BG62180B1 - Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид - Google Patents
Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид Download PDFInfo
- Publication number
- BG62180B1 BG62180B1 BG102132A BG10213297A BG62180B1 BG 62180 B1 BG62180 B1 BG 62180B1 BG 102132 A BG102132 A BG 102132A BG 10213297 A BG10213297 A BG 10213297A BG 62180 B1 BG62180 B1 BG 62180B1
- Authority
- BG
- Bulgaria
- Prior art keywords
- solution
- cobalt
- extractant
- nickel
- magnesium
- Prior art date
Links
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 85
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 261
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims description 76
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 title claims description 57
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 title claims description 57
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 57
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 title description 2
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 124
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 78
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 74
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 74
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 71
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 67
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 65
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 44
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims abstract description 26
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 13
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 11
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 8
- -1 sulphate ions Chemical class 0.000 claims abstract description 7
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims abstract description 4
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 claims abstract 2
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 133
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims description 77
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 57
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 56
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 49
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 43
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims description 42
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims description 41
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 39
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 36
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 33
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 33
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 24
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 23
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 20
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 20
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 18
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 18
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 18
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 239000012265 solid product Substances 0.000 claims description 16
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 15
- 229910001425 magnesium ion Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 13
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 11
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 11
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims description 8
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims description 8
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 7
- 239000012530 fluid Substances 0.000 claims description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 7
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 claims description 7
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 7
- CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N Perchloroethylene Chemical group ClC(Cl)=C(Cl)Cl CYTYCFOTNPOANT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 6
- 229950011008 tetrachloroethylene Drugs 0.000 claims description 6
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 claims description 5
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 claims description 5
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 5
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 4
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 claims description 4
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 3
- 229910052736 halogen Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 3
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 claims description 2
- 150000002367 halogens Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 claims description 2
- 150000002736 metal compounds Chemical class 0.000 claims description 2
- JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N Magnesium ion Chemical compound [Mg+2] JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 7
- 229910001429 cobalt ion Inorganic materials 0.000 claims 7
- XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N cobalt(2+) Chemical compound [Co+2] XLJKHNWPARRRJB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 7
- 238000007865 diluting Methods 0.000 claims 4
- 229910001453 nickel ion Inorganic materials 0.000 claims 3
- 150000001805 chlorine compounds Chemical group 0.000 claims 1
- 150000001868 cobalt Chemical class 0.000 claims 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 claims 1
- VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L magnesium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Mg+2] VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims 1
- 239000000347 magnesium hydroxide Substances 0.000 claims 1
- 229910001862 magnesium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 claims 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 abstract description 7
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 abstract description 3
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 21
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 18
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 16
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 14
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 11
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 9
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 9
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 9
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 9
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 7
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 7
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 6
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 6
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 6
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 5
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 5
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 5
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 5
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 5
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 238000000658 coextraction Methods 0.000 description 4
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 4
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 4
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 4
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 4
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 4
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 3
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M hydrogensulfate Chemical compound OS([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 238000005192 partition Methods 0.000 description 3
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical group [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 3
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- 241000080590 Niso Species 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000001166 ammonium sulphate Substances 0.000 description 2
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 239000012264 purified product Substances 0.000 description 2
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 2
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- FIHFWXNMOWDPBM-UHFFFAOYSA-N 2,4,4-trimethylpentylphosphonic acid Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(O)(O)=O FIHFWXNMOWDPBM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N Cyanamide Chemical compound NC#N XZMCDFZZKTWFGF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N Diammonium sulfite Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S([O-])=O PQUCIEFHOVEZAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 241001274216 Naso Species 0.000 description 1
- 229910017709 Ni Co Inorganic materials 0.000 description 1
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XAQHXGSHRMHVMU-UHFFFAOYSA-N [S].[S] Chemical compound [S].[S] XAQHXGSHRMHVMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004177 carbon cycle Methods 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 description 1
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910000428 cobalt oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N cobalt(ii) oxide Chemical compound [Co]=O IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052963 cobaltite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005538 encapsulation Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000003780 insertion Methods 0.000 description 1
- 230000037431 insertion Effects 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
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910052953 millerite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229910052954 pentlandite Inorganic materials 0.000 description 1
- XYFCBTPGUUZFHI-UHFFFAOYSA-O phosphonium Chemical compound [PH4+] XYFCBTPGUUZFHI-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 1
- 238000011403 purification operation Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 150000003378 silver Chemical class 0.000 description 1
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L silver sulfate Chemical compound [Ag+].[Ag+].[O-]S([O-])(=O)=O YPNVIBVEFVRZPJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000367 silver sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 239000011343 solid material Substances 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- VRRFSFYSLSPWQY-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenecobalt Chemical compound [Co]=S VRRFSFYSLSPWQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 1
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 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 1
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 1
- UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L zinc hydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Zn+2] UGZADUVQMDAIAO-UHFFFAOYSA-L 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
- C22B3/10—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
- C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- 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
-
- 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
- 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
-
- 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
- C22B3/38—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
- C22B3/384—Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
- C22B3/3842—Phosphinic acid, e.g. H2P(O)(OH)
-
- 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
Description
Изобретението се отнася до хидрометалургична обработка на руди и кинцентрати. По-специално то се отнася до извличане на метали от сулфидни и латеритови руди в присъствие на халогенидни йони, като например хлорни йони.
