BG62179B1 - Хидрометалургично извличане на мед с помощта на хлорид - Google Patents
Хидрометалургично извличане на мед с помощта на хлорид Download PDFInfo
- Publication number
- BG62179B1 BG62179B1 BG101726A BG10172697A BG62179B1 BG 62179 B1 BG62179 B1 BG 62179B1 BG 101726 A BG101726 A BG 101726A BG 10172697 A BG10172697 A BG 10172697A BG 62179 B1 BG62179 B1 BG 62179B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- copper
- extraction
- solution
- zinc
- concentrate
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 325
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 256
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 255
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 247
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 title claims description 30
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 240
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 239
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 149
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 121
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 113
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 96
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 94
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 77
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 68
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 58
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 38
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 34
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims abstract description 29
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims abstract description 28
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 16
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 16
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 11
- -1 sulphate ions Chemical class 0.000 claims abstract description 10
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 claims abstract description 4
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 claims abstract description 3
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 166
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 claims description 70
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 66
- 239000000284 extract Substances 0.000 claims description 58
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 51
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 44
- 239000007787 solid Chemical group 0.000 claims description 42
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 36
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 35
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 claims description 29
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 20
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims description 19
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 16
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 14
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 11
- NGNBDVOYPDDBFK-UHFFFAOYSA-N 2-[2,4-di(pentan-2-yl)phenoxy]acetyl chloride Chemical compound CCCC(C)C1=CC=C(OCC(Cl)=O)C(C(C)CCC)=C1 NGNBDVOYPDDBFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M hydrogensulfate Chemical compound OS([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 8
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 6
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 claims description 6
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 6
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 claims description 6
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 5
- 238000010908 decantation Methods 0.000 claims description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims description 5
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 5
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 4
- 239000011686 zinc sulphate Substances 0.000 claims description 3
- 235000009529 zinc sulphate Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 2
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 2
- 230000036961 partial effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 54
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 37
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 37
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 23
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 23
- LITQZINTSYBKIU-UHFFFAOYSA-F tetracopper;hexahydroxide;sulfate Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[OH-].[Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[Cu+2].[O-]S([O-])(=O)=O LITQZINTSYBKIU-UHFFFAOYSA-F 0.000 description 22
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 17
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 14
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 12
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 12
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 8
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 7
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 7
- 229910021591 Copper(I) chloride Inorganic materials 0.000 description 6
- 230000009471 action Effects 0.000 description 6
- OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M copper(I) chloride Chemical compound [Cu]Cl OXBLHERUFWYNTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 5
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 5
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 5
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 4
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 4
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 3
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 3
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- HLQQMPGKASWZPH-UHFFFAOYSA-N diethyl hexyl phosphate Chemical compound CCCCCCOP(=O)(OCC)OCC HLQQMPGKASWZPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 3
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 3
- 235000012907 honey Nutrition 0.000 description 3
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 238000010248 power generation Methods 0.000 description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 3
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002585 base Substances 0.000 description 2
- 239000000701 coagulant Substances 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 238000009472 formulation Methods 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 2
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 2
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 2
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 2
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 239000008399 tap water Substances 0.000 description 2
- 235000020679 tap water Nutrition 0.000 description 2
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 2
- CPELXLSAUQHCOX-UHFFFAOYSA-M Bromide Chemical compound [Br-] CPELXLSAUQHCOX-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 229910000570 Cupronickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229920001732 Lignosulfonate Polymers 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 230000001154 acute effect Effects 0.000 description 1
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000006172 buffering agent Substances 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 101150052500 cic-1 gene Proteins 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N copper iron sulfane Chemical compound S.[Fe].[Cu] BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N copper nickel Chemical compound [Ni].[Cu] YOCUPQPZWBBYIX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 230000020169 heat generation Effects 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 1
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 1
- 150000002505 iron Chemical class 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- 230000002441 reversible effect Effects 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0069—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/26—Refining solutions containing zinc values, e.g. obtained by leaching zinc ores
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/0423—Halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/10—Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
Description
ОБЛАСТ НА ТЕХНИКАТА
Изобретението се отнася до хидрометалургична обработка на медносулфидни руди или концентрати в присъствието на хлоридни йони. То се отнася също и до обработка на смесена руда, която освен мед съдържа цинк или никел. ПРЕДШЕСТВАЩО СЪСТОЯНИЕ НА ТЕХНИКАТА
Хидрометалургичната обработка на медносулфидните руди, такива като халкопирита (CuFeS2), създава проблеми, тъй като острите условия, необходими за ефективното извличане на медта от тези руди водят до окисление на сулфида в рудата до сулфат, в резултат на което се получават големи количества киселина, изискваща скъпа неутрализация.
Правени са опити за излугване на сулфидния концентрат при сравнително по-меки условия, при които сулфидът да бъде окислен само go елементарна сяра, а не да се измине целия път до сулфат. Тези опити Включват предварителната обработка на концентрата преди етапа на окисление под налягане (автоклаВно окисление), за да стане по-бързо излугване на сулфидния концентрат, какВото е излугВането на концентрата 6 присъствието на хлоридни йони, описано В Американски патент 4,039,406. При този метод представляващите значение медни частички 6 медния концентрат се превръщат В тВърд основен меден сулфат, от който Впоследствие трябВа да бъде регенерирана медта, както е описано в Американски патент 4,338,168. В описания В патент 4,039,406 метод значително количество (20-30%) от сулфида В рудата или В концентрата е Вече окислено до сулфат, което Води до по-голяма необходимост от кислород по Време на извличането под налягане (аВтоклаВно извличане) и до образуване на сярна киселина. Това е особено нежелателно при по-нискокачествени концентрати, при които съотношението S/Cu е голямо.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Настоящето изобретение предоставя метод за хидрометалургична извличане на мед, при който е намалено окислението на сулфида в рудата или концентрата до сулфат и който е подходящ за обработка както на висококачествени, така и на нискокачествени руди или концентрати.
Съгласно изобретението се предоставя метод за извличане на мед от медносулфидна руда или от концентрат, който Включва етапи на подлагане на рудата или концентрата на автоклаВно окисление в присъствието на кислород и кисел хлорид ен разтвор, при което от автоклавното окисление се получава филтрат и неразтворима основна медносулфатна сол, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се провежда в присъствието на източник на бисулфатни или сулфатни йони, избрани от групата, състояща се от сярна киселина и метален сулфат, който 6 киселия разтвор се хидролизира, и че количеството на прибавения източник на бисулфатни или сулфатни йони съдържа поне стехиометричното количество сулфатни или бисулфатни йони, необходимо за получаването на основната медносулфатна сол в по-малко количество от сулфата, получен in situ при автоклавното окисление.
Според едно определено изпълнение на изобретението методът включва допълнително етапи на връщане на филтрата от автоклавното окисление обратно към етапа на автоклавно окисление; излугване на основната медносулфатна сол, получена при автоклавното окисление при едно второ извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на основната медна сол, при което се получава луга, съдържаща разтворен меден сулфат и твърд остатък; разделяне на лугата от твърдия остатък; подлагане на лугата на екстракция с органичен разтворител, при което се получава концентриран меден разтвор и рафинат; и връщане на рафината обратно към втория етап на извличане. При това изпълнение автоклавното окисление може да бъде проведено при температура от 115°С до 175°С. Освен това автоклавното окисление може да бъде осъществено при парциално налягане на кислорода от 445 kPa (50 psig) до около 1825 kPa (250 psig).
Предпочита се автоклавното окисление да се извършва при предварително определено съотношение Н+/Си, където Н+ представлява водородните йони в киселия хлориден разтвор, а Си представлява медта в рудата или в концентрата, така че концентрацията на медта в получения от автоклавното окисление филтрат е практически равна на концентрацията на медта във филтрата от автоклавното окисление, който се връща към етапа на автоклавно окисление.
Концентрацията на хлорида във филтрата от автоклавното окисление, който се връща към етапа на автоклавно окисление, се поддържа предимно в интервала от около 8 g/Ι до около 20 g/Ι, за предпочитане от около 11 g/Ι до около 14 g/Ι и найдобре около 12 g/1.
В спецификацията се споменава за използването на хлорид. Може да се прецени обаче, че в случай на желание е възможно хлоридът да бъде заменен с бромид.
За предпочитане, второто извличане се осъществява при pH в интервала от около 1.3 до около 2.2. Беше установено, че това повишава разтварянето на медта и понижава разтварянето на желязото. По-добре е, второто извличане да се осъществява при pH в границите от около 1.6 до около 1.9.
Второто извличане може да се провежда при температура от около 20°С до около 70°С, за предпочитане от около 35°С до около 45°С.
За второто извличане се оказва подходящо времетраене на процеса под един час, например от 15 до 20 минути.
Рафинатът може да бъде разделен на първа порция, съдържаща около две трети от рафината и втора порция, съдържаща около една трета от рафината, като първата порция може да бъде върната обратно към второто извличане, а втората порция може да бъде подложена на вторична екстракция с органичен разтворител до получаването на вторично излугващо средство и вторичен рафинат. Вторичното излугващо средство може да бъде използвано като екстрагент при екстракцията на лугата.
В друго изпълнение на изобретението автоклавното окисление се провежда при предварително определено съотношение Н+/Си, където Н+ представлява водородните йони В киселия хлориден разтвор, а Си представлява медта в рудата или в концентрата, така че филтратът от автоклавното окисление съдържа първа порция от медта в рудата или концентрата, а основната медна сол съдържа втора порция от медта в рудата или концентрата, като изпълнението допълнително включва етапи на разделяне на филтрата от автоклавното окисление и на основната медна сол; излугване на основната медна сол във втори етап на извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на медната сол, при което се получава втори меден разтвор и твърд остатък; и подлагане на филтрата от автоклавното окисление и на втория меден разтвор на екстракция с органичен разтворител, при което се получава концентриран меден разтвор, от който по електролитен път се добива медта.
Допълнително методът може да включва етапи на подлагане на втория меден разтвор и на филтрата от автоклавното окисление на извличане на цинка с органичен разтворител преди медната екстракция с органичен разтворител с органичен цинков екстрагент до получаване съответно на първи и втори цинкови екстракти и респективно първи и втори цинкови екстракционени рафинати; подлагане на първия цинков екстракционен рафинат на течно извличане с органичен меден екстрагент до получаването на първи съдържащ мед екстрагент и първи меден екстракционен рафинат; подлагане на втория цинков екстракционен рафинат на течна екстракция с първия съдържащ мед екстрагент до получаване на втори съдържащ мед екстрагент и втори меден екстракционен рафинат; и stripping на цинка от първия и втория съдържащи цинк екстрагенти, до получаването на концентриран цинков разтвор за електролитно добиване на цинк.
Вторият цинков екстракт може да съдържа в допълнение към цинка минимално количество мед и методът да включва етап на обработка на втория цинков екстракт с воден разтвор на цинков сулфат в противотоков режим за заместване на минималното съдържание на мед в екстрагента с цинк, така че да се получи практически чист цинков разтвор за електролитното добиване, като споменатата обработка се прави в редица последователни етапи.
Филтратът от автоклавното окисление може да бъде подложен на мокро извличане на цинка с първия цинков екстракт, при което се получава вторият цинков екстракт, като освен това се включват етапи на реекстракция на цинка от втория цинков екстракт до получаването на регенериран цинков екстрагент; и връщане на регенерирания цинков екстрагент за извършване на цинковата екстракция с органичен разтворител от втория меден разтвор.
Методът може да включва също и етапи на подлагане на първия и втория рафинати от медната екстракция с органичен разтворител на екстрахиране на никела с органичен никелов екстрагент до получаването съответно на първи и втори никелови екстракти и съответно на първи и втори никелови екстракционни рафинати; и реекстракция на никела от първия и втория никелови екстракти, до получаването на концентриран никелов разтвор за електролотното добиване на никела.
Съгласно изобретението се предоставя също и метод за извличане на мед от сулфидна руда или концентрат, състоящ се от етапи на излугване на рудата или концентрата в първия етап на извличане с кисел разтвор на хлорид до получаването на меден разтвор и неразтворима основна медна сол; разделяне на първия меден разтвор и на основната медна сол; излугване на основната медна сол във втория етап на извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на медната сол, при което се получава втори меден разтвор и твърд остатък; и подлагане на първия и втория меден разтвор на екстракция с органичен екстрагент, при което се получава концентриран меден разтвор за електролитно добиване на мед от него.
Съгласно един следващ аспект на изобретението предварително определеното отношение Н+/Си е избрано съобразно с качеството на рудата или концентрата, като стойността на отношението нараства с понижаване качеството на рудата или концентрата.
Съгласно следващото изпълнение на изобретението се предоставя метод за извличане на мед, при който източникът на бисулфатни или сулфатни йони съдържа разтвор на сярна киселина или разтвор на меден сулфат, който се прибавя от външен източник.
Изобретението обхваща също и медта, цинка и никела, когато са получени по метода съгласно изобретението.
Другите цели и предимства на изобретението ще станат ясни от даденото по-долу описание на предпочитаните му изпълнения.
ОПИСАНИЕ НА ПРИЛОЖЕНИТЕ ФИГУРИ фигура 1 е технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на мед съгласно едно изпълнение на изобретението, което е подходящо за обработка на висококачествени руди и концентрати.
фигура 2 е технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на мед съгласно друго изпълнение на изобретението, което е подходящо за обработка на руди и концентрати със средно и ниско качество.
фигура 3 е технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на мед съгласно едно следващо изпълнение на изобретението, което освен за мед се използва и за извличане на цинк. .
фигура 4 е технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на мед съгласно друго изпълнение на изобретението, което освен за мед се използва и за извличане на никел.
Подробно описание на предпочитаните изпълнения
Методът съгласно изобретението е достатъчно гъвкав, за да могат да се обработват редица медни концентрати, при които количеството на медта варира от ниско, например около 15% мед или по-малко, до много високо, например около 35% или повече.
В общи линии методът включва етап на автоклавно окисление, етап на извличане под атмосферно налягане, един или повече екстракционни етапа и етап на електролитно добиване. Различните качества на концентрата се нуждаят от различна обработка в етапа на автоклавно окисление, за който се изискват различни методи на провеждането му. Тези начини на работа са означени съответно като Метод А и Метод В. При метод А, който е ефективен, когато се екстрахират висококачествени медни руди, медта не се извлича в етапа на автоклавно окисление. При метод В, който е ефективен когато се екстрахират средно- и нискокачествени руди, медта се извлича в етапа на автоклавно окисление.
Всеки от двата метода на работа ще бъде описан поотделно.
Метод А фигура 1 е технологична схема на Метод А. Методът се състои от етап на автоклавно окисление 12, който се извършва в съд за автоклавно окисление или автоклав, етап на извличане под атмосферно налягане 14, етапи на първична и вторична екстракция с органичен разтворител - съответно 16 и 18 и етап на електролитно добиване 20.
