스 리미티드 광석으로부터 유가 금속을 회수하기 위한 염산의존재하에서의 침출 방법
WO2007143807A1 (en) * 2006-05-15 2007-12-21 International Pgm Technologies Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions
CN100497680C (zh) * 2007-01-19 2009-06-10 昆明贵金属研究所 一种硫化镍精矿提取镍的新方法
WO2008103873A1 (en) * 2007-02-22 2008-08-28 The Regents Of The University Of California Process for recovery of metal-containing values from minerals and ores
US8003064B2 (en) 2007-09-17 2011-08-23 Freeport-Mcmoran Corporation Controlled copper leach recovery circuit
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
WO2009149522A1 (en) * 2008-06-13 2009-12-17 Poseidon Nickel Limited Rheological method for the hydrometallurgical recovery of base metals from ores
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
CN101760614B (zh) * 2008-12-02 2011-08-10 中国恩菲工程技术有限公司 含镍矿石的浸出方法
FI122188B (fi) * 2010-03-18 2011-09-30 Outotec Oyj Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi
KR101232199B1 (ko) * 2010-11-23 2013-02-13 한국지질자원연구원 2차 금속자원의 침출액으로부터 용매추출에 의한 구리, 아연, 카드뮴 및 니켈을 추출 및 분리하는 방법
CN102002586B (zh) * 2010-12-04 2012-09-26 金川集团有限公司 一种含镍高钴硫化物浸出工艺
CN104379778B (zh) * 2011-05-02 2017-06-16 三金属矿业有限公司 从复杂氧化物矿和硫化物矿回收铟、银、金和其它稀有金属、贵金属和贱金属的方法
EP2784166B1 (en) * 2011-11-22 2019-05-22 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for producing high-purity nickel sulfate
US9169533B2 (en) 2011-12-20 2015-10-27 Freeport Minerals Corporation System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials
US8420048B1 (en) 2011-12-20 2013-04-16 Freeport-Mcmoran Corporation System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials
JP5867710B2 (ja) * 2012-01-24 2016-02-24 住友金属鉱山株式会社 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法
ITMI20120579A1 (it) * 2012-04-11 2013-10-12 Metals Technology Dev Compa Ny Llc Procedimento per recuperare metalli non ferrosi da una matrice solida
WO2014015402A1 (en) * 2012-07-23 2014-01-30 Vale S.A. Recovery of base metals from sulphide ores and concentrates
RU2502811C1 (ru) * 2012-12-19 2013-12-27 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) Способ переработки окисленных никелевых руд
CN103205580A (zh) * 2013-04-19 2013-07-17 金川集团股份有限公司 一种贵金属富集过程中的脱硫方法
FI124954B (fi) * 2013-04-30 2015-04-15 Outotec Oyj Menetelmä kultaa sisältävän liuoksen valmistamiseksi ja prosessijärjestely kullan ja hopean talteenottamiseksi
KR101399953B1 (ko) * 2013-11-20 2014-05-30 한국지질자원연구원 복합 구리광 선광방법
KR101352400B1 (ko) 2013-11-20 2014-01-22 한국지질자원연구원 침출 및 침전을 이용한 복합 구리광 선광방법
US9410225B2 (en) * 2014-05-13 2016-08-09 Teck Resources Limited Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
BR112017010369A2 (pt) * 2014-11-18 2017-12-26 Alliance Magnesium processo para produzir compostos de magnésio e vários subprodutos com o uso de ácido sulfúrico em um ciclo de recuperação de hcl
JP6481542B2 (ja) * 2015-07-21 2019-03-13 住友金属鉱山株式会社 高純度硫酸ニッケル水溶液の製造方法
JP6428525B2 (ja) * 2015-08-04 2018-11-28 住友金属鉱山株式会社 酸化中和設備および酸化中和方法