Ниво на техниката
Съгласно съществуващата практика сулфидните никелови руди понастоящем се обработват по различни начини, при които първият етап почти винаги представлява физично концентриране чрез флотация за повишаване съдържанието на никел в концентрата, обикновено от порядъка на 0,5% до 2% на 7 до 25% никел. Следващата обработка на този концентрат е обикновено пирометалургична обработка/стапяне/ за получаване на никелов щейн или изкуствен високо процентов сулфид с около 20-70% никел.
Тогава щейнът обикновено се дообработва до никелови продукти , като се прилагат хидрометалургични операции.
Тази комбинация на пирометалургична / хидрометалургична преработка на никелови концентрати понастоящем е широко разпространена в практиката с някои варианти, по-специално в частта на хидрометалургията. При повечето от процесите се извлича част от наличните свързани метали, като например мед и кобалт. Допълнително остатъка от излугването, съдържащ благородни метали, като злато и сребро, както и елементи от групата на платината , често се обработва за следващо извличане на съдържащите се ценни метали.
На тази схема на обработка са присъщи някои недостатъци. Недостатъците, свързани с пирометалургичните операции включват:
(I) получаването на пещни газове включва серен двуокис, който трябва да бъде обработен в инсталация за получаване на съпродукт от сярна киселина , която често трудно може да бъде търгувана на близко разстояние.(Капиталовложенията и експлоатационните разходи на такива инсталации за получаване на киселина влияят на общата икономика на процеса) (ii) загуби на никел и особено на кобалт в шлаковия продукт при стапянето , често пъти повече от 50% от входящия кобалт.
(iii) изобщо високи реазходи за стапяне , особено на нискокачествени концентрати (< 10% Ni) (iv) трудности при обработването на някои концентрати с вредни елементи: магнезий (Mg) и арсен (As).
Хидрометалургичните операции за обработка на никелов щейн се променят значително, на всички известни използувани процеси са присъщи един или повече от следващите недостатъци:
(i) високи разходи за реагенти , като натриева основа или амоняк, необходим за неутрализация.
(ii) получаване на голямо количество съпродукт като например амониев сулфат или натриев сулфат, които са трудни за продажба.
(iii) големи енергийни разходи, дължащи се на голям температурен интервал по време на процеса.
(iv) сложна и скъпа технологична схема, което води до големи капиталовложения и високи експлоатационни разходи.
Като алтернатива на описаните на кратко по-горе прилагани пирометалургични/ хидрометалургични процеси, е известен процес, при който се използуват само хидрометалургични операции,така че концентратите се обработват без стапяне. При него се използува излугване под налягане с амонячен разтвор. Така се предотвратяват повечето от недостатъците, свързани с операциите на стапяне, не за съжаление остават налице всички от посочените недостатъци на известните хидрометалургични процеси и фактически не е даже толкова ефективен като цяло, колкото най-добрите пирометалургични / хидрометалургични процеси.
Медните и никеловите суфидни руди често съдържат също ценни метали като кобалт както и благородни метали като злато и сребро и метали от платиновата група. Тъй като тези руди са обикновено по-нискокачествени руди, доколкото се отнася до в . . _____ _ медта и никела и имат високо съотношение на сярата към мед / никел , то е проблематично икономичното извличане на Cu,Ni и Co.
Някои сулфидни руди съдържат толкова малко мед и никел , че извличането на ценни метали трябва да бъде повишено, така че процесът да стане икономически изгоден. Поради високото съдържание на пирит в някои руди извличането на злато чрез конвенциония цианиден метод е често пъти трудно, което също прави икономически неизгодно преработката на рудата. Настоящето изобретение създава метод за хидрометалургично извличане на мед .никел и кобалт, както и на други метали от сулфидни руди; също създава метод за хидрометалургично извличане на никел и кобалт от латеритови руди.