В етапа на автоклавно окисление 12 всичките мед съдържащи минерали се превръщат в основен меден сулфат CuS04.2Cu(OH)2. Обработката се извършва с кислород в присъствието на кисел разтвор на хлорид. За целта в автоклава се въвежда кислород, а също и НС1 и H2SO4. Температурата в автоклава е около 130 - 150°С, а налягането - около 800 - 1500 kPa (100 - 200 psig). Това е общото налягане, което включва налягането на кислорода и на парата. Времето на реакцията е около 0.5 0 - 2.5 часа, като процесът се извършва в непрекъснат режим на действие на автоклава. При желание методът може да се провежда и като отделни зареждания.
Съдържанието на твърда фаза в автоклава се поддържа в интервала от около 12 до 25%, например 150 - 300 g/Ι сух остатък, което е определено от температурния баланс и граничните вискозитети.
Получената в автоклава суспензия се отвежда през един или повече разширителни съда 22 за понижаване на налягането до атмосферното и на температурата до 90 - 100°С. Течната фаза на суспензията се разглежда като разтвор, получен в етапа на автоклавно окисление 12 и се означава е номер 21 .
Суспензията от разширителния съд (съдове) 22 се филтрува, както е показано при 24 и получената на филтъра утайка се измива щателно за колкото се може по-пълно отстраняване на включената луга.
филтратът от автоклавното окисление, получен при филтруването 24, се връща обратно към етапа на автоклавно окисление 12, но се източва малко количество течност около 5%, както е показано при 26 . Това източване на течност 26 се определя от концентрацията на разтворимите метали в рудата или концентрата, които могат да се разтворят по време на етапа на автоклавно окисление 12. Източената течност 26 се обработва с вар за отделяне на присъстващите в медния концентрат метали, такива като цинк и магнезий, под формата на твърд остатък и за да се предотврати участието на тези метали в цикъла на автоклавно окисление. Цикълът на автоклавно окисление е цикълът от етапа на автоклавно окисление 12 към резервоарите за разреждане 22, към филтруването 24, към изтакането на течност 26 и обратно към етапа на автоклавно окисление 12. Той е с референтен номер 23.
Източената течност 26 се подлага на екстракция с органичен разтворител, както е показано при 27, преди обработката 28 на източената течност. Екстракцията с органичен разтворител 27 се извършва посредством подходящ органичен екстрагент за отделяне на медта от източената течност. Тази екстракция с органичен разтворител е свързана с етапите на екстракция с органичен разтворител 16 и 18 и ще бъде спомената отново, когато се описват последните два етапа на екстракцията с органичен разтворител.
Преди етапа на автоклавно окисление 12, медният концентрат първо се подлага на повторно смилане, както е показано при 30, за да се намали размерът на частичките до около 97% при 325 меша, което отговаря на Р80 (80% преминават) през отвор 15 цт. Повторното смилане се извършва в разтвора, рециркулиран от обработката 28 на източената течност. По този начин суспензията от обработката на източената течност 28 се подлага на твърдо-течна сепарация, както е показано при 32, и разтворът се връща към повторното смилане 30, а остатъкът от съдържащия цинк/магнезий остатък след обработката на източената течност се изважда, както е показано при 17.
Разтворът, който се връща обратно към повторното смилане 30 е алкалнохлоридна луга с pH 10. Използването на тази луга намалява количеството на въвежданата вода в цикъла на окисляване под налягане, което е важно за поддържането на топлинния баланс и за възможно най-доброто запазване на хлоридния разтвор в цикъла на автоклавното окисление 23.
Както беше изложено по-горе, медта не се извлича в етапа на автоклавно окисление 12, а се превръща в неразтворима основна медна сол. Подаденият към етапа на автоклавно окисление 12 разтвор, който представлява отделената при филтруването 24 луга е означен е референтен номер 25. Въпреки че в подавания разтвор 25 има наличие на мед, не става допълнително извличане на медта, например процесът се извършва така, че концентрацията на медта в подавания към етапа на автоклавно окисление 12 разтвор 25 е еднаква с концентрацията на медта в разтвора 21, получен при етапа на автоклавно окисление 12. Това се означава като Δ [Си2+] = 0.
Този подаван към етапа на автоклавно окисление 12 разтвор 25 съдържа около 15 g/Ι Си и 12 g/1 Cl, наред с около 30-55 g/1 сярна киселина. Киселината се прибавя под формата на добавъчна H2SO4 (обикновено 93%). Разтворът 21, който се получава в етапа на автоклавно окисление 12 също съдържа 15 g/Ι Си и 11-12 g/1 Cl, но е с pH около 3. В получения разтвор 21 практически няма остатъчна киселина, тъй като тя се изразходва по време на етапа на автоклавно окисление 12 за образуване на основната медна сол.
Както беше отбелязано по-горе, подаваният към етапа на автоклавно окисление 12 разтвор 25 е получен от рециркулирания филтрат, към който е добавена H2SO4. Непосредственият ефект от добавянето на киселина към филтрата е повишаване киселинността на филтрата, който се подава към автоклава от етапа на автоклавно окисление 12, но изненадващо беше установено, че най-важният ефект от прибавянето на киселината са сулфатните йони, които на практика подтискат окислението на сярата, произхождаща от концентрата в етапа на автоклавно окисление 12.
Обикновено, окислението на сярата, което настъпва, ако не се прибави киселина, е около 25-30% от въведената с концентрата сяра, както е в случая, описан в Американски патент 4,039,406. Установено е обаче, че ако се прибави киселина, окислението на сярата до сулфат се намалява на около 5-10%. Това намаление има значителен полезен ефект върху процеса на хидрометалураична екстракция. Окислението на сярата до сулфат води до допълнителни разходи по редица причини, например като необходимостта от допълнително количество кислород за реакцията, изискването за допълнително неутрализиращо средство за киселината, образувана при окислението, и взимането на мерки за отстраняване на топлината, дължаща се на окислението на сярата до сулфат, което е силно екзотермично. Това в действителност са ограничения изцяло по отношение на автоклава, в който се извършва етапа на автоклавно окисление 12.
Предполага се, че при прибавяне на киселина химизмът на реакцията на етапа на автоклавно окисление 12 се променя, както следва:
Без прибавяне на киселина:
3CuFeS2 + 21/4О2 + 2Н2О -> [CuSO4.2Cu(OH)2] + 3/2Fe2O3 + 5S° (1)
С прибавяне на киселина:
3CuFeS2 + 15/4Ο2 + H2O + H2SO4 CuSO4.2Cu(OH)2 + 3/2Fe2O3 + 6S° (2)
И в двете реакции медта се утаява под формата на основна медна сол, за която е установено, че съдържа предимно основен меден сулфат.
Явно, че при първата реакция сулфатът от основния меден сулфат се доставя чрез окислението на въведената с концентрата сяра, докато при втората реакция е очевидно, че той се осигурява чрез сулфатните йони на добавената в автоклава киселина, като по този начин се предотвратява необходимостта от окисление на сярата до сулфат. Така във втората реакция има чисто изконсумиране на сулфатни йони за образуване на основния меден сулфат. По експериментален път е установено, че количеството на сярната киселина, необходимо за потискане на окислението на сярата е около 25 до 75 g/Ι в зависимост от вида на концентрата и процентното съдържание на твърда фаза в него.
В една действаща изпитвателна инсталация има по-голямо окисление на сярата от предвиденото в която и да е от реакциите. За първата реакция се предвижда да бъде окислена 1/6 или 16.7% от сярата, докато експериментално се откриват 25-30%. Експериментите показват, че с прибавянето на киселина около 2 до 16% от сярата се окисляват до сулфат, за разлика от тези 0%, които могат да се предвидят, ако втората реакция, както е описана, е единствената реакция, която протича. Следователно тези реакционни уравнения не отразяват точно това, което действително се случва в етапа на автоклавно извличане 12, а са само едно приближение.
Хлоридът се запазва възможно най-добре в цикъла на автоклавно окисление 23, но обикновено на едно преминаване през филтъра при филтруването 24 се загубват около 3 до 10% хлорид, който остава в твърдия продукт. Хлоридът може да бъде набавен чрез прибавяне на НС1 или друг източник на хлорид, така че да се осигурят 12 g/Ι хлорид в разтвора 25. Хлоридните загуби се намаляват чрез измиване на твърдата фаза от етапа на автоклавно окисление 12 върху филтъра 24. Количеството на промивната вода е в зависимост от изискването да се поддържа водния баланс в цикъла на автоклавното окисление 23. Единствената загуба на вода от цикъла 23 е в парата 29 от етапа на разширяване 22 и във утайката след филтруването 24. Оттук следва необходимостта да се рециркулира разтворът от изтакането 28 към суспензията на концентрата в етапа на смилане 30 и по този начин да се намали въвеждането на прясна вода с концентрата към етапа на автоклавно окисление.
Установено бе, че е препоръчително в разтвора, получен в етапа на автоклавно окисление 12, да се поддържа концентрация на Си най-малко 15 g/Ι, така че да се противодейства на загубата на хлорид под формата на твърд основен меден хлорид СиС12.ЗСи(ОН)2, която може да настъпи в случай, че в разтвора няма достатъчно мед, за да се образува основен меден сулфат:
4СиС12 + 6Н2О -> СиС12.ЗСи(ОН)2 + 6НС1 (3)
На протичането на тази реакция може да се противодейства чрез прибавяне на достатъчно киселина в автоклава по време на етапа на автоклавно окисление 12, за да се поддържа най-малкото достатъчно мед в разтвора за удовлетворяване на изискването за стехиометричното количество на С1 под формата на СиС12. При 12 g/1 Cl в разтвора, стехиометричното количество на Си е:
х 12 = 10.7 g/Ι Си
Така, 15 g/Ι е сигурният минимум за предотвратяване на значителна загуба от хлорид под формата на основна медна сол.
От друга страна, концентрацията на медта в получения разтвор 21 от етапа на автоклавното окисление 12 трябва да бъде поддържана възможно най-ниска, за да се предотврати образуването на CuS от взаимодействието на елементарната сяра с водния разтвор на меден сулфат. Тази реакция може да настъпи по време на етапа на автоклавно окисление 12 или в суспензията след изваждането и от автоклава, но преди етапа на филтруване 24: 3CuSO4 (воден р-р) + 4S° + 4Н2О —> 3CuS (твърд) + H2SO4 (4)
На практика тази реакция е нежелателна, тъй като CuS е неразтворим в средата на разредената киселина от етапа на извличане под атмосферно налягане. По този начин медта не се възстановява, а това води до загуба на мед в крайния остатък.
За да се предотврати образуването на CuS е необходимо концентрацията на медта в получения разтвор 21 при някои концентрати да се поддържа възможно по-ниска, например под 30 g/Ι. Тенденцията на образуване на CuS е очевидно свързана с вида на концентрата, който ще бъде обработван, като ниско- и среднокачествените концентрати са по-податливи на образуване на CuS. По този начин, въпреки че в нискокачествените концентрати не съществува проблемът за висока концентрация на медта в получения разтвор 21, тя не е съвместима с висококачествените концентрати.
Както е известно, висококачествените концентрати, например със съдържание на мед над 35%, са най-добре обработваеми за постигне на колкото се може по-ниска концентрация в получения разтвор 21, например под 25 g/Ι Си.
При дадената необходимост да се поддържа концентрация поне 15 g/l Си в разтвора от цикъла на автоклавно окисление 23, за висококачествените концентрати съществува оптимален обхват на концентрацията на медта от 15 до 25 g/l. При среднокачествените концентрати горната граница значително се разширява, а при нискокачествените концентрацията на медта не играе съществена роля.
Концентрацията на медта в филтрата 29 от автоклавното окисление може да бъде контролирана лесно чрез прибавяне на необходимото количество киселина в подавания разтвор 25 към етапа на автоклавно окисление 12. По-голямото количество киселина води до по-висока концентрация вследствие разтварянето на основния меден сулфат: CuSO4.2Cu(OH)2 (твърд) + 2H2SO4 —> 3CuSO4 (воден р-р) + 4Н2О (5)
Прибавянето на около 1 g/l киселина води до повишаване на концентрацията на медта с 1 g/l. Действителната необходима концентрация на медта се определя емпирично чрез сравняване на данните от анализа на подавания към етапа на автоклавно окисление 12 разтвор 25 и на получения от етапа на автоклавно окисление разтвор 21 и трябва да изпълнява условието Δ [Си2+] = 0. Обемът на разтвора в цикъла 23 обаче се определя от топлинния баланс.
Тегловният процент на сухия остатък в подаваната към етапа на автоклавно окисление 12 суспензия от меден концентрат може да варира по желание. Теглото на твърдия концентрат, подаван към етапа на автоклавно окисление 12 се определя от количеството на медта, която трябва да бъде възстановена. Теглото на разтвора се определя главно от топлинния баланс на етапа на автоклавно окисление 12.
Желаната работна температура В етапа на автоклавно окисление 12 е около 150°С, като топлината може да бъде осигурена в голяма степен от топлината на реакцията на сулфидните материали с намиращия се под високо налягане кислород в автоклава. За висококачествените концентрати, като тези, които ще бъдат обработвани в сега описвания технологичен метод А, това означава относително ниско съотношение S/Cu и по този начин малко произвеждане на топлина на един тон мед, обработен в автоклава. По-голямата част от развиващата се топлина се дължи на окислението не на медта а на другите два основни елемента в концентрата - желязото и сярата. Ако качеството на концентрата е по-високо, съотношенията S/Си и Fe/Cu са по-ниски, а следователно се получава и по-малко топлина.
За да се достигне работната температура от начална температура от около 50 до 80°С, която е характерна за филтрата от автоклавното окисление 29, връщан за повторно използване след филтруването 24, е необходимо да се контролира количеството на водата, която трябва да бъде загрявана, тъй като това е главният топлоотделител в етапа на етапа на автоклавно окисление 12. Не е осъществимо да се охлажда или загрява суспензията по индиректен начин извън автоклава, като например чрез нагревателни или охладителни серпантини, поради бързото отлагане на накип по всичките повърхности, особено по тези на топлообменниците, което води до лоши параметри на топлопредаването. Директното загряване или охлаждане чрез впръскване на пара или вода също е неосъществимо от гледна точка на на водния баланс. Следователно е необходимо топлинният баланс да се поддържа чрез уравновесяване на получаването на топлина от реакцията с топлинния капацитет на въвежданите материали, например подавания рециркулиран разтвор 25, и суспензията от концентрат.
Главната променлива, която трябва да се контролира, тук е обемът на подавания разтвор 25. Това е една от различаващите се характеристики между Методите А и В. В Технологичния метод В, който тепърва ще бъде описан, образуването на топлина, изразено като топлина на тон меден продукт, е много по-голямо. Следователно е възможно да се използва по-голям обем на подавания разтвор 25 към етапа на автоклавно окисление 12.
При фиксиран обем на разтвора, може да бъде определена киселинността му, тъй като общата маса на киселината се определя от необходимостта да се поддържа условието Δ [Си ] = 0. Обикновено, за по-висококачествени концентрати се изискват 35 - 55 g/Ι киселина.