RU2628946C2 (ru) * 2015-10-29 2017-08-23 Игорь Владимирович Федосеев СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЧИСТОГО ЭЛЕКТРОЛИТА CuSO4 ИЗ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ РАСТВОРОВ И ЕГО РЕГЕНЕРАЦИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ КАТОДНОЙ МЕДИ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ С НЕРАСТВОРИМЫМ АНОДОМ
CN105755283B (zh) * 2016-03-08 2017-09-12 江西理工大学 氯盐选择性浸出红土镍矿中有价金属的方法
CN105779773B (zh) * 2016-04-20 2017-11-17 广东省稀有金属研究所 一种从电镀污泥中分离镍铜铁的方法
CN106702429A (zh) * 2016-12-22 2017-05-24 北京吉亚半导体材料有限公司 碱法生产金属镓苛性碱净化回收的方法
CN106834680B (zh) * 2017-01-04 2018-07-10 北京科技大学 一种Li、Co、Ni、Cu、Mn混合金属离子的分离方法
JP6448684B2 (ja) * 2017-03-03 2019-01-09 Jx金属株式会社 リチウム回収方法
MX2020006536A (es) * 2017-12-21 2020-12-03 Bhp Chile Inc Equilibrio hidrico en una lixiviacion en pilas de cloruro.
RU2667927C1 (ru) * 2017-12-28 2018-09-25 Общество С Ограниченной Ответственностью "Сдп-М" Способ получения меди высокой чистоты
EP3882365A1 (en) * 2018-11-14 2021-09-22 Nova Mineralis S.A. Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid
US20230193418A1 (en) * 2020-04-17 2023-06-22 Glencore Technology Pty Limited Sulphide oxidation in leaching of minerals
CN113046574B (zh) * 2021-03-17 2022-07-29 沈阳有色金属研究院有限公司 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法

Family Cites Families (33)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA209933A (en) * 1921-03-29 Teska Meta Drying frame
US2520958A (en) * 1947-01-14 1950-09-05 Poole Henry Gordon Nickel recovery
NL124965C (bg) * 1962-03-19 1900-01-01
GB1150188A (en) * 1967-02-15 1969-04-30 Sherritt Gordon Mines Ltd Method for Recovering Substantially Pure Nickel from Ammoniacal Nickel Ammonium Carbonate Leach Solutions.
FR2131820B1 (bg) * 1971-03-29 1973-12-07 Nickel Le
US3761566A (en) * 1971-09-13 1973-09-25 American Metal Climax Inc Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions
US3767762A (en) * 1972-01-04 1973-10-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Recovery and separation of nickel and cobalt from reduced laterite nickel ore
CA994109A (en) * 1973-08-30 1976-08-03 Robert W. Stanley Hydrometallurgical method for recovering copper values from copper concentrates
US4039406A (en) * 1973-08-10 1977-08-02 Noranda Mines Limited Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach
US3981968A (en) * 1973-10-19 1976-09-21 Freeport Minerals Company Solvent extraction of nickel from ammoniacal solutions
US3933975A (en) * 1974-02-08 1976-01-20 Amax Inc. Nickel-cobalt separation
DE2501284C3 (de) * 1975-01-15 1980-06-12 Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe
US4108639A (en) * 1976-07-09 1978-08-22 Johns-Manville Corporation Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron
US4093526A (en) * 1977-09-08 1978-06-06 Amax Inc. Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper
CA1107678A (en) * 1978-04-12 1981-08-25 Kohur N. Subramanian Nickel recovery from sulfur-deficient mattes
US4187281A (en) * 1978-08-07 1980-02-05 Uop Inc. Hydrometallurgical recovery of cobalt and nickel