ТЕХНИЧЕСКА СЪЩНОСТ НА ИЗОБРЕТЕНИЕТО
Съгласно изобретението е създаден метод за извличане на немеден метал от руда или концентрат, състоящ се от етап на окисляване на рудата или концентрата под налягане в присъствие на кислород и на кисел разтвор, съдържащ хологенни йони и източник на бисулфатни или сулфатни йони за получаване на разтвор на споменатия немеден метал, където споменатия източник на бисулфатни или сулфатни йони е избран от групата, състояща се от сярна киселина и меден сулфат, който се хидролизира в споменатия киселинен разтвор.
Освен това, съгласно изобретението е създаден метод за извличане на ценните никел/кобалт от руда или концентрат, който се състои от етапи на подлагане на рудата или концентрата на окисляване под налягане в присъствие на кислород и киселинен разтвор, съдържащ халогенни, медни и сулфатни йони за получаване на течност , съдържаща ценни Ni/ Co в резултат на окисляването под налягане на пулпа; течността се подлага на обработка за селективно утаяване за получаване на твърда фаза , съдържаща Ni/Co хидроксид; твърдата фаза се подлага на излугване с амонячен разтвор за получаване на разтвор от излугването, съдржащ ценните Ni/Co и на отпадък.
По-нататък метода може да включва етапи на киселинна промивка на отпадъка за получаване на промивен разтвор, съдържащ ценните Ni/Co и отстранения отпадък и рециклиране на промивния разтвор за селективно утаяване или поизбор промиващия разтвор се обработва за извличане на ценните Ni/Co.
Селективното утаяване може да включва етапи на утаяване на течността при pH 5-6 за утаяване на наличните в разтвора желязо,мед и цинк; получения разтвор се подлага на утаяване на pH от около 7 до 8 за получаване на твърда фаза, съдържаща Ni/Co-хидроксид.
Течността,съдържаща ценните Ni/Co може да се получи като пулпът се подлага на окисляване под налягане за неутрализиране при предварително определено pH, при което наличните в пулпа мед, желязо и кобалт са в твърда фаза, а ценните Ni/Co в разтвора или по избор може да се получи течност, съдържаща ценни Ni/Co нато пулпа се подложи на окисляване под налягане за неутрализиране до предварително определено pH, при което ценните Ni/Co са в твърда фаза и тогава твърдите ценни Ni/Co се подлагат на киселинно излугване за получаване на Ni/Co в разтвор.
Методът може да включва етапи на котролиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максималната стойност от около 3 - 25г/л, за предпочитене 8 -10 г/л и особено за предпочитане 10 г/л.
Етапът на Ni/Co излугване може де се извърши с разтвор на амониев сулфат. Концентрацията на амониевия сулфат може да бъде от около 150-250 г/л , за предпочитане около 200 г/л.
Съгласно изобретението също се създава метод за извличане на ценните Ni/Co от концентрат, съдържащ Ni/Co хидроокис, който включва етапи на подлагане на концентрата на Ni/Co излугване с амонячен разтвор за получаване на разтвор от излугването, съдържащ ценните Ni/Co и на отпадък; и контралиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максимална стойност от около 3 до 25 г/л.
Понятието „концентрат“ в настоящата заявка се отнася за всеки материал, в който съдържанието на ценен метал е увеличено до по-висок тегловен процент в сравнение с рудата, намираща се в природата и включва изкуствено получената сулфидна руда, като щейн и утайка на ценен метал във вид на твърда фаза като хидрокиси и сулфиди.
Същността и предимствата на изобретението се поясняват чрез описаните по-долу предпочитани изпълнения на изобретението.
КРАТКО ОПИСАНИЕ НД ЧЕРТЕЖИТЕ Изобретението се излюстрира с примери и обяснение на чертежите, където:
фиг.1 представлява технологична схема на метода за хидрометалургично извличане на метал, съгласно изобретението.
фиг.2 представлава технологична схема, която излюстрира повече детайли на етапите от процеса на извличан^ с разтворители от фиг.1.
фиг.ЗА и В представляват технологична схема на друго изпълнение на метода, съгласно изобретението за извличане на благородни метали.
фиг. 4 представлава технологична схема на метод за хидрометалургично извличане на метал, съгласно друго изпълнение на изобретението.