Установено бе, че е полезно да се прибавят малки количества повърхностно-активни вещества, които променят физичните и химични характеристики на течната елементарна сяра (S0) в автоклава по време на етапа на автоклавно окисление 12. Повърхностно-активните вещества като лигнинсулфонат и квебрахо, прибавени в малки количества към подавания към автоклавното окисление разтвор 25, например 0.1 до 3 g/Ι, могат да намалят вискозитета на течната сяра и да променят химизма на реакциите в автоклава.
Прибавянето на повърхностно-активни вещества може да понижи окислението на сярата по начини, които не са много разбираеми, но са полезни за процеса. Счита се, че това се дължи на по-ниския вискозитет, който води до намаляване на тенденцията на задържане на течната сяра и твърдите вещества вътре в автоклава, като по този начин намалява времето на престоя им там, а с това и проявата на тенденция към окисление на сярата.
Установено бе също, че ако се прибавят повърхностноактивните вещества, става по-пълна реакция на съдържащите мед материали, очевидно поради по-ниския вискозитет на сярата, която не “омокря” нереагиралите сулфидни материали и с това дава възможност за пълно протичане на желаната реакция.
Реакционното уравнение (5) описва как прибавянето на сярна киселина към подавания към автоклавното окисление разтвор 25 регулира концентрацията на филтрата 29 от автоклавното окисление. Общата реакция на автоклавното окисление за халкопиритна руда, с прибавяне на сярна киселина, се дава чрез горното уравнение (2).
Подобно уравнение може да бъде написано за използването на CuSO4 вместо H2SO4 като източник на сулфатни йони: 3CuFeS2 + 15/4O2 + ЗН2О + 3/2CuSO4 -> 3/2CuSO4.2Cu(OH)2 + 3/2Fe2O3 + 6S° (6)
Трябва да се отбележи, че в уравнение (6) са необходими 3/2 мола сулфат под формата на меден сулфат в сравнение с един мол сярна киселина в уравнение (2). Следователно, ако като източник на сулфатни йони вместо сярна киселина се използва CuSO4, необходимо е да се използва 1.5 по-малко молно количество от CuSO4. Имайки предвид това, изобретателят е развил концепцията на “еквивалент на сулфатния излишък”, който дава възможност да се изчисли какво количество киселина да се прибави към подавания към автоклавното окисление разтвор 25, с цел да се постигне търсената медна концентрация и все пак като се държи сметка за уравнението (6).
Като се взема под внимание уравнение (6) е възможно да се изчисли предварително количеството на киселината, необходима за постигане на постоянна концентрация на медта във филтрата от автоклавното окисление. Полезна е концепцията за “еквивалента на сулфатния излишък”:
“Еквивалентът на сулфатния излишък” е равен на сулфата, наличен в подавания към автоклавното окисление разтвор 25 за образуване на основния меден сулфат по време на етапа на автоклавно окисление 12. Наличният сулфат е този, който е над определеното основно количество на CuSO4 и СиС12.
Основното количество на CuSO4 и СиС12 е достатъчно да поддържа хлорида в разтвора при 12 g/l под формата на СиС12 и, освен това, около 4.3 g/l Си - като CuSO4. Концентрацията на СиС12, съответстваща на 12 g/l хлорид в разтвора, е 134.5 / 71 х 12 = 22.7 g/l СиС12, който съдържа 10.7 g/l Си в разтвора. С другите 4.3 g/L мед следователно се получават общо 15 g/l мед - едновременно като СиС12 и CuSO4 в основното количество.
В такъв случай наличният сулфат е общият сулфат под формата на CuSO4, по-малък от основното количество. Например, ако общата концентрация на медта във филтрата от автоклавното окисление 29 е 28 g/l, тогава наличният сулфат е 28 15 = 13 g/ICu х 98/63.5 = 20 g/l H2SO4 като наличен сулфат от CuSO4.
Тогава “еквивалент на сулфатния излишък” (ESE) се изчислява от наличният сулфат от CuSO4 чрез разделяне на 1.5:
Еквивалент на сулфатния излишък = {Наличен сулфат като CuSO4} /1.5.
Така в примера на 28 g/l обща концентрация на мед или 20 g/l сулфат от CuSO4, излишъкът от CuSO4 е 20/1.5 = 13.3 g/l.
Накрая, ако зададеният еквивалент на свободната киселина в подавания към автоклавното окисление разтвор 25 е около 52 g/l H2SO4, то необходимото количество на киселина е 52, намалено с “еквивалента на сулфатния излишък” (13.3 g/l) или 38.7 g/l H2SO4. Това е количеството, което трябва да бъде прибавено към подавания разтвор 25 към етапа на автоклавно окисление 12, за да се получи постоянна концентрация на медта във филтрата 29 от автоклавношо окислението, например основното количество е 15 g/1 Си.
Другите уравнения могат да бъдат съставени при използването на Fe2(SO4)3 и ZnSO4 като източници на сулфатни йони вместо H2SO4. В случая с ZnSO4 се предполага, че цинкът се хидролизира до основен цинков сулфат, ZnSO4.3Zn(OH)2, който е основна цинкова сол, аналогична на основния меден сулфат. Тези реакции са дадени по-долу под формата на уравненията (7) и (8).
CuFeS2 + 15/4O2 + 2Н2О + l/3Fe2(SO4)3 -> CuSO4.2Cu(OH)2 + ll/6Fe2O3 + 6S° (7)
CuFeS2 + 15/4O2 + 13/3H2O + 4/3ZnSO4 ->
CuSO4.2Cu(OH)2 + 6S° + Fe2O3 + l/3{ZnSO4.3Zn(OH)2.4H2O} (8)
Твърдите вещества от етапа на автоклавно окисление 12, след филтруването им 24 се обработват в етапа на извличане под атмосферно налягане 14 при pH 1.5 до pH 2.0, като се използва рафината от първоначалното извличане 16, което е киселинно, за разтваряне на основния меден сулфат. Извличането 14 става при температура около 40°С при времетраене на процеса около 15 - 60 минути. Процентът на твърдите вещества обикновено е от 5 до 15% или около 50-170 g/Ι, въпреки че е възможно процесът да се води и извън тези граници.
По време на етапа на извличане под атмосферно налягане 14 основните медни соли се разтварят почти напълно, като много малко от наличното в концентрата желязо преминава в разтвора.
Обикновено, лугата 33, получена след разделянето на течната от твърдата фаза 34, съдържа около 10-20 g/Ι мед, което зависи от процента на твърдите вещества, подадени към извличането 14, като количеството на желязото е 0.1-1.0 gA, а на хлорида - около 0.1-1.0 g/l. Много по-голяма част от това желязо и хлоридът са доставени с подавания рафинат 37 отколкото с твърдите вещества от автоклавното окисление, т.е. те са рециркулирани. Обикновено на едно преминаване се разтварят около 0.1-2.0 g/l желязо и хлорид.
Оказва се, че екстракцията на медта е около 95-98% по отношение на началното количество, подадено в етапа на автоклавно извличане 12. Установено е, че екстрахирането на желязо в разтвора е по-малко от 1%.
Трудно, ако не и невъзможно, е да се филтрува суспензията 31 от етапа на окисление под атмосферно налягане, но тя се утаява добре. От гледна точка на необходимостта да се измие щателно извлечената твърда фаза, суспензията 31 се подава с помпа към промивен цикъл с декантиране в система на противоток (CCD), символично означен като течно-твърда сепарация 34 на фигура 1. В промивния цикъл с декантиране в противоток 34 твърдите вещества се въвеждат през серия сгъстители, като промивната вода се подава в насрещна посока. При този метод твърдата фаза се промива, а увлечената течност се отделя. Необходими са около 3 до 5 сгъстителя (не са показани) със съотношение на измиване около 5 до 7, за да се намали увлечената луга до по-малко от 100 ррт Си в крайния остатък.
Сгъстеният поток от последния сгъстител е крайният остатъчен поток 35 със съдържание на 50% твърди вещества. Той може да бъде обработен за възстановяване на скъпоценните метали, такива като злато и сребро, или изпратен в преливници. Ценните метали могат да бъдат възстановени по познатите методи, например чрез цианидиране. Главните съставки на потока 35 са хематит и елементарна сяра, които могат да бъдат възстановени чрез флотация, ако пазарните условия дават основание за това.
Уплътненият поток над първия сгъстител е полученият разтвор 33, който, както е показано, се подава към първия етап на екстракция с органичен разтворител 16. Този разтвор съдържа 12 g/Ι Си, 1 g/1 Cl и 0.5 g/Ί Fe.
Оптималната концентрация на медта се определя от възможността в етапа на екстракция с органичен разтворител 16 да се екстрахира максимално медта от разтвора 33. Тъй като фракция от около една трета от рафината от етапа на екстракция с органичен разтворител 16 евентуално се неутрализира, важно е да бъде намалено съдържанието на мед в този рафинат.
Течната екстракция се извършва най-добре в разредени медни разтвори поради факта, че концентрираните медни разтвори водят до по-високи концентрация на киселина в рафината, което намалява ефективността на екстракцията. По-концентрираните разтвори обаче са по-евтини за обработка от гледна точка на финансовите разходи, тъй като обемът им е по-малък. Все пак увеличената концентрация не намалява размера на съоръжението за екстракция с органичен разтворител, тъй като (i) съществува изискване за максимално органично съдържание и (ii) за целите на смесването водният обем се поддържа общо взето еднакъв с органичния обем посредством рециркулиране на водата. Следователно, общият обем на органичния екстрагент и водния разтвор се определя единствено от обема на органичния екстрагент. Максималното съдържание на органичен разтворител, а оттук и обема на органичния разтворител се определят от концентрацията и характеристиките на избрания органичен разтворител. За обикновения разтворител, например реагента
LIX™ на Henkel Corporation, максималното съдържание за едно преминаване при 40% обемна концентрация в разредителя е около 12 g/Ι Си. Следователно, полученият разтвор 33 също трябва да съдържа около 12 g/1.
Медта се екстрахира от получения разтвор 33 от уплътнения горен поток в първия етап на двустепеннта екстракция с органичен разтворител 16 до получаването на рафината 37 със съдържание на около 20 gA свободна киселина и около 0.3 до 1 gA Си. По голямата част от този рафинат 37 се връща за повторно използване към етапа на извличане под атмосферно налягане 14, обаче около 25 до 30% са излишни според изискванията към киселината в етапа на извличане под атмосферно налягане 14 и трябва да бъдат неутрализирани. Този излишък 121 се отделя, както е показано при 36 и се неутрализира.
Неутрализацията се извършва двустепенно, за да се увеличи възстановяването на медта и да се предотвратят възможните проблеми с околната среда от неутрализирания остатък, поради съдържанието на мед в него, например невъзстановената мед от рафината 37 при неутрализацията ще се утаи, но по-късно може да се разтвори отново, например в утаителния басейн.
Първият етап на неутрализация се извършва при pH 2 до pH 3, както е показано при 38, с използване на варовик, който в сравнение с варта е икономически много по-изгоден реагент. Продуктът от неутрализацията се филтрува при 40 и получените твърди вещества се измиват с вода от външен източник 45. Твърдите вещества, които са предимно гипс и железни хидроксиди се отвеждат, както е показано при 41.
филтратът 39 се изпраща към втория етап на екстракция с органичен разтворител 18 за възстановяване на остатъчната мед. Вторият етап на екстракция с органичен разтворител 18, подпомогнат от първия етап на неутрализация 38, води до много ниска концентрация на мед във втория рафинат 43 - обикновено около 0.03 до 0.06 g/Ι Си.
Както е показано с пунктираните линии на фигура 1, вторият етап на екстракция с органичен разтворител 18 използва същият органичен екстрагент, както и първият цикъл на екстракция с органичен разтворител 16. Той е свързан също и с течната екстракция 27 на източения филтрат 26 от автоклавното окисление. Органичният екстрагент, който се измива при 42 с промивна вода 122 от външен източник 45 и се регенерира при 44, се връща за повторно използване към втория етап на екстракция с органичен разтворител 18 и след това преминава към първия етап на екстракция с органичен разтворител
16. Регенерираната органична фаза 125 се разделя, като част от нея преминава към екстракцията с органичен разтворител 27. Рафинатът от течната екстракция 27 се прибавя към съдържащия органична фаза разтвор 123 от течната екстракция 16 преди измиването 42. Промивната вода 47 от измиването 42 се прекарва през филтъра от автоклавното окисление, за да послужи като захранваща промивна вода върху филтъра 24. Полученият промивен филтрат се прибавя към филтрата 29 от автоклавното окисление, като по този начин се възстановява съдържанието на мед и хлорид от промивната вода от течната екстракция (47).
филтратът 43 от втората екстракция с органичен разтворител 18 се неутрализира отново във втория етап на неутрализация 46, този път при pH 10 и се филтрува при 48 за отстраняване на всичките разтворени тежки метали, като при това се получава разтвор 51, който се използва като промивна вода в цикъла на декантиране в противоток 34 за измиване на крайния извлечен остатък. Твърдият остатък от филтруването 48 се отвежда, както е показано при 53.
Регенерирането на обогатената на мед и промита органична фаза при 44 се извършва посредством изтощената киселина или електролит 55 от етапа на електродобиване 20, при което се получава чист разтвор на меден сулфат или обогатен електролит 57, който след това преминава през етапа на електродобиване 20 за електролитно добиване по обичайния начин.
Може да се види, че в процеса всичките потоци от разтвори се връщат за повторно използване и че няма отпадащи от процеса разтворители. От процеса се отвеждат само твърди отпадъци.
Технологичен метод В фигура 2 е технологична схема на процеса В. Използвани са същите цифрови означения за указване на етапите от процеса, които съответстват на тези в предишното изпълнение от фигура
1. Например, етапът на автоклавно окисление отново е означен с 12, етапът на извличане при атмосферно налягане - с 14, етапът на електродобиване - с 20, разширителният съд (съдове) - с 22, филтруването при автоклавното окисление - с 24, обработката чрез изтакане на филтрата 29 от автоклавното окисление е с означение 28, етапът на смилане - с означение 30 и цикълът на измиване с декантиране в противоток е означен с 34.
При този метод на работа автоклавното окисление 12 се извършва както за окисляване, така и за извличане в разтвор на поголямата част от медта, съдържаща се в зареждания концентрат. Обикновено около 85-90% от медта се извличат в разтвора, като само 10-15% преминават под формата на основен меден сулфат в остатъка.
Условията в етапа на автоклавно окисление 12 в автоклава са сходни на тези от технологичния метод А, с изключение на това, че процентното съдържание на твърди вещества е по-ниско, например 150-225 g/l.