ZW3481A1 (en) * 1980-02-18 1981-05-20 Nat Inst Metallurg The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron
CA1150062A (en) * 1980-06-10 1983-07-19 Robert W. Stanley Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
DE3140380C2 (de) * 1981-10-10 1985-04-11 Gebrüder Sulzer AG, Winterthur Verfahren zur Gewinnung von Nickel, hochreinem Magnesiumoxid und Zement
ZA835167B (en) * 1982-08-10 1984-05-30 Broken Hill Ass Smelters Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials
US4457897A (en) * 1982-09-28 1984-07-03 Noranda Mines Limited Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
FI70049C (fi) * 1984-07-03 1986-09-12 Outokumpu Oy Vaetske-vaetske-extraktionsfoerfarande foer avlaegsnande och utvinning av metaller ur vattenloesningar
US4600435A (en) * 1984-08-24 1986-07-15 Amax Inc. Solvent extraction of cobalt (II) from sulfate solutions with cobalt extractants
US4927794A (en) * 1985-06-26 1990-05-22 Chevron Research Company Leaching cobalt, molybdenum, nickel, and vanadium from spent hydroprocessing catalysts
US4900522A (en) * 1986-07-22 1990-02-13 Amax Inc. Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction
JPS6338537A (ja) * 1986-07-31 1988-02-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ニツケル硫化物からのニツケルの回収方法
US4861371A (en) * 1986-12-16 1989-08-29 California Nickel Co. Nickel-containing leachate having low aluminum content
CN2099333U (zh) * 1991-06-19 1992-03-18 刘家海 小型大功率恒温恒湿插座
FI93973C (fi) * 1992-06-18 1995-06-26 Outokumpu Harjavalta Metals Oy Menetelmä jarosiitin sekä ammonium- ja alkalipohjaisten kaksoissuolojen muodostumisen estämiseksi happamien liuotusprosessien neste-nesteuutossa
US5431788A (en) * 1993-06-28 1995-07-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
CA2134490C (en) * 1993-10-29 2000-05-23 John E. Fittock Process for the preparation of a high purity cobalt intermediate

Also Published As

Publication number Publication date
EP0930373A1 (en) 1999-07-21
EP0832303B1 (en) 2001-04-25
AU694960B2 (en) 1998-08-06
RU2179192C2 (ru) 2002-02-10
DE69629845D1 (de) 2003-10-09
FI974428A0 (fi) 1997-12-05
AU694960C (en) 2004-06-17
WO1996041029A2 (en) 1996-12-19
DK0832302T3 (da) 2000-11-20
RU2174562C2 (ru) 2001-10-10
BG102149A (bg) 1998-08-31
US5650057A (en) 1997-07-22
PL323593A1 (en) 1998-04-14
CA2221781A1 (en) 1996-12-19
BG102133A (bg) 1998-07-31
MX9709729A (es) 1998-10-31
AU4476696A (en) 1996-12-30
BG62180B1 (bg) 1999-04-30
DE69612617T2 (de) 2002-04-18
CA2221930A1 (en) 1996-12-19
AU709602B2 (en) 1999-09-02
TW408186B (en) 2000-10-11
EP0832302B1 (en) 2000-09-06
BG102132A (bg) 1998-07-31
AU4296096A (en) 1996-12-30
DE69606036T2 (de) 2000-06-08
FI974427A0 (fi) 1997-12-05
RU2178007C2 (ru) 2002-01-10
DK0930373T3 (da) 2003-10-13
CN1187220A (zh) 1998-07-08
CA2221930C (en) 2004-11-23
GT199600038A (es) 1997-11-26
CN1052265C (zh) 2000-05-10
DE69612617D1 (de) 2001-05-31
CN1186524A (zh) 1998-07-01
ES2153950T3 (es) 2001-03-16
BR9608483A (pt) 1999-07-06