ДЕТАЙЛНО ОПИСАНИЕ НА ПРЕДПОЧИТАНИТЕ ИЗПЪЛНЕНИЯ
Методът, съгласно изобретението е подходящ за преработка на медни руди, по-специално сулфидни медни руди, които съдържат също никел и/или кобалт или никел/кобалтови сулфидни руди с незначително съдържание на мед, както и никело/ кобалтови оксидни/латеритови/ руди. Освен това по метода може да се обработват никело/кобалтови руди, съдържащи други елементи , често считани за вредни, като магнезий, арсен и цинк или елементи, които са ценни и стойностни за извличане , например благородните метали злато и сребро и металите от групата на платината.
Рудата или концентрата, подавани за обработка може да съдържат един или повече сулфидни минерали на базата на металите Cu.Ni, Co и Zn .често пъти комбинирани с желязо И понякога с други елементи като As, Sb, Ад и др.
Типични сулфидни минерали на базата на посочените по-горе метали са:
| мед | халкозит | халкопирйт |
| никел | милерит | пентландит |
| кобалт | линаеит | кобалтит |
| цинк | сфалерит | марматит |
В този контекст съотношението метал: сяра представлява съотношението на съвкупността базисни метали/ Cu, Ni,Co/ към сярата в концентрата и това е оценка за качеството на концентрата.
. Обикновено съотношението метал:сяра варира от 1,5 за висококачествените концентрати до под 0,2 за нискокачествените концентрати. За концентрати, които са преобладаващо Ni/ Co, отношението метал: сяра по-често е от по-нисък порядък, от 0,2 до 0,8 / желязото е изрично изключено от тези пресмятания, въпреки че е налице практически във всички сулфидни концентрати/.
Значението на отношението метал към сяра за процеса се състои в това,че то влияе на металургичните промени в началните операции на окисляване под налягане.
Различни изпълнения на метода, съгласно изобретението може да се използуват за преработка на поредица Ni/Co концентрати , при които съотношението метал:сяра се променя от ниско до високо, както накратко е описано по-горе. Обаче освен споменатото отношение, е необходимо да се вземе под внимание и една друга характеристика- степента на окисляване на сярата / до сулфат / по време на окисляването под налягане . Сярата .съдържаща се в концентрата при окисляването под налягане се превръща или до елементарна сяра / S7 /няма окисляване на сярата / или окислената до сулфат / SO4'/. Обикновено 70-95% от сярата е неокислена и се получава като елементарна сяра. Изразено по друг начин, окисляването на сярата / до сулфат/ се променя обикнавено от 5 до 30%. Счита се за полезно да се намалява окисляването на сярата; важна задача на настоящия метод е да се постигне това. Това се улеснява като се вкарва източник на сулфат или бисулфат, като H2SO4 в етап на окисляване под налягане.
Значението на сулфидното окисляване е това , че то води до получаване на киселина , която евентуално може да бъде неутрализирана и то влияе на разпределението на мед и желязото и другите елементи в пулпа , получен от окисляването под налягане. Пулпът с висока киселинност / ниско pH / съдържа Си в разтвора, докато пулпове с ниска киселинност / високо pH / съдържат мед в твърдата фаза като основен меден сулфат.
За концентрати с ниско отношение метал:сяра и /или високо окисляване на сярата , технилогичната схема , показана на фиг.1 представлява общия случай. Това е отбелязано като режим С. По време на окисляването под налягане 12 се получава достатъчно количество киселина, така че е необходимо да се неутрализира тази киселина с гасена вар в последната фаза на автоклава. Това е отбелязано като неутрализация 501 на фиг.1. Ако не се проведе тази неутрализация , полученият пулп ще има ниско pH, което води до наличието на значително количество Fe в разтвора, както и почти всичката мед.
Важна характеристика на метода е това,че произведеният пулп съдържа минимално количество желязо в разтвора /по-малко от 100 ppm / и около 1-5 г/л мед в разтвора. Като се подбере подходящо количество гасана вар, подавана в неутрализация 501, тези цели може да се постигнат дори с концентрати , които имат ниско отношение метал:сяра и проявяват относително високо окисляване на сярата, например 15-30%. Типичен пример за такъв концентрат и петландит/ пиритовия тип минерална смес на асоциация на минерали.