При този метод на извършване на процеса Δ [Си2+] е обикновено 30 до 40 g/l Си, т.е концентрацията на медта в получения от автоклавното окисление 12 разтвор 21 е по-голяма. Въвежданият към автоклавното окисление 12 разтвор 25 обикновено съдържа 10-15 g/l Си и 12 g/l Cl, заедно с около 20 до 30 g/l сярна киселина.
При този метод към етапа на автоклавно окисление 12 не се добавя сярна киселина от външен източник, както е в случая с изпълнението от фигура 1. При този метод киселината се получава от рециркулация по време на процеса, например чрез връщане на филтрата 29 от автоклавното окисление за повторно използване. Полученият разтвор 21 от етапа на автоклавно окисление 12 съдържа около 40 до 50 g/l Си и 12 g/l Cl при pH около 2 до 2.5.
Медта, извлечена в получената течност 21 от етапа на автоклавно окисление 12, трябва да бъде контролирана така, че да се получи желаното разпределение на медта между течността (85 до 90%) и остатъка (10 до 15%). Това разпределение води до малко, но важно количество остатък от основен меден сулфат в излужения остатък. pH е удобен индикатор за наличието на основен меден сулфат, тъй като той е буфериращо средство. При голяма концентрация на меден сулфат в разтвора, pH в интервала от 2 до
2.5 говори за наличие на основен меден сулфат. Под pH 2 почти всичкият основен меден сулфат ще бъде разтворен, докато над 2.5 се образува твърде голямо количество основен меден сулфат и е вероятно в разтвора 21 да се намира недостатъчно количество мед.
Първият метод за контрол е количеството киселина в подаваната към етапа на автоклавно окисление 12 течност 25. На свой ред нивото на киселината се контролира чрез степента на неутрализация на рафината от екстракцията с органичен разтворител на филтрата 29 от автоклавното окисление, описан по-долу. Обикновено, в зависимост от количеството на необходимата киселина, трябва да бъдат неутрализирани около 25 до 50% от киселината.
Киселината, получена по време на етапа на окисление под налягане 12, варира от един концентрат към друг в зависимост от използваните условия. Ако концентратът произвежда голямо количество киселина по време на етапа на окисление налягане 12, захранващият разтвор 25 ще се нуждае от по-малко киселина за постигане на желания концентрат. Минималното количество мед (от захранващия концентрат), което трябва да постъпва към течността 21 е около 10%. Под 10% pH спада значително, така че концентрацията на желязо във филтрата 29 от автоклавното окисление бързо нараства. Обикновено желязото е около 10 до 50 ррт, но ако pH е под 2 и основният меден сулфат се елиминира от остатъка, желязото може да се увеличи доста бързо до около 1 g/1. Това е нежелателно, тъй като съществуват различни онечистващи елементи като As и Sb, които могат да бъдат отстранени от разтвора само едновременно с хидролизата на желязото. Оттук следва, че отсъствието на желязо в разтвора е добра гаранция за ниското съдържание на онечиствания във филтрата 29 от автоклавното окисление. Желязото само по себе си представлява също онечистване, което, доколкото е възможно, трябва да се избягва в цикъла на електролитното добиване.
Съществува друг фактор, който играе най-голяма роля върху Си в разтвора. Изненадващо бе установено, че някои концентрати в действителност се извличат по-пълно, ако концентрацията на медта е по-ниска. Вероятно това се дължи или на образуването на CuS, както бе описано по-горе, или на някое друго явление, свързано със слабите окислителни свойства на изходния минерал - халкопирита, в разтвори с голяма концентрация на мед. Установено е, че елементарната сяра, получена по време на реакцията в етапа на автоклавно окисление 12, може да покрие или на практика да капсулира нереагиралите халкопиритни частички и да затрудни достъпа на реагентите до тях. Това води до слабо възстановяване на медта. Явлението е особено подчертано при високи концентрации на Си в разтвора. То може да се преодолее или смегчи чрез използването на повърхностно-активни вещества, както беше описано по-горе. При някои концентрати, особено висококачествените, проблемът е по-остър, отколкото при други. Следователно за тези концентрати е желателно преди всичко да се ограничи концентрацията на медта във филтрата от автоклавното окисление (например не по-голяма от 95%). За да се постигне това е необходимо да има значителен процент мед под формата на основен меден сулфат, например по-скоро в твърдия остатък от етапа на автоклавно окисление 12 отколкото във филтрата от автоклавното окисление. Обикновено 20-40% мед могат да бъдат прехвърлени, ако е необходимо, в твърдата фаза, за да се поддържа концентрацията на медта достатъчно малка за постигане на висока степен на възстановяване на медта.
При висококачествените концентрати съществува проблемът на слабо възстановяване на медта от разтвори с висока концентрация на мед. Следователно, при повишаване на качеството на концентрата към твърдия остатък може да се прехвърли една увеличаваща се част от медта. Тази връзка се илюстрира с изпитвнията, направени с три различни концентрата:
| Кони. # | % Си | Н+/Си Моларно | Разпределение на Си. % | ||
| Автоклавно окисление = течност | Автоклавно окисление = остатък | Възстановяване - обшо | |||
| 1 | 41 | 0.55 | 0 | 100 | 97.3 |
| 2 | 28 | 0.70 | 63 | 37 | 95.7 |
| 3 | 22 | 0.96 | 85 | 15 | 94.7 |
| Моларното | съотношение Н+/Си | се отнася | до Н+ в |
подаваната киселина, а Си - в зареждания концентрат. Н+ в подаваната киселина са всичките протони, които са налице при пълната дисоциация на киселината, дори ако в съществуващите условия киселината не е напълно дисоциирана. Показаните в таблицата стойности за Н+ са оптималните нива, получени по експериментален път, за постигане на най-добри резултати.
За концентрата #1, който беше висококачествен концентрат, е избран метод А, където всичката мед се пренася в лугата и Δ [Си2+] =0. Съотношение Н+/Си е това, което е получено в експеримента като необходимо, за да се получи желаният резултат Δ [Си ] =0.
За концентрат #2, който беше среднокачествен концентрат, е избран метод В, но със значително количество мед, преминаващо към твърдия основен меден сулфат. Това е постигнато чрез поддържане на Н+/Си достатъчно ниско, така че в течността да не се разтвори цялото количество мед.
За концентрат #3, който беше нискокачествен концентрат, също е избран метод В, но в този случай, чрез поддържане на Н+/Си достатъчно високо, към остатъка е прехвърлено минимално количество мед.
Остатъкът от етапа на автоклавно окисление 12 е извлечен 14 с рафината 37, връщащ се от екстракцията с органичен разтворител 16, който е разредена киселина, при концентрация 3-10 gA на H2SO4. Тъй като по-голямата част от медта от етапа на автоклавно окисление 12 преминава към филтрата 29 от автоклавното окисление, а само малка фракция - към остатъка от автоклавното окисление, получената луга 31 от етапа на извличането под атмосферно налягане 14 е доста силно разредена по отношение на медта. Това от своя страна води до получаването на разреден рафинат 37 от екстракцията с органичен разтворител 16. Обикновено лугата 31 от извличането под атмосферно налягане съдържа 3 до 7 gA Си и 0.2 до 0.5 gA Fe.
Суспензията, получена от етапа на извличане под атмосферно налягане 14 е трудна за филтруване, както беше в случая с метод А. Добра течно-твърда сепарация и измиване могат да се постигнат обаче, както и преди това, с използването на серия сгъстители в цикъла на декантиране в противоток 34. Промивната вода 51 се доставя чрез рафината от екстракцията с органичен разтворител 16, който е неутрализиран, както е показано при 46. Това е аналогично на Метода А. Единствената съществена разлика е ниското съдържание на разтвора 33 и намаления обем.
Разтворът 33, получен в етапа на извличане под атмосферно налягане 14, се подлага на екстракция с органичен разтворител 16. Съдържащият мед разтвор 29 от етапа на автоклавно окисление 12 се подлага на етап на екстракция с органичен разтворител 50. Съществуват, следователно, две операции на екстракция с органичен разтворител, т.е. 16 и 50, при които се обработват два различни потока съответно от течностите 33 и 29. Характерна особеност на метода съгласно изобретението е, че органичният екстрагент, използван за осъществяване на операциите на екстракция с органичен разтворител, е от обичайно използваните и за двете екстракции с органичен разтворител 16 и 50.
Както е показано на фигура 2, регенерираната органична течност 125, идваща от обикновената операция на реекстрахиране 44, първо се въвежда в цикъла на екстракция с органичен разтворител 16, който е с най-малка концентрация на мед в захранващия воден поток 33 и следователно изисква органичният екстрагент да бъде с колкото се може по-малко съдържание на мед, за да бъде ефективен.
Екстрактът 126 от течната екстракция 16, след това се изпраща към екстракцията с органичен разтворител 50, където влиза в контакт с течността 29. която е с висока концентрация на мед. Не е необходимо да се постига високо екстракционно съотношение за екстракцията с органичен разтворител 50, тъй като, както е показано, рафинатът 63 от тази екстракция се връща обратно към етапа на автоклавно окисление 12. От друга страна рафинатът 37 от екстракцията с органичен разтворител 16 се връща само частично, а другата част се неутрализира 46 за отстраняване на излишъка от киселина от цикъла. Следователно е по-важно да се постигне голяма степен на възстановяване на медта от екстракцията с органичен разтворител 16.
Рафинатът 37 от екстракцията с органичен разтворител 16 се разделя при 36, както при Метод А, като около една трета 121 отива към неутрализацията 46, а две трети 120 - се връщат обратно към етапа на извличане под атмосферно налягане 14. Едно важно различие от Метод А е това, че рафинатът 37 от екстракцията с органичен разтворител 16 е с достатъчно ниско съдържание на мед, например под 100 ррт, така че не е необходимо да се прави повторна екстракция с органичен разтворител преди неутрализацията 46, както е в случая с Метод А. Това се дължи на ниската концентрация на мед и малкия обем на разтворителя, което прави екстракцията с органичен разтворител 16 поефективна.
Екстрактът 65, получен при двете последователно извършвани операции на екстрахиране с разтворител 16 и 50, се измива в два етапа с разреден воден разтвор на киселина 122 на противотоков принцип, както е показано при 42. На първо място това се прави, за да се отстрани включения воден разтвор от екстракта 65 и, по-точно, да се намали съдържанието на хлорид, преди екстрактът да отиде за реекстрахиране при 44. Количеството на необходимата промивна вода е около 1 до 3% от обема на органичната фаза. Получената промивна течност 47 се връща за повторно използване към етапа на автоклавно окисление 12.
Промитият екстракт 69 се реекстрахира при 44 с изтощения електролит 55 от етапа на електродобиване 20, за получаване на чист меден разтвор или обогатен електролит за електродобиване по обичайния начин.
Рафинатът 63 се разделя при 70 на две части - 72 и 74, както е определено от необходимото моларно съотношение Н+/Си. Частта 72 се връща обратно към етапа на автоклавно окисление 12. Частта 74 се неутрализира с варовик go pH 2 при 76 и се филтрува 78. Твърдият остатък се промива и изважда, както е показано при 80. филтратът 82 се връща за повторно използване заедно с частта 72, за да образува захранващият разтвор 25 за етапа на автоклавно окисление 12.
Новата характерна черта на метода следователно е използването на най-обикновена органична течност за екстрахиране на медта от две отделни водни захранващи течности. Това осигурява значителни икономии чрез ниски капиталови и производствени разходи в циклите на екстракция с органичен разтворител. То също така дава възможност за използването на обилно количество вода в цикъла на декантиране в система на противоток при извличането под атмосферно налягане, така че може да се постигне добро измиване на крайния остатък и възстановяване на още мед от така разредената течност.
Установено бе, че степента на окисление на сярата, което се извършва в етапа на автоклавно окисление 12 зависи много от вида - като качество и минерален състав, на концентрата, който ще бъде обработван, както и от условията на етапа на автоклавно окисление 12, което означава, че окислението на сярата в концентрата до сулфат и последиците от това са особено забележими при нискокачествени концентрати със съдържание на Си по-ниско от 28% тегловни. Изобретателят установи, че значението на тези изменения не се дължи толкова на самото качество на концентрата, а на съотношението мед/сяра в концентрата. Главните онечистващи елементи в концентрата са желязото и сярата, поради факта, че медните руди са съставени основно от халкопирит заедно с други минерали и по-точно пирит FeS2 или FeS.
Технологичният метод В се справя с проблема за прекомерното окисление на сярата в етапа на автоклавно окисление 12, когато се използват нискокачествени концентрати, чрез разтваряне на 90% от медта и намаляване образуването на основен меден сулфат. Реакционното уравнение за халкопирита е: CuFeS2 + 5/4O2 + H2SO4 CuSO4 + l/2Fe2O3 + 2S° + H2O (6) филтратът 29 от етапа на автоклавно окисление 12, съдържа голямо количество меден сулфат и меден хлорид и се обработва в етапа на екстракция с органичен разтворител 50 до получаването на чист разтвор на меден сулфат, който отива към етапа на електролитно добиване 20.
На фигура 3 е показан хидрометалургичен процес на екстракция на цинк заедно с медта. Използвани са същите цифрови означения за указване на етапите или степените от процеса, които отговарят на тези от предишните изпълнения.
Концентратът е смлян повторно 30, както в случая с предишните изпълнения.
Автоклавното окисление на смесения медноцинков концентрат се извършва по сходен начин както при концентрата, съдържащ само мед, показано на Фигура 2.
Цинкът се окислява по-лесно или много по-лесно отколкото медта и е по-вероятно да премине към лугата 29, отколкото към остатъка от автоклавното окисление. Това е така, защото цинкът се хидролизира по-трудно до основен цинков сулфат отколокото медта, т.е. при по-високо pH.
Възстановяването на медта или на цинка не е така затруднено при висока концентрация в разтвора, както беше установено за висококачествените медни концентрати. Следователно е възможно по-голямата част от медта и цинка да бъдат пренесени към филтрата 29 от автоклавното окисление, т.е. както в технологичен метод В. Окислението на сярата е слабо, така че количеството на киселината, образувана в етапа на автоклавно окисление 12 е малко. Оттук следва, че за да се получи високо съотношение Н+/Си, на практика е необходимо да се върне за повторно използване всичката киселина от етапа на екстракция с органичен разтворител 12, при минимална неутрализация. Подаваната киселина може да бъде в количество 75 g/1 H2SO4 с около 10 g/Ι Си, 5 g/1 Zn и 12 g/1 Cl.
филтратът 29 от автоклавното окисление ще съдържа и цинк и мед в значителни концентрации, които зависят от състава на захранващия концентрат. За концентрат със съдържание на 20% Си и 5% Zn филтратът 29 от автоклавното окисление може да съдържа около 50 g/Ι Си, 15 g/1 Zn и 12 g/1 Cl.
Остатъкът от автоклавното окисление се извлича 14 по същия начин, като се използва, както е показано, рафинатът 37 от екстракцията с органичен разтворител 16, при което се получава смесен медно-цинков разтовр за захранване на циклите на екстракция с органичен разтворител.