TR199802185T2 (xx) 1999-02-22
BG62290B1 (bg) 1999-07-30
TR199701568T1 (xx) 1998-05-21
TR199701570T1 (xx) 1998-06-22
EP0924307B1 (en) 2003-01-29
CA2456772A1 (en) 1996-12-19
GT199600014A (es) 1997-10-09
DE69629845T2 (de) 2004-07-08
EP0930373B1 (en) 2003-09-03
CA2356048A1 (en) 1996-12-19
PL190594B1 (pl) 2005-12-30
CA2356050C (en) 2002-03-26
EP0832306A2 (en) 1998-04-01
KR100426231B1 (ko) 2004-06-30
ES2159351T3 (es) 2001-10-01
JPH11506167A (ja) 1999-06-02
NO975707L (no) 1997-12-05
CA2221781C (en) 2006-07-25
EP0832302A1 (en) 1998-04-01
ZA964866B (en) 1997-01-07
DK0832306T3 (da) 2000-05-08
JP3609422B2 (ja) 2005-01-12
PL323782A1 (en) 1998-04-27
PL323799A1 (en) 1998-04-27
CA2221940A1 (en) 1996-12-19
EP0832306B1 (en) 2000-01-05
WO1996041029A3 (en) 1997-02-13
TR199802186T2 (xx) 1999-02-22
MX9709728A (es) 1998-10-31
CN1057344C (zh) 2000-10-11
CN1186523A (zh) 1998-07-01
CA2221940C (en) 2002-01-08
BR9608624A (pt) 1999-06-29
CN1055971C (zh) 2000-08-30
JP4180655B2 (ja) 2008-11-12
FI116905B (fi) 2006-03-31
DE69610208D1 (de) 2000-10-12
FI974428A (fi) 1997-12-05
AU708844B2 (en) 1999-08-12
WO1996041027A1 (en) 1996-12-19
JPH11510559A (ja) 1999-09-14
DE69606036D1 (de) 2000-02-10
JPH11506166A (ja) 1999-06-02
AU5888996A (en) 1996-12-30
TW493008B (en) 2002-07-01
MX9709727A (es) 1998-10-31
CA2356050A1 (en) 1996-12-19
BR9608499A (pt) 1999-07-06
DE69610208T2 (de) 2001-04-26
TR199701569T1 (xx) 1998-05-21
CA2356048C (en) 2002-03-26
OA10643A (en) 2002-09-24
WO1996041026A1 (en) 1996-12-19
JP3609421B2 (ja) 2005-01-12
FI974427A (fi) 1997-12-05
FI116145B (fi) 2005-09-30
ES2144240T3 (es) 2000-06-01
NO975707D0 (no) 1997-12-05
DE69626048D1 (de) 2003-03-06
EP0832303A1 (en) 1998-04-01
KR19990022567A (ko) 1999-03-25
PE30096A1 (es) 1996-07-22
PE11197A1 (es) 1997-05-07
EP0924307A1 (en) 1999-06-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
BG62178B1 (bg) Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид
RU2137856C1 (ru) Способ извлечения меди из сернистой медной руды или концентрата
EP1012351B1 (en) Chloride assisted hydrometallurgical extraction of copper from sulphide ore materials
CA2945541C (en) Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
CN102859012B (zh) 处理含镍原料的方法
AU2007216890A1 (en) Process for treating electrolytically precipitated copper
US20040031356A1 (en) Process for electrolytic production of ultra-pure zinc or zinc compounds from zinc primary and secondary raw materials
CN100355917C (zh) 对铂系金属的回收
EP1370699B1 (en) A method for the precipitation of silica in connection with zinc ore leaching
JP2005526909A (ja) 塩化物で補助された金属の湿式冶金的抽出
US4118221A (en) Copper recovery from sulfate solutions containing nickel and cobalt
AU2002237342A1 (en) A method for the precipitation of silica in connection with zinc ore leaching
US7682581B2 (en) Method for the removal of copper from a zinc sulphate solution
CN114990341A (zh) 一种氧化锌与铜白烟尘混合浸出的方法
WO2009007792A1 (en) The production of copper
MXPA97009728A (en) Hydrometalurgical extraction of metal assisted porclor