Обаче, за концентрати с високо отношение метал: сяра и /или ниско окисляване на сярата , общото количество получена киселина при окисляването под налягане 12 е по-малко и №бже да не е необходима неутрализация , за да се получи пулп с ниско
съдържание на желязо и на мед в желания порядък. Това изпълнение на метода е обозначено като режим А и е описоно подолу с пояснение към фигура 4. Типичин пример за този тип концентрат е петландит/халкопиритов тип на асоциация на минерали.
При режим А, количеството изрозходвана киселина при окисляването под налягане от други химични реакции е повече от достатъчно да бъде използувана /употребана / всичката киселина , произведена при окисляването на сярата.
Примери за двата режима А и С, необходими за два различни концентрата са показани на долната таблица:
вид химичен състав отношение % на окисляване метал:сяра на сярата процес: на концентрата
| Си | Ni | Co | S | ||
| режим А 6,3 | 14 | 0,6 | 34 | 0,61 | 6 |
| режим С 0,1 | 22 | 0,6 | 22 | 0,78 | 15 |
Така първият кнцентрат със съдъражание на Ni 14% проявява само 6% окисляване на сярата в процеса на окисляването под налягане и затова е обработван при режим А, доката вторият концентрат изисква прилагането на режим С , поради по-високото окисляване /15% /.
Режим С ще бъде описан с поясненията към фиг.1.
Отначало рудата или концентрата се подлагат на окисляване под налягане 12 в автоклав в присъствие на кеселинен разтвор, съдържащ сулфатни, хлоридни и медни йони. В показания пример количеството H2SO4, вкарана в автоклава е около 40 г/л и концентрацията на хлорид в разтвора е около 10-12г/л. Обикновено температурата е около 90°С до около 160°С при парциално налягане на кислорода от 200 -2 000 кРа. Времето на задържане е около 0,5-5,0 часа и се намира в обратна зависимост с температурата , като обикновено процесът се провежда непрекъсваемо в автоклав. Обаче ако се желае , процесът може да се провежда на серии.
Неутрализацията 501 се осъществява чрез изпомпване на гасена вар / със съдържание на твърдото във водата 10-20% / в последните една или две камери на автоклава.
След окисляването под налягане 12 , пулпът получен в автоклава се източва през един или повече разширителни съдове 22, за да се намали налягането до атмосферното налягане и на температурата до 90-100°С.
След това пулпът продължава да се охлажда и да се подлага на филтруване 24 и се получава филтрат от окисляването под налягане 29 и твърд остатък / филтърен кек от окисляването под налягане/.
Етапът на неутрализация 501 се прилага, за да се получи утаяване на разтворимата мед върху филтърния кек от окисляването под налягане, която в противен случай би останала във филтрата на продукта от окисляването под налягане 29. Така, че неутрализацията 501 може да се използува за намаляване до минимум съдържанието на мед във филтрата 29, което е обикновено под 1 до 5 г/л мед, а с това се улеснява следващото отстраняване на медта от разтвора. Освен това, неутрализацията помага за снижаване съдържанието на желязо във филтрата от окисляването под налягане. Обаче, когато се добавя гасена вар, за предпочитане е да не се добавя твърде много, което би довело до преципитиране на Ni/Co. Обикновено гасена вар се подава в такова количество ,че филтратът 29 от окисляването под налягане да бъде с pH между 3 и 4, което се счита за подходящо за отстраняване на по-голяма част от медта при все още менимално утаяване наNi/Co.
a филтратът 29 от окисляването под налягане обикновено се подлага на извличане чрез разтваряне 50 на медта, особено ако в изходния концентрат е налице значително съдържание на мед, така че да се извлече съдържащата се мед и да се намали колкото е възможно / Си2+/в рафината 63, обикновено под 100 ppm. Освен това, филтърният кек от окисляването под налягане се подлага на атмасферно излугване 14, за да се извлече медта в разтвора , който разтвор се подлага на извлачане чрез разтваряне на медта 16. Излугването 14 се провежда с пречистения продукт 120 от извличането на мед чрез разтваряне 16, който продукт представлява разредена киселина с около 3 -20 г/л H2SO4. Освен това излугването 14 помага за промивката на увлечения разтвор, съдържащ известно количество Ni/Co извън филтърния кек от окисляването под налягане. Тези количества, които ще се натрупат в поток 51, могат да се извлекат при основно източване /примерно 1 до 10% от потока в зависимост от концентрацията/ като се утаява при pH от 7 до 8 с гасена вар във вид на хидроксиди на Ni и Co, сходни с условията на утаяване 506, което е описано по-долу .Тогава сместа от Ni/Co хидроокиси може да се филтрува и рециклира в стадия на пречистване 500, който е описан по-долу.