Два са водните потоци, които трябва да бъдат обработени чрез екстракция с органичен разтворител, както в технологичен метод А, отнасящ се за медни концентрати, филтратът 29 от автоклавното окисление съдържа големи количества от Си и Zn, докато извлеченият под атмосферно налягане разтвор е беден и на двата елемента.
Новата постановка, описана за цикъла на екстракция с органичен разтворител както при описаните по-горе изпълнения, е продължена за екстракцията на цинка с разтворител, което ще рече, че по-слабо активната течност първа влиза в контакт с органичния екстрагент, последвана от по-сиилно активната водна течност. В този случай има два цикъла - един за цинка и един за медта.
Възможно е, първо да се екстрахира медта и след това цинкът, в зависимост от избора на органичен екстрагент и неговия относителен афинитет към двата елемента. Заявителят установи, че могат да се получат задоволителни резултати, като се използва DEHPA (диетилхексилфосфорна киселина) като първи екстрагент, която е с по-голяма селективност към цинка отколкото към медта. Следователно се правят две екстракции
100 u 102 c диетилхексилфосфорна киселина - първата екстракция 100 е с по-слабо активната течност 33, а втората екстракция 102 е с по-силно активната течност 29 от етапа на автоклавно окисление 12, при което се възстановява цинка, а по-голямата част от медта остава в разтвора.
Екстракцията на цинка с диетилхексилфосфорна киселина се затруднява от слабите екстракционни характеристики при високи киселинни концентрации. На практика това означава, че на практика екстракцията се преустановява при pH 1.4 или 7-10 g/1 H2SO4. За справяне с този проблем към цинковата екстракция с органичен разтворител е включен един междинен етап на неутрализация 104 при pH 2. По този начин екстракцията на цинка с разтворител протича на два етапа, т.е. етапът 102 и вторият етап 103 с включена неутрализация 104 между тях. При всеки от етапите 102 и 103 се екстрахират само 5-7 g/Ι цинк, преди екстрахирането да бъде прекъснато поради получаващата се в рафината концентрация. С използването на междинната неутрализация 104 общата екстракция на цинк може да бъде повишена до 10 g/1 Zn или повече. Рафинатът 97 от първия етап на екстракция 102 се неутрализира до pH около 2 до 2.5 при 104 с евтиния варовик (СаСО3) до получаване на гипс, който се отделя чрез филтруване при 98 и се изважда. Тогава филтратът 99 се подава към втория етап на екстракция 103. Подаваният към втория етап разтвор съдържа обикновено 10 g/1 Zn и 50 g/1 Си при pH 2 до 2.5. След екстракцията вторият рафинат 124 съдържа обикновено 5 g/1 Zn, 50 g/1 Си и 8 g/1 киселина.
За цикъла на екстракция с органичен разтворител 16 концентрацията на цинка е достатъчно ниска, така че не представлява проблем.
Оптималното съдържание на цинк във филтрата 29 от автоклавното окисление се определя в голяма степен от възможността на цикъла на екстракция с органичен разтворител на цинка да екстрахира цинка. Поради факта, че цинкът се екстрахира слабо от наличните екстрагенти (например DEHPA), съществува максимум от около 5-7 g/l Zn, който може да бъде екстрахиран преди преустановяването на процеса поради образуването на киселина в рафината. По-нататъшната екстракция изисква неутрализиране на киселината. С въвеждането на междинна неутрализация е възможно да се екстрахира много поголямо количество Zn, но междинната неутрализация отстранява сулфата от цикъла, който трябва да бъде заместен или чрез окисление на сярата, или чрез прибавяне на прясна киселина към цикъла на автоклавно окисление 23.
Възможно е един етап на междинна неутрализация да бъде съвместим със сулфатния баланс и следователно е за предпочитане ο ι да се поддържа Δ [Zn ], което представлява концентрацията на цинка във филтрата от автоклавното окисление 29 минус концентрацията на цинка в рециркулирания рафинат 72, на около 10 g/l. По този начин, ако подаваната към автоклавното окисление киселина, върната за повторно използване от течната екстракция като рафинат 72, съдържа 5 g/l Zn, тогава полученият филтрат 29 от автоклавното окисление ще трябва да съдържа 15 g/l Zn. Това ограничение за Δ [Zn] отличава методът за цинка от този за медта. По-голямата екстракционна способност на течната екстракция на мед означава, че добро екстрахиране на Си може да се постигне с по-високо съдържание на киселина - до 75 g/l H2SO4 в рафината в сравнение със само 7 - 10 g/l за Zn. Оттук следва, че Си може да се екстрахира от захранващи потоци, съдържащи 50 g/l киселина.
След екстракцията съдържащата цинк органична течност (DEHPA) 106 от цикъла на Zn съдържа също и известно количество мед, в резултат на неперфектната селективност на екстрахиращата DEHPA към Zn и на простото навлизане на посилно активната медна течност. Обикновено съотношението Zn/Cu в органичната течност 106 от течната екстракция на цинка е около 150 до 300:1. Ако не е предварително отстранена, цялата мед ще бъде реекстрахирана заедно с цинка по време на регенерирането на разтворителя 114 и по този начин ще бъде прехвърлена в обогатения на цинк електролит 120, който се подава към електролитното добиване на Zn 118. Последното изисква електролит с много малка концентрация, за да се получи задоволителен (чист) цинков катод при приемлива ефективност на тока. Съотношението Zn/Cu в електролита трябва да бъде 100000:1. Следователно е важно да бъде отстранена почти всичката Си или от екстракта 106 или по-късно - от електролита преди електролитното добиване. По-лесно е да се пречисти екстракта 106.
За да се отстрани тази мед са необходими няколко степени на промиване или обработка на 106, например от 3 до 10, обикновено 5. Измиването се прави с разреден подкислен разтвор на цинков сулфат. Степените на измиване са подредени в серия, например обработената органична течност, излизаща от първата степен, навлиза във втората степен на измиване и така през всичките останали степени, докато напусне и последната степен. Известно количество цинк се отмива заедно с медта и следователно е необходимо да се намали количеството на добавената промивна вода, като вместо този начин се използват няколко степени на измиване, подредени на противотоков принцип.
Получената след измиването водна течност 110 се връща за повторно използване в цикъла на извличане под атмосферно налягане за възстановяване на медта и цинка.
След измиването органичният поток 112 от екстракцията с DEHPA е готов за реекстрахиране 114 с изтощения електролит 116 от цикъла за електролитно добиване 118. При това се получава обогатен електролит 120 за електролитен добив на цинк с висока рентабилност.
След реекстрахирането 114 екстрахиращият разтворител е допълнително обработен 131 за отделяне на желязото преди рециркулирането на екстрагента към течната екстракция 100. Отделянето на желязото 131 се извършва с добавъчния разтовр на НС1 133, който се въвежда при автоклавното окисление.
Рафинатите 122 и 124 от екстракцията на цинка с DEHPA се екстрахират поотделно със селективен цинков екстрагент, такъв като LIX™, съответно чрез течните екстракции 16 и 50.
Постановката на тези два цикъла е сходна с тази в технологичен метод В, с обикновена органична течност, използвана първоначално за течната екстракция 16 и след това при течната екстракция 50. След това екстрактът се измива и реекстрахира както преди, показано съответно при 42 и 44.
Установено е, че необходимостта от неутрализация при цикъла на екстракция с органичен разтворител 50 е по-малка поради предшестващата неутрализация в цинковия цикъл.
Рафинатите от екстракциите с LIX™ се връщат за повторно използване, както преди, съответно към етапа на автоклавно окисление 12 и етапа на извличане под атмосферно налягане 14.
На фигура 4 е показан метод за хидрометалургична екстракция за извличане и на никел, освен на мед.
Използвани са същите цифрови означения за указване на етапите или степените от процеса, които отговарят на тези от предишните изпълнения.
При медноникеловите концентрати методът е много сходен с този за цинка, с това изключение, че всичките използвани за екстракцията вещества проявяват по-малка избирателна способност към никела отколкото към медта. Следователно и двата цикъла на екстракция с органичен разтворител на никела 130 и 132 са разположени след съответните цикли на екстракция с органичен разтворител на медта 16 и 50.
Никеловият екстракт 135 от екстракцията с органичен разтворител 132 се подлага на измиване 137 и след това се реекстрахира 139, преди да бъде върнат за повторно използване към екстракцията с органичен разтворител 130. Реекстрахирането 139 се извършва с изтощен електролит от електролитното добиване на никел 140.
Наред с това екстракцията на никел е достатъчно слаба, така че е необходима неутрализация in situ с амоняк, например, както е показано съответно при 134 и 136. Амонякът трябва да бъде възстановен от съответните рафинати, например по метода на варовиково кипене 138, и върнат за повторно използване.
ПРИМЕРИ ЗА ИЗПЪЛНЕНИЕ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Методът сагласно изобретението ще бъде допълнително илюстриран чрез примери. Примери от 1 до 7 показват етапа на автоклавно окисление от метода. Примери 8 и 9 илюстрират действието на етапа на извличане под атмосферно налягане 14. Примери 10 и 11 показват етапите на екстракция с органичен разтворител от метода.
Пример 1 (Teem # 258)
Меден концентрат от медодобивна мина в Шотланската долина, Британска Колумбия е подложена на автоклавно окисление и извличане под атмосферно налягане при следните условия (за една партида):
Автоклавно окисление
Извличане под атмосферно налягане
| Температура: Време на действие: Налягане: | 150°С 60 минути 1500 kPa | Температура: 40°C Време: 60 минути pH: 1.5 - 1.7 | |
| Автоклавно окисление | |||
| Концентрат, тегло | 225 g | % | (37.9 Cu, 21.4 Fe, 28.3 S) |
| Захранващ разтвор: | 1100 ml | g/i | (26.1 Cu, 12.4 Cl, 24.8 H2SO4, 0 ppm Fe) |
| филтрат: | 985 ml | g/1 | (30.1 Cu, 12.2 Cl, 3.4 pH, 10 ppm Fe) |
| Извличане под атмосферно налягане | |||
| Захранващ разтвор: | 3000 ml | gA | (1.9 Cu, 0.8 Cl, 0.91 Fe) |
| Филтрат: | 3915 ml | g/i | (20.0 Cu, 0.9 Cl, 0.88 Fe, 1.9 pH) |
| Остатък: | 154 g | % | (1.27 Cu, 29.5 Fe) |
Резултатите са дадени в Таблица 1.
Таблица 1
| Разпределение на Си, % | Δ [Си2+] | Екстракция на Си, % | Н+/Си моларно | Окисление на S, % | |
| Филтрат | Остатък | ||||
| 0 | 100 | 0.9 | 97.7 | 0.41 | 9.1 |
В настоящия пример всичките стойности за Δ [Си“ ] са изчислени в обратен ред по отношение на постоянен обем на захранващия разтвор и филтрата от автоклавното окисление. Към разтвора за извличане под атмосферно налягане е прибавена киселина според изискванията за постигане на крайно pH, както е указано. Процентното разпределение на медта, показано на Таблица 1, се отнася за автоклавното окисление.
Вижда се, че филтратът от автоклавното окисление почти не съдържа допълнително количество мед над това на въведения разтвор. Всичката мед от заредения концентрат присъства в основната медна сол. Извършено е само 9.1% сярно окисление и общото възстановяване на медта след извличането под атмосферно налягане беше 97.3%. Окислението на сярата е изчислено чрез метода за сулфатния баланс.
Примери 2 и 3 (Тест # 263 и # 265)
Следващите два теста са проведени при същите условия, както в Пример 1, с изключение на това, че киселината в захранващия разтвор за автоклавното окисление в Пример 2 е нула, а в Пример 3 е 35 g/Ι. Резултатите от примери от 1 до 3 са сравнени в Таблица 2. Изпитванията в примери от 1 до 3 са проведени при зареждане на отделни партиди в автоклава.
Таблица 2
| Пример | Киселина при зареждането (g/1) | Δ [Си- ] | Екстракция на Си, % | Окисление на сяра, % |
| 2 | 0 | -14.7 | 97.1 | 13.8 |
| 1 | 25 | 0.9 | 97.7 | 9.1 |
| 3 | 35 | 9.9 | 97.4 | 7.9 |
Може да се види, че киселинността на зареждания разтвор влияе върху окислението на сярата. С увеличаване на киселинността на зареждания за автоклавното окисление разтвор от 0 до 35 g/Ι, окислението на сярата намалява от 14% до 8%. Киселинността на зареждания за автоклавното окисление разтвор влияе също на изменението на концентрацията на захранващия разтвор и филтрата. Приблизително 25 g/Ι киселина са необходими за поддържане на равновесно съдържание на мед през време на автоклавното окисление. Ако концентрацията на киселина в захранващия разтвор е около 25 g/Ι, става натрупване на мед във филтрата.
Пример 4 (Тест # 198)
При използване на същия концентрат както в предишните примери, е проведено изпитване в автоклав в режим на непрекъснато действие вместо на партиди при следните условия:
Автоклавно окисление
Температура:
Време на действие:
Налягане:
Отделения No:
Дебит на подаване на сухите твърди вещества:
Дебит на подаване на киселината:
Температура на захранващия разтвор
Концентрат:
Извличане под атмосферно налягане
Температура: 40°С pH: 1.5 -1.7
150°С
149 минути
1500 kPa
4.0 kg/час, 69% сухо в-во
12.41/час
85°С
Мед от Шотландската долина
Проба от получената при автоклавното окисление суспензия е филтрувана и утайката е извлечена в прекъснат режим под атмосферно налягане за определяне на общото количество възстановена мед.
Автоклавно окисление
| Концентрат, тегло | 49 kg | % | (39.5 Си, 16.85 Fe, 24.9 S) |
| Захранващ разтвор: | 1391 | g/i | (13.1 Си, 11.7 Cl, 53.7 H2SO4, 286 ppm Fe) |
| Получен разтвор (измерен обем) | 1251 | g/l | (17.5 Cu, 3.1 pH, 10 ppm Fe) |
| Остатък от извличането | 34 kg | % | (1.3 Cu) |
под атмосферно налягане (измерено количество)
Резултатите са дадени в Таблица 3.
Таблица 3
| Разпределение на Си, % | Δ [Си2+] | Екстракция на Си, % | Н+/Си моларно | |
| Филтрат | Остатък | |||
| 1 | 99 | 2.6 | 97.6 | 0.50 |
Може да се види, че медта от концентрата в голяма степен участва като основна медна сол; само около 1% присъства във филтрата. Стойността на Δ [Си ] е малка, а общото количество екстрахирана мед след извличане под атмосферно налягане е 97.3%. Окислението на сярата е изчислено на 6.6% въз основа на сулфатния баланс между захранващия и получения поток и показва доколко окислението на сярата е намалено чрез използването на голямо количество сулфат в захранващия разтвор. Пример 5 (Тест #206)
Проведен е тест, аналогичен на Пример 4, отново в непрекъснат режим в автоклав. Този път захранващият разтвор съдържа голямо количество мед и по-малко киселина: Автоклавно окисление Извличане под атмосферно налягане
| Температура: | 150°С | Температура: 40° |
| Време на действие: | 149 минути | pH: 1.5 - 1.7 |
| Налягане: | 1500 kPa | |
| Обем: | 341 | |
| Отделения No: | 4 | |
| Дебит на подаване на сухите твърди вещества: | 4.0 kg/час, | 69% сухо в-во |
| Дебит на подаване на киселина: | 12.4 1/час | |
| Температура на захранващия разтвор | 72°С | |
| Концентрат: | Мед от Шотландската долина | |
| Автоклавно окисление | ||
| Концентрат, тегло | 47 kg % | (40.1 Си, 15.6 Fe, 24.9 S) |
| Захранващ разтвор: | 1431 g/l | (34.1 Си, 12.1 Cl, 33.6 H2SO4, 16 ppm Fe) |
| Получен разтвор (измерен | 1291 g/l | (12.4 Cu, 3.2 pH, 4 ppm |
| обем) Остатък от извличането | Fe) | |
| под атмосферно налягане (измерено количество) | 33 kg % | (1.47 Cu) |
Таблица 4
| Разпределение на Си, % | Δ [Си2+] | Екстракция на Си, % | Н+/Си моларно | Окисление на сяра,% | |
| Филтрат | Остатък | ||||
| -18.5 | 118.5 | -23 | 97.4 | 0.35 | 4.2 |
Този пример показва как чрез прибавяне на мед в захранващия разтвор може да бъде намалена концентрацията на киселина в него, например 33.6 g/1 H2SO4 срещу 53.7 g/1 в предишния пример. Окислението на сяра отново е много слабо поради високото съдържание на сулфат в захранващите разтвори.
Следващите изпитвания са направени върху нискокачествен концентрат, като е използван технологичния метод В от изобретението. При това изпълнение е желателно в разтвора да бъде извлечена основната част от медта в концентрата.
Пример 6 (Тест #352)
Изпитването е направено на базата на зареждане на отделна партида при следните условия:
Автоклавно окисление
Температура:
Време на действие:
Налягане:
150°С минути
1500 kPa
Извличане под атмосферно налягане
Температура: 40°С
Време: 60 мин.
pH: 1.5 - 1.7
Автоклавно окисление
Концентрат, тегло
225 g % (22.8 Си, 25.3 Fe, 28.9 S)
Захранващ разтвор:
1100 ml g/1
Получен разтвор (измерен 1035 ml g/1 обем) (13.6 Си, 11.7 С1, 34.0
H2SO4, 0 ppm Fe) (53.5 Си, 10.9 pH, 2.9 pH ppm Fe)
Извличане под атмосферно налягане филтрат: 1420 ml g/1
184 kg % (3.4 Си, 0.7 Cl, 1.7 pH, 2.3
H2SO4, 0.62 Fe) (1.43 Cu, 27.6 Fe)
Остатък (измерено тегло):
Резултатите са показани в Таблица 5.
Таблица 5
| Разпределение на Си, % | Δ [Си2+] | Екстракция на Си, % | Н+/Си моларно | Окисление на сяра,% | |
| филтрат | Остатък | ||||
| 79 | 21 | 35.0 | 95 | 0.95 | 13.5 |
В този случай основната част от медта е във филтрата. Окислението на сярата е 13.5% и е постигната 95% екстракция на мед. Поради високото съотношение Н+/Си във филтрата преминава едно количество от 79% мед.
Пример 7 (Тест #88)
Следващото изпитване е направено върху същия нискокачествен концентрат на базата на непрекъснат процес в автоклав при следните условия:
Автоклавно окисление
Температура:
Време на действие:
Налягане:
Отделение No:
Дебит на подаване на сухите твърди вещества:
Дебит на подаване на киселина:
Температура на захранващия разтвор
Концентрат:
Извличане под атмосферно налягане
Температура: 40°С pH: 1.5 - 1.7
150°С минути
1500 kPa
7.2 kg/час, 68% сухо в-во
32.8 1/час
45°С
Мед от Шотландската долина
| Автоклавно окисление | |||
| Концентрат, тегло | 55 kg | % | (22.5 Си, 25.4 Fe, 29.1 S) |
| Захранващ разтвор: | 2501 | gA | (9.4 Си, 13.2 Cl, 35.0 H2SO4) |
| Получен разтвор (измерен обем) | 2251 | g/l | (50.8 Си, 2.8 pH) |
| Извличане под атмосферно | налягане | ||
| Остатък | 47 kg | % | (1-4 Си) |
(измерено тегло):
Резултатите са показани в Таблица 6.
Таблица 6
| Разпределение на Си, % | Δ [Си2+] | Екстракция на Си, % | Н+/Си моларно | Окисление на сяра,% | |
| филтрат | Остатък | ||||
| 73 | 27 | 36.3 | 94.6 | 0.83 | 16.5 |
Отново, поради високото съотношение Н+/Си, основната част от медта е пренесена във филтрата от автоклавното окисление.
Примери 8 и 9
Тези примери илюстрират процесите на извличане под атмосферно налягане и измиване в противоток при методите А и В. Условията на работа и за двата примера са следните:
| УСЛОВИЯ НА РАБОТА | ||
| Параметър | Извличане под атмосферно налягане | Измиване в противоток |
| Температура | от 40 до 45°С | от 32 до 35°С |
| Крайно pH | 1.7 | 3.5 |
| Брой на реакторите | 3 | 5 смесителя, 5 колони |
| Общ обем за трите реактора | 69.1 | - |
| Време на действие | 45 - 60 минути | - |
Пример 8 показва изпълнение на Метод А (фигура 1) за процеса, в който медта практически изцяло се съдържа във утайката на филтъра от автоклавното окисление, а Пример 9 показва изпълнение на Метод В (фигура 2), при който само малка част от медта се съдържа в утайката на филтъра. Резултатите са дадени съответно в Таблици 7 и 8. В Пример 8 общото количество екстрахирана мед е 97.5%, а в Пример 9 - 94.6%.
Таблица 7
| ПРИМЕР ЗА ТЕХНОЛОГИЧЕН МЕТОД А - СЪСТАВ НА ПОТОКА И ОБЕМИ / ΊΈΓΛΑ | ||||||
| ПОТОК | Обем (1) или тегло (kg) | % Сух остатък | [Си] g/l | [Свободна киселина] g/i | [С1] g/l | [Fe] g/i |
| Първичен рафинат 120 | 1225 1 | 0.0 | 0.5 | 26 | 1.1 | 0.3 |
| Изтощен електролит Изтакане Екстракция | 5.81 | 0.0 | 35.2 | 204 | ||
| Автоклавно окисление утайка на филтъра | 155 kg мокро тегло | 81 | 23 % | няма | няма | няма |
| Извличане под атмосферно налягане - горен поток 31 | 13901 | 4 | 18 | pH 1.64 | 1.2 | 0.3 |
| флокулант | 701 | 1.0 g/L | няма | няма | няма | няма |
| Коагулант | 361 | 1.0 g/L | няма | няма | няма | няма |
| Промивна вода до цикъла на | 8001 | 0.0 | — | pH 3.6 | 1.0 | — |
| измиване в противоток 51 | ||||||
| Цикъл на измиване в противоток #5 под поток 35 | 228 kg | 41 | 1.7% 0.17 gA | pH на филтрата 3.1 | 1.1 | 0.05 |
| Чешмяна вода за разреждане на суспензията | 3601 | 0.0 | “ | pH 5 | ___ | «·“ — |
| Филтрат към екстракцията с разтворител 33 | 23701 | отфил труван | 11 | pH 1.9 | 1.1 | 0.3 |
Таблица 8
| ПРИМЕР ЗА ТЕХНОЛОГИЧЕН МЕТОД В - СЪСТАВ НА ПОТОКА И ОБЕМИ/ТЕГЛА | ||||||
| ПОТОК | Обем (1) или тегло (kg) | % Сух остатък | [Си] gA | H7SO4 gA | [С1] gA | [Fe] gA |
| Първичен рафинат 120 | 3001 | 0.0 | 0.0 | 11 | 1.0 | 0.3 |
| Изтощен електролит Изтакане Екстракция | 10.21 | 0.0 | 30 | 180 | 12 ррм | 0.1 |
| Автоклавно окисление утайка на филтъра | 154 kg мок-ро тегло | 75 | 3.9% | няма | няма | няма |
| Извличане под атмосферно налягане - горен поток 31 | 4401 | 27 | 7.5 | 1.3 | 1.3 | няма |
| флокулант | 511 | 1.0 gA | няма | няма | няма | няма |
| Коагулант | 411 | 1-0 gA | няма | няма | няма | няма |
| Промивна вода | 6281 | 0.0 | 0.1 | рНЗ.О | 0.9 | 0.03 |
| към цикъла на измиване в противоток 51 | ||||||
| Цикъл на измиване в портивоток #5 долен поток 35 | 216 kg | 39 | 1.3% 0.12 g/1 | pH на филтрата 2.9 | 0.9 | 0.03 |
| Чешмяна вода за разреждане на суспензията | 0.1 | 0.0 | “ | |||
| филтрат към екстракцията с разтворител 33 | 9801 | няма | 4.1 | 1.2 | 0.8 | 0.4 |
Примери 10 и 11
Тези примери показваш етапите на екстракция с органичен разтворител от метода. В Пример 10 методът е съгласно изпълнението от фигура 1, а в Пример 11 - съгласно изпълнението от фигура 2. И в двата случая параметрите са следните:
Време на престой в смесителя 3 до 6 минути
| Температура: | 40 до 45°С |
| Органична течност, екстрахираща медта: | 40% обемни LIX @ 70:30 обемни 860n:84N |
| Органичен разредител: | 60% обемни OFROM SX-11 |
Резултатите са представени в Таблици 9 и 10. Цифровите означения, указващи различните потоци, са дадени съответно на фигура 1 и 2.
Таблица 9
| Поток | Обем (база: 24 часа) 1 | [Си] g/l | H2SO4 g/l | [Cl] ppm | Загуби на мед в крайния рафинат |
| Получен разтвор 33 | 3168 | 11.5 | 1.5 | 1050 | |
| Рафинат 120 (към извличането под атмосферно налягане) | 2112 | 0.5 | 18 | 1050 | |
| Рафинат121 (към неутрализацията) | 1056 | 0.5 | 18 | 1050 | |
| Филтрат 39 | 1056 | 0.5 | pH 2 | 1050 | |
| Вторичен рафинат 43 | 1056 | 0.05 | 1.7 | 1050 | |
| Разтвор 51 | 1056 | 0.004 | pH 9 | 1050 | 0.1% |
| Промивна вода 122 | 43 | 0 | pH 1.3 | 0 | |
| Вода след измиването 47 | 43 | 0.45 | 6.2 | 220 | |
| Първичен екстракт 123 | 3168 | 17 | |||
| Вторичен екстракт 124 | 3168 | 6.35 | |||
| Регенериран екстрагент 125 | 3168 | 6.2 | |||
| Изтощен електролит 55 | 3168 | 41 | 200 | 20 | |
| Обогатен електролит 57 | 3168 | 30 | 184 | 20 |
В Пример 1 около две трети от регенериран екстрагент 125 заобикаля течната екстракция 16 и се въвежда направо към първия етап от течната екстракция 50, която е двустепенна. Само една трета от регенериран екстрагент 125 се подава към течната екстракция 16, при което се получава първичен органичен екстакт, който се въвежда във втория етап от течната екстракция 50, за да се присъедини към потоците от екстракциите с разтворител 16 и 50 в смесения екстакт 65.
Таблица 10
| Поток | Обем (база: 24 часа) 1 | [Си] g/1 | H2SO4 g/1 | [Cl] **gA ppm | Загуби на мед в крайния рафинат |
| Получен разтвор 33 | 1152 | 4.1 | pH 1.9 | **0.89 | |
| Рафинат 120(към извличането под атмосферно налягане) | 768 | 0.08 | 9.3 | ||
| Рафинат 121(към неутрализацията) | 384 | 0.08 | 9.3 | - | |
| Разтвор 51 | 384 | 0 | pH 9 | - | 0.7% |
| Филтрат от автоклавното окисление 29 | 778 | 49.9 | pH 3.2 | **11.36 | |
| Рафинат 63 | 778 | 12.9 | 56.5 | - | 0.1% |
| Филтрат 82 | - | 12.9 | pH 2 | - | |
| Промивна вода 122 | 43 | 0 | pH 1.3 | 0 | |
| Вода след измиването 47 | 43 | 8.7 | 21.5 | 4.9 | |
| Екстракт 126 | 1152 | 10.3 | |||
| Екстракт 65 | 3168 | 18.2 | |||
| Регенериран екстрагент 125 | 3168 | 6.07 | |||
| Изтощен електролит 55 | 3168 | 28.5 | 184 | 21 | |
| Обогатен електролит 57 | 3168 | 40.8 | 167 | 23 |
Тъй като тук са описани подробно само предпочитаните изпълнения на изобретението, последното не се ограничава до тях и могат да бъдат направени редица модификации, включващи се в обхвата на приложените претенции.
Claims (51)
1.
1. Метод за извличане на мед от сулфидна медна руда или концентрат, който се състои от етапи на:
подлагане на рудата или концентрата на автоклавно окисление в присъствието на кислород и кисел хлориден разтвор, при което се получава филтрат от автоклавното окисление и неразтворима основна медносулфатна сол, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се провежда в присъствието на източник на бисулфатни или сулфатни йони, избрани от групата, състояща се от сярна киселина и метален сулфат, който се хидролизира в киселинен разтвор, като количеството на прибавяния източник на бисулфатни или сулфатни йони съдържа поне стехиометричното количество на бисулфатни или сулфатни йони, необходимо за да се получи основната медносулфатна сол в количество по-малко от това на сулфата, получен in situ при автоклавното окисление.
2. Метод съгласно претенция 1, включващ допълнително етапи на:
рециркулиране на филтрата от автоклавното окисление обратно към автоклавното окисление;
излугване на основния меден сулфат, получен от автоклавното окисление при едно второ извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на основната медна сол, при което се получава луга, съдържаща разтворен меден сулфат, и твърд остатък;
разделяне на лугата от твърдия остатък;
подлагане на лугата на екстракция с разтворител, при което се получава концентриран меден разтвор и рафинат; и връщане на рафината обратно към втория етап на извличане.
3. Метод съгласно претенция 2, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се извършва при предварително определено моларно съотношение Н+/Си, в което Н+ представлява хидрогенните йони в киселия хлориден разтвор, а Си представлява медта в рудата или концентрата, така че концентрацията на медта в получения от автоклавното окисление филтрат е практически равна на концентрацията на медта във филтрата от автоклавното окисление, който се връща обратно към етапа на автоклавно окисление.
4. Метод съгласно претенция 3, характеризиращ се с това, че концентрацията на хлорида във филтрата от автоклавното окисление, който се връща обратно към етапа на автоклавно окисление се поддържа със стойност от около 8 gA до около 20 gA.