Пулпът 31, получен он излугването 14 се филтрува трудно и разделянето твърдо/ течно се извършва посредством серия от сгъстители по схема 34 на прот^воткОВО декантиране /ППД/. Промивната вода се осигурава от част от пречистения продукт от извличането чрез разтваряне 16, който се отделя при 36 и се неутрализира при 46 ,като се използува варивик за отстраняване на киселината. Пулпът от неутрализирането 46 се филтрува при 48 и се получава гипсов отпадък, а течността 51 се рециклира като промивна вода.
с t
Зареденият екстрагент от мокрото извличане 50 и 16 се подлага на отделяне 44 и след това се отвежда за електролитно отлагане на 20 на медта.
Извличането на мед чрез разтваряне 50 и 16 се извършва с общ екстрактор. Това е показано на фиг.2 .където прекъснатата линия означава органичен екстрагент, който циркулира след отделяне 44. Отделянето 44 се извършва чрез разход на киселина или електролит 55 от електролитното отлагане 20 за получаване на чист меден сулфатен разтвор или богат /зареден/ електролит 57, който след това преминава през стадий на електролитно отлагане 20. Може да се използува всеки подходящ екстрагент на мед, който може селективно да отдели медта от разтвора, който съдържа също Ni, Co.Fe и Zn. За подходящ екстрагент е определен хидроксиоксим като например LIX 84™ или UX 864™ реагенти от Хенкел Корпорейшън.
Ако в рудата или концентрата са налице незначителни количества мед, то все пак е благоприятно окисляването под налягане 12 да се проведе при наличието на медни йони /например 5 до 10 г/л Си/. Медните йони може да бъдат добавени под формата на медни соли като например CuSO4 или CuCI2. След това се извършва извличане чрез разтваряне и отделяне, но се пропуска електролитното отлагане 20 и набогатената на мед течност, получена от разреждането 44 на органичните екстрагенти ще бъде рециклерана в оксиляването под налягане 12. По избор може да се добави меден концентрат, при който случай медта може да бъде рециклирана след мокрото извличане на медта и отделяне на мед или отвеждане за електролитно отлагане за извличане на медта. Така ще се постъпи и в случай, когато на обработка се подлага латеритова руда.
Μ
Рафинатът 63 се подлага на пречистваща операция
500, за да се получи разтвор Ni/Co, свободен от елементи като Fe,Zn и Си, които биха причинили затруднения при следващите етапи на процеса на мокро извличане и електролитно отлагане на Ni и Co. Етапът на пречистване 500 е етап на утаяване , при който остатъчните Fe, Cu и Zn се утаяват чрез добавяне на гасена вар и рециклиран Мд/ ОН/2. Обикновено разтворът , подаван на етап на пречистване 500 ще съдържа желязо, както и известно количество цинк и магнезий, налични в концентрата. Утаяването 500 се извършва при pH от около 5 до 6, така че в идеалния случай не повече от 1 ppm Zn, 1 ppm Cu и 1 ppm Fe остават в разтвора . Важно е също да не се преципитира твърде много Ni/Co. Това се постига чрез стриктен контрол на pH, т.е. като не се допуска pH да нараства много. От тази гледна точка се счита ,че е благоприятно Мд/ОН/2 да се рециклира.
Продуктът от утаяване 500 се подлага на твардо/течно разделяне 502. Медта , желязото и цинка, които се утаяват като хидроксиди може да се върнат в процеса чрез разреден разтвор на киселина , разтвор от излугването 503, по -специално за извличане на Ni/Co. Продуктът от киселинното промиване 503 се подлага на твърдо/течно разделяне 505 като се получават главно медни , железни и цинкови хидроксиди , което осигурява отделянето на цинка от системата. Течната фаза 504 от твърдо/течно разделяне 505, се рециклира в окисляването под налягане 12.
Ако съдържанието на цинк е достатъчно високо, Cu.Fe и Zn хидроксиди могат след това да бъдът излугвани с разреден разтвор на киселина сцел разделното извличане на цинка. В краен случай , ако е необходимо може де се включи етап на мокро извличане на цинка.
Концентрациите на Ni.Co и Mg в разтвора след утаяване 500 ще зависи от състава на концентрата . В зависмост от минераложкия състав е възможно по-голяма част от магнезия в концентрата да се излужи по време на окисляването под налягане
12. Тка например за Ni/Co концентрати , съдържащи например 20% никел и 5% мегнезий, обикновено разтворът след утаяване 500 ще съдържа