5. Метод съгласно претенция 4, характеризиращ се с това, че концентрацията на хлорида се поддържа в интервала от около 11 gA до около 14 gA.
6. Метод съгласно претенция 5, характеризиращ се с това, че концентрацията на хлорида се поддържа на около 12 gA.
7. Метод съгласно всяка претенция от 2 до 6, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се извършва при предварително определено моларно съотношение Н+/Си, в което Н+ представлява хидрогенните йони в киселия хлориден разтвор, а Си представлява медта в рудата или концентрата, така че концентрацията на медта в получения от автоклавното окисление филтрат е в интервала от около 10 gA до около 25 gA.
8. Метод съгласно всяка претенция от 2 до 7, характеризиращ се с това, че второто извличане се извършва при pH в интервала от около 1.6 до около 1.9.
9. Метод съгласно претенция 8, характеризиращ се с това, че второто извличане се извършва при pH в интервала от около 1.6 до около 1.9.
10. Метод съгласно всяка претенция от 2 до 9, характеризиращ се с това, че второто извличане се извършва при температура в интервала от около 20°С до около 70°С.
11. Метод съгласно претенция 10, характеризиращ се с това, че второто извличане се извършва при температура в интервала от около 35°С до около 45°С.
12. Метод съгласно всяка претенция от 2 до 11, характеризиращ се с това, че допълнително съдържа етап на подлагане на разтвора на медния концентрат на електролитно добиване за възстановяване на медта от него.
13. Метод съгласно претенция 12, характеризиращ се с това, че процесът на екстракция с органичен разтворител, на който се подлага лугата от второто извличане се състои в смесване на лугата с органичен екстрагент, при което се получава екстракт, измиване на екстракта с вода и реекстракция на екстракта с разтвор на сярна киселина, при което се получава концентриран меден разтвор за електролитното добиване.
14. Метод съгласно претенция 12, характеризиращ се с това, че разтворът на сярна киселина съдържа отработен или изтощен електролит, който се връща за повторно използване към електролитното добиване.
15. Метод съгласно всяка претенция от 2 до 14, характеризиращ се с това, че рафинатът се разделя на първа порция, съдържаща около две трети от рафината и втора порция, съдържаща около една трета от рафината и че първата порция се връща към второто извличане, а втората порция се подлага на вторична екстракция с органичен разтворител за отстраняване на медта, при което се получава вторично излугващо средство и вторичен рафинат.
16. Метод съгласно претенция 15, характеризиращ се с това, че вторичното излугващо средство е използвано като органичен екстрагент при екстракцията с органичен разтворител на лугата от второто извличане.
17. Метод съгласно претенция 15 или претенция 16, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на втората порция на първоначална неутрализация при pH от около 1.5 до около 3 за неутрализиране на съдържащата се киселина преди вторичната екстракция с органичен разтворител и подлагане на вторичния рафинат на вторична неутрализация при pH от около 9 до около 10 за неутрализиране на съдържащата се киселина и отстраняване на разтворените метали от него.
18. Метод съгласно претенция 17, характеризиращ се с това, че разделянето на лугата от твърдия остатък от второто извличане се извършва по системата на декантиране в противоток и че вторичният рафинат след втората неутрализация се връща обратно, за да послужи като промивна вода в процеса на декантиране в противоток за измиване на твърдия остатък.
19. Метод съгласно всяка от предшестващите претенции, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се извършва при температура от около 115°С до около 175°С.
20. Метод съгласно всяка от предшестващите претенции, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се извършва при повишено налягане, включващо парциално налягане на кислорода от около 445 kPa (50 psig) до около 1825 kPa (250 psig).
21. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че по време на автоклавното окисление се получава течна елементарна сяра и че допълнително включва етап на добавяне на повърхностно-активно вещество при автоклавното окисление за намаляване на вискозитета на течната елементарна сяра по време на автоклавното окисление.
22. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че филтратът от автоклавното окисление се връща обратно към автоклавното окисление, за да послужи като източник на бисулфатни или сулфатни йони.
23. Метод съгласно претенция 22, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на филтрата от автоклавното окисление на екстракция с органичен разтворител за отстраняване на разтворената мед от него, преди филтратът да бъде върнат за повторно използване към автоклавното окисление.
24. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че източникът на бисулфатни или сулфатни йони представлява разтвор на сярна киселина или разтвор на меден сулфат, който се добавя от външен източник.
25. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че автоклавното окисление се извършва при предварително определено моларно съотношение Н+/Си, в което Н+ представлява хидрогенните йони в разтвора на киселия хлориден разтвор, а Си представлява медта в рудата или концентрата, така че рафинатът съдържа първата порция от медта в рудата или концентрата, а основната медна сол съдържа втората порция от медта в рудата или концентрата, и допълнително включва етапи на:
разделяне на филтрата от автоклавното окисление и основната медна сол;
излугване на основната медна сол във втория етап на извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на медната сол, при което се получава втори меден разтвор и твърд остатък; и подлагане на филтрата от автоклавното окисление и на втория меден разтвор на екстракция с органичен разтворител, при което от тях се получава концентриран меден разтвор за електролитното добиване.
26. Метод съгласно претенция 25, характеризиращ се с това, че екстракцията с разтворител включва етапи на:
подлагане на втория меден разтвор на екстракция с органичен екстрагент, при което се получава първи екстракт, и първи рафинат;
подлагане на филтрата от автоклавното окисление на екстракция с първия екстракт, при което се получава втори екстракт и втори рафинат; и реекстрахиране на медта от втория екстракт, при което се получава регенериран екстрагент и концентриран меден разтвор за електролитното добиване.
27. Метод съгласно претенция 26, характеризиращ се с това, че вторият екстракт се подлага на промиване с вода, преди да бъде реекстрахирана медта от втория екстракт, за да бъде отделен хлоридът от него.
28. Метод съгласно претенция 27, характеризиращ се с това, че водата от измиването на втория екстракт се връща за измиване на неразтворимата основна медна сол, получена по време на автоклавното окисление на рудата или на концентрата.
29. Метод съгласно всяка претенция от 25 до 28, характеризиращ се с това, че вторият меден разтвор и твърдият остатък от второто извличане се разделят по системата на декантиране в противоток.
30. Метод съгласно всяка претенция от 26 до 29, характеризиращ се с това, че регенерираният екстрагент се връща за извършване на екстракцията с разтворител на втория меден разтвор, при което се получава първи екстракт и първи рафинат.
31. Метод съгласно всяка претенция от 26 до 30, характеризиращ се с това, че допълнително включва етапи на връщане на втория рафинат обратно към етапа на автоклавно окисление, за да послужи като кисел хлориден разтвор.
32. Метод съгласно претенция 31, характеризиращ се с това, че рафинатът се разделя на първа порция и втора порция преди да се върне обратно към втория рафинат и че при връщането на първата порция към рафината относителните количества на първата и втората порция са определени от моларното съотношение Н+/Си.
33. Метод съгласно претенция 32, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на втората порция от рафината на неутрализация, при което се получава остатък от гипс и неутрален разтвор, отделяне на остатъка и връщане на неутралния разтвор към автоклавното окисление.
34. Метод съгласно всяка претенция от 26 до 32, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на връщане на първия рафинат към втория етап на извличане, за да послужи като кисел сулфатен разтвор, с който се осъществява излугването.
35. Метод съгласно претенция 34, характеризиращ се с това, че първият рафинат се разделя на основна порция, състояща се от около две трети от рафината и малка порция, съставляваща около една трета от рафината, преди да бъде върнат обратно към първия рафинат и връщане за повторно използване на първата порция от рафината.
36. Метод съгласно претенция 35, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на втората порция от рафината на неутрализация, при което се получава остатък от гипс и метален хидроксид.
37. Метод съгласно всяка претенция от 26 до 36, характеризиращ се с това, че допълнително включва етапи на отделяне на остатъка, образуван при неутрализацията на втората порция от първия рафинат и връщане на получения неутрализиран разтвор, за да послужи като промивна вода в процеса на противотоково декантиране за измиване на твърдия остатък от второто излугване.
38. Метод съгласно всяка претенция от 25 до 37, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на филтрата от автоклавното окисление и втория меден разтвор на екстракция с разтворител за екстрахиране на цинка от разтворите.
39. Метод съгласно всяка претенция от 25 до 38, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на подлагане на филтрата от автоклавното окисление и втория меден разтвор на екстракция с разтворител за екстрахиране на никела от разтворите.
40. Метод съгласно всяка претенция от 25 до 39, характеризиращ се с това, че предварително определеното моларно съотношение Н+/Си е избрано в зависимост от качеството на рудата или концентрата; стойността на избраното съотношение нараства с намаляване на качеството на рудата или концентрата.
41. Метод съгласно претенция 40, характеризиращ се с това, че качеството на рудата или концентрата отговаря на съдържание на мед в интервала от около 28% до около 22% тегловни, а моларното съотношение Н+/Си е в границите от около 0.7 до около
42. Метод съгласно претенция 5, характеризиращ се с това, че рудата или концентрата наред с медта съдържат също и цинк и че допълнително включва степени на:
подлагане на втория меден разтвор и на филтрата от автоклавното окисление на екстракция на цинка с разтворител, преди екстракцията на медта с разтворител, с органичен цинков екстрагент, при което от екстракцията се получават първи и втори цинкови екстракти и съответно първи и втори цинкови рафинати;
подлагане на рафината от първата цинкова екстракция на екстракция с разтворител с органичен меден екстрагент, при което се получават първи и втори медни екстракти и съответно първи и втори цинкови рафинати от екстракцията;
подлагане на рафината от втората цинкова екстракция на екстракция с първия меден екстракт, при което от екстракцията се получава втори меден екстракт и втори цинков рафинат; и реекстракция на цинка от първия и втория цинкови екстракти, при което се получава концентриран цинков разтвор за електролитното добиване.
43. Метод съгласно претенция 42, характеризиращ се с това, че преди подлагането на втория рафинат от цинковата екстракция на екстракция с органичен разтворител, вторият рафинат от цинковата екстракция се подлага на един или повече етапа на неутрализация, при което се получава съответно неутрализиран разтвор и остатък от гипс;
разделяне на съответния неутрализиран разтвор от съответния гипсов остатък след всеки етап, при което се получава резултантен цинков рафинат; и подлагане на резултантния цинков рафинат на екстракция с първия меден екстракт.
44. Метод съгласно претенция 43, характеризиращ се с това, че филтратът от автоклавното окисление се подлага на течна екстракция с първия меден екстракт и допълнително включва степени на:
реекстракция на цинка от втория цинков екстракт, при което се получава регенериран цинков екстрагент; и връщане за повторно използване на регенерирания цинков екстрагент за осъществяване на екстракцията с органичен разтворител на цинка от втория меден разтвор.
45. Метод съгласно всяка претенция 43 или 44, характеризиращ се с това, че цинковият екстракт наред с цинка съдържа също малко количество мед и допълнително включва етап на обработка на втория цинков екстракт с воден разтвор на цинков сулфат в противотоков режим за заместване на малкото количество мед в екстракта с цинк, при което се получава практически несъдържащ примес цинков разтвор за електролитното добиване, като споменатата обработка се осъществява в множество последователни етапи.
46. Метод съгласно претенция 6, характеризиращ се с това, че рудата или концентратът наред с медта съдържат също и никел и че допълнително включва степени на:
подлагане на рафинатите от първата и втората екстракция на медта с разтворител на екстракция на цинка с органичен никелов екстрагент, при което от екстракцията се получават първи и втори никелови екстракти и съответно първи и втори никелови рафинати; и реекстракция на никела от първия и втория никелови екстракти, при което се получава концентриран никелов разтвор за електролитното добиване.
47. Метод съгласно претенция 48, характеризиращ се с това, че вторият рафинат от екстракцията на медта с разтворител се подлага на никелова екстракция с първия никелов екстракт, при което се получава втория никелов екстракт, и допълнително включва етапи на реекстракция на никела от втория никелов екстракт, при което се получава регенериран никелов екстрагент; и връщане за повторно използване на регенерирания никелов екстрагент за осъществяване на екстракция на никела от първия рафинат от медната екстракция с разтворител.
48. Метод за екстракция на мед от сулфидна медна руда или концентрат, който се състои от етапи на:
излугване на рудата или концентрата в първия етап на извличане с кисел хлориден разтвор, при което се получава първи меден разтвор и неразтворима основна медна сол;
разделяне на първия меден разтвор и основната медна сол; излугване на основната медна сол във втория етап на извличане с кисел сулфатен разтвор за разтваряне на медната сол, при което се получава втори меден разтвор и твърд остатък; и подлагане на първия и втория меден разтвор на екстракция с органичен екстрагент, при което се получава концентриран меден разтвор за електролитно добиване на мед от него.
49. Метод съгласно претенция 51, характеризиращ се с това, че екстракцията с разтворител включва етапи на:
подлагане на Втория меден разтвор на екстракция с органичен екстрагент, при което се получава първи екстракт и първи рафинат;
подлагане на първия меден разтвор на екстракция с първия екстракт, при което се получава втори екстракт и втори рафинат; и реекстракция на медта от втория екстракт, при което се получава регенериран екстрагент и концентриран меден разтвор за електролитното добиване.
50. Метод съгласно претенция 52, характеризиращ се с това, че регенерираният екстрагент се връща за осъществяване на екстракцията с разтворител на втория меден разтвор, при което се получава първия екстракт и първия рафинат;
51. Метод съгласно претенция 52 или 53, характеризиращ се с това, че допълнително включва етап на връщане на втория рафинат към първия етап на излугване, за да послужи като кисел хлориден разтвор за осъществяване на извличането.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/CA1994/000696 WO1996019593A1 (en) | 1993-07-29 | 1994-12-20 | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BG101726A BG101726A (bg) | 1998-03-31 |
| BG62179B1 true BG62179B1 (bg) | 1999-04-30 |
Family
ID=4160899
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG101726A BG62179B1 (bg) | 1994-12-20 | 1997-07-02 | Хидрометалургично извличане на мед с помощта на хлорид |
Country Status (27)
| Country | Link |
|---|---|
| US (3) | US5431788A (bg) |
| EP (1) | EP0804624B1 (bg) |
| JP (1) | JPH10510585A (bg) |
| KR (1) | KR100352496B1 (bg) |
| AR (1) | AR000381A1 (bg) |
| AU (1) | AU699194B2 (bg) |
| BA (1) | BA95051A (bg) |
| BG (1) | BG62179B1 (bg) |
| BR (1) | BR9408639A (bg) |
| CA (1) | CA2208026C (bg) |
| CO (1) | CO4440443A1 (bg) |
| CZ (1) | CZ184997A3 (bg) |
| DE (1) | DE69417455T2 (bg) |
| ES (1) | ES2132604T3 (bg) |
| FI (1) | FI115305B (bg) |
| HR (1) | HRP950601A2 (bg) |
| ID (1) | ID29555A (bg) |
| NO (1) | NO972836L (bg) |
| OA (1) | OA10430A (bg) |
| PE (2) | PE39695A1 (bg) |
| PL (1) | PL190429B1 (bg) |
| RU (1) | RU2137856C1 (bg) |
| TR (1) | TR199501621A2 (bg) |
| TW (2) | TW339362B (bg) |
| UY (1) | UY24125A1 (bg) |
| WO (1) | WO1996019593A1 (bg) |
| ZA (2) | ZA9410363B (bg) |
Families Citing this family (61)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5756402A (en) * | 1992-12-28 | 1998-05-26 | Kabushiki Kaisha Toshiba | Method of etching silicon nitride film |
| US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
| US5902474A (en) * | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5869012A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-09 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5874055A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| USRE37251E1 (en) | 1993-07-29 | 2001-07-03 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| US5807479A (en) * | 1994-07-15 | 1998-09-15 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| US5814292A (en) * | 1996-12-19 | 1998-09-29 | Energy Research Group | Comprehensive energy producing methods for aqueous phase oxidation |
| US5849172A (en) * | 1997-06-25 | 1998-12-15 | Asarco Incorporated | Copper solvent extraction and electrowinning process |
| ZA987219B (en) * | 1997-08-15 | 2000-02-14 | Cominco Eng Services | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal. |
| AUPP484498A0 (en) * | 1998-07-24 | 1998-08-20 | Aberfoyle Resources Limited | Processing minerals |
| AUPP543798A0 (en) * | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
| US6315812B1 (en) | 1999-04-28 | 2001-11-13 | International Pgm Technologies Ltd | Oxidative pressure leach recovery using halide ions |
| AUPQ886300A0 (en) | 2000-07-19 | 2000-08-10 | Canopean Pty Ltd | Process for extraction of metals |
| EP1303641B1 (en) * | 2000-07-25 | 2005-12-28 | Phelps Dodge Corporation | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and 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 |
| US7116722B2 (en) * | 2001-02-09 | 2006-10-03 | Lucent Technologies Inc. | Wireless communication system using multi-element antenna having a space-time architecture |
| 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 |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| US20040200730A1 (en) * | 2003-04-14 | 2004-10-14 | Kyo Jibiki | Hydrometallurgical copper recovery process |
| CA2478516C (en) * | 2003-09-30 | 2007-12-11 | Jaguar Nickel Inc. | A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores |
| CA2544511C (en) * | 2003-11-03 | 2013-08-13 | Oxiana Limited | Leach extraction method |
| CA2472495A1 (en) * | 2004-02-18 | 2005-08-18 | Sgs Lakefield Research Limited | Process to recover base metals |
| CA2568144A1 (en) * | 2004-05-21 | 2005-12-01 | Wmc Resources Ltd | Recovery of nickel |
| DE102004038693B4 (de) * | 2004-08-10 | 2010-02-25 | Blasberg Werra Chemie Gmbh | Vorrichtung und Verfahren zur Entfernung von Fremdstoffen aus Prozesslösungen und Verfahren zur Regenerierung eines Kationenaustauschers |
| AU2005297143B8 (en) * | 2004-10-21 | 2010-04-01 | Anglo Operations Limited | Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore |
| 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 |
| EA010942B1 (ru) * | 2004-10-29 | 2008-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из медьсодержащего материала |
| EP1812625B1 (en) * | 2004-10-29 | 2011-11-02 | Freeport-McMoran Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| AU2006229894B2 (en) * | 2005-03-29 | 2010-08-19 | Cytec Technology Corp. | Modification of copper/iron selectivity in oxime-based copper solvent extraction systems |
| JP5052834B2 (ja) * | 2006-07-27 | 2012-10-17 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 黄銅鉱を含有する硫化銅鉱の浸出方法 |
| US8025859B2 (en) * | 2007-05-18 | 2011-09-27 | Cesl Limited | Process for gold and silver recovery from a sulphide concentrate |
| US8003064B2 (en) | 2007-09-17 | 2011-08-23 | Freeport-Mcmoran Corporation | Controlled copper leach recovery circuit |
| EA020950B1 (ru) * | 2007-09-17 | 2015-03-31 | Баррик Гольд Корпорейшн | Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд |
| JP4468999B2 (ja) * | 2008-03-27 | 2010-05-26 | 日鉱金属株式会社 | 鉱物からの金属の回収方法 |
| JP5069173B2 (ja) * | 2008-03-27 | 2012-11-07 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 鉱物からの銅の回収方法 |
| CN101328542B (zh) * | 2008-07-25 | 2010-06-02 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种用铜精矿直接制取硫酸铜和阴极铜的方法 |
| JP4717908B2 (ja) * | 2008-08-11 | 2011-07-06 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法 |
| US9272936B2 (en) | 2009-04-01 | 2016-03-01 | Earth Renewal Group, Llc | Waste treatment process |
| US8481800B2 (en) * | 2009-04-01 | 2013-07-09 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8168847B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-05-01 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US7951988B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-05-31 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US7915474B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-03-29 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8115047B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-02-14 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8936770B2 (en) * | 2010-01-22 | 2015-01-20 | Molycorp Minerals, Llc | Hydrometallurgical process and method for recovering metals |
| US8671985B2 (en) | 2011-10-27 | 2014-03-18 | Pentair Residential Filtration, Llc | Control valve assembly |
| US9010361B2 (en) | 2011-10-27 | 2015-04-21 | Pentair Residential Filtration, Llc | Control valve assembly |
| US8961770B2 (en) | 2011-10-27 | 2015-02-24 | Pentair Residential Filtration, Llc | Controller and method of operation of a capacitive deionization system |
| US9695070B2 (en) | 2011-10-27 | 2017-07-04 | Pentair Residential Filtration, Llc | Regeneration of a capacitive deionization system |
| US9637397B2 (en) | 2011-10-27 | 2017-05-02 | Pentair Residential Filtration, Llc | Ion removal using a capacitive deionization system |
| 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 |
| KR101449185B1 (ko) * | 2012-12-21 | 2014-10-13 | 주식회사 포스코 | 광석으로부터 유가금속 및 부산물 회수장치 |
| 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 |
| KR102201781B1 (ko) * | 2019-01-23 | 2021-01-12 | 한국지질자원연구원 | 황동광으로부터 선택적 구리 침출 방법 |
| US11359260B2 (en) * | 2019-09-04 | 2022-06-14 | Korea Resources Corporation | Method of inhibiting degradation of extractant by anhydrous environment avoiding and metal stripping |
| US20220267877A1 (en) * | 2021-02-24 | 2022-08-25 | Sherritt International Corporation | Co-Processing of Copper Sulphide Concentrate with Nickel Laterite Ore |
| US20230098644A1 (en) * | 2021-09-24 | 2023-03-30 | American Battery Technology Company | Systems and methods for lithium extraction from sedimentary deposits |
| CN114058844A (zh) * | 2021-10-26 | 2022-02-18 | 广东佳纳能源科技有限公司 | 中间品除铁的方法 |
Family Cites Families (30)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB190219035A (en) * | 1902-08-29 | 1903-03-05 | William Payne | Improvements in the Treatment of Ores Containing Copper. |
| US2377832A (en) * | 1941-11-28 | 1945-06-05 | Int Nickel Co | Precipitation of cobaltic hydroxide |
| US2488561A (en) * | 1943-09-30 | 1949-11-22 | Ferro Enamel Corp | Method for the separation of cobalt and nickel from solutions |
| BE539910A (bg) * | 1954-07-19 | 1900-01-01 | ||
| CA938794A (en) * | 1968-12-13 | 1973-12-25 | Weston David | Hydrometallurgical treatment of nickel group ores |
| US3728105A (en) * | 1970-11-16 | 1973-04-17 | Kennecott Copper Corp | Extraction of metal values from manganese deep sea nodules |
| US3642440A (en) * | 1971-01-11 | 1972-02-15 | Tunis L Holmes | Process for nickel-cobalt separation |
| US3788959A (en) * | 1972-05-05 | 1974-01-29 | Sybron Corp | Electrodialytic recovery of acid and insoluble products from spent liquors |
| FI51110C (fi) * | 1973-05-22 | 1976-10-11 | Outokumpu Oy | Tapa erottaa kobolttia(II) ja nikkeliä(II) neste-nesteuuttauksella |
| US4039406A (en) * | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
| US3923616A (en) * | 1973-10-01 | 1975-12-02 | Du Pont | Recovery of metal values from ores |
| US3933975A (en) * | 1974-02-08 | 1976-01-20 | Amax Inc. | Nickel-cobalt separation |
| US3917519A (en) * | 1974-02-27 | 1975-11-04 | Freeport Minerals Co | Process for the manufacture of electrolytic copper |
| DE2501284C3 (de) * | 1975-01-15 | 1980-06-12 | Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg | Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe |
| AT341234B (de) * | 1975-07-10 | 1978-01-25 | Pawlek Dr Ing Franz | Verfahren zur hydrometallurgischen gewinnung von kupfer aus sulfidischen kupferkonzentraten |
| DE2621144C3 (de) * | 1976-05-13 | 1978-11-02 | Th. Goldschmidt Ag, 4300 Essen | Verfahren zur Aufarbeitung von Buntmetallhydroxidschlamm-Abfällen |
| US4159232A (en) * | 1977-09-23 | 1979-06-26 | Bacon William G | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron |
| DE2840424A1 (de) * | 1978-09-16 | 1980-04-24 | Duisburger Kupferhuette | Verfahren zur herstellung von sulfidischen kupferkonzentraten |
| CA1150062A (en) * | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
| US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
| CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| ZA835167B (en) * | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
| US4632738A (en) * | 1982-09-03 | 1986-12-30 | Great Central Mines Ltd. | Hydrometallurgical copper process |
| US4541868A (en) * | 1983-07-22 | 1985-09-17 | California Nickel Corporation | Recovery of nickel and cobalt by controlled sulfuric acid leaching |
| US4594132A (en) * | 1984-06-27 | 1986-06-10 | Phelps Dodge Corporation | Chloride hydrometallurgical process for production of copper |
| ATE50798T1 (de) * | 1985-09-05 | 1990-03-15 | Cheminvest As | Verfahren zum laugen und abtrennen wertvoller metalle aus metallhaltigen sulfidischen materialien. |
| US4900522A (en) * | 1986-07-22 | 1990-02-13 | Amax Inc. | Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction |
| CA1338345C (en) * | 1988-06-14 | 1996-05-28 | Gary A. Kordosky | Nickel extraction with oxime extractants |
| US5779997A (en) * | 1992-06-08 | 1998-07-14 | Outokumpu Harjavalta Metals Oy | Method for preventing the formation of jarosite and ammonium and alkali based double salts in solvent extraction circuits connected to acidic leaching processes |
| US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
-
1993
- 1993-07-29 US US08/098,874 patent/US5431788A/en not_active Expired - Lifetime
-
1994
- 1994-12-20 EP EP19950903735 patent/EP0804624B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1994-12-20 CZ CZ971849A patent/CZ184997A3/cs unknown
- 1994-12-20 WO PCT/CA1994/000696 patent/WO1996019593A1/en active IP Right Grant
- 1994-12-20 RU RU97112397A patent/RU2137856C1/ru not_active IP Right Cessation
- 1994-12-20 DE DE69417455T patent/DE69417455T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1994-12-20 CA CA 2208026 patent/CA2208026C/en not_active Expired - Lifetime
- 1994-12-20 AU AU12701/95A patent/AU699194B2/en not_active Expired
- 1994-12-20 BR BR9408639A patent/BR9408639A/pt not_active IP Right Cessation
- 1994-12-20 PL PL94320939A patent/PL190429B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1994-12-20 JP JP52485295A patent/JPH10510585A/ja active Pending
- 1994-12-20 KR KR1019970704167A patent/KR100352496B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1994-12-20 ES ES95903735T patent/ES2132604T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1994-12-28 ZA ZA9410363A patent/ZA9410363B/xx unknown
-
1995
- 1995-01-06 PE PE1995258759A patent/PE39695A1/es not_active IP Right Cessation
- 1995-01-14 TW TW084100351A patent/TW339362B/zh not_active IP Right Cessation
- 1995-03-30 CO CO95012974A patent/CO4440443A1/es unknown
- 1995-04-21 US US08/425,117 patent/US5645708A/en not_active Expired - Lifetime
- 1995-12-14 TW TW84113341A patent/TW408185B/zh active
- 1995-12-15 PE PE28735095A patent/PE37396A1/es not_active Application Discontinuation
- 1995-12-15 ZA ZA9510710A patent/ZA9510710B/xx unknown
- 1995-12-19 HR HRCA94/000696A patent/HRP950601A2/hr not_active Application Discontinuation
- 1995-12-19 AR AR33468895A patent/AR000381A1/es unknown
- 1995-12-20 TR TR95/01621A patent/TR199501621A2/xx unknown
- 1995-12-20 UY UY24125A patent/UY24125A1/es unknown
- 1995-12-21 ID ID20010299D patent/ID29555A/id unknown
- 1995-12-29 BA BA950051A patent/BA95051A/bs unknown
-
1997
- 1997-06-19 FI FI972663A patent/FI115305B/fi not_active IP Right Cessation
- 1997-06-19 NO NO972836A patent/NO972836L/no unknown
- 1997-06-20 OA OA70031A patent/OA10430A/en unknown
- 1997-07-02 BG BG101726A patent/BG62179B1/bg unknown
-
1998
- 1998-11-27 US US09/200,712 patent/US6054105A/en not_active Expired - Lifetime
Also Published As
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| BG62179B1 (bg) | Хидрометалургично извличане на мед с помощта на хлорид | |
| EP0832303B1 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| US5902474A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| RU2023728C1 (ru) | Способ извлечения цинка, меди, свинца и серебра из цинкжелезосодержащего сульфидного сырья | |
| CN104099474B (zh) | 一种电镀污泥回收利用工艺 | |
| US5874055A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| US5869012A (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| Gordon et al. | Improved leaching technologies in the electrolytic zinc industry | |
| MX2008000888A (es) | Procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuros de metales básicos. | |
| US4150976A (en) | Method for the recovery of metallic copper | |
| JPS58164737A (ja) | 亜鉛含有硫化物材料から亜鉛を回収する方法 | |
| PL205105B1 (pl) | Sposób odzyskiwania miedzi z rudy zawierającej miedź, koncentratu mineralnego zawierającego miedź lub innych materiałów mineralnych zawierających miedź | |
| USRE37251E1 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| EP3739069B1 (en) | Method of extracting metals from polymetallic sulphide ores or concentrates | |
| US3687828A (en) | Recovery of metal values | |
| CA2387633C (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals | |
| AU731780B2 (en) | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal | |
| MXPA97009727A (en) | Hydrometalurgical extraction of metal assisted porclor | |
| MXPA97009728A (en) | Hydrometalurgical extraction of metal assisted porclor | |
| MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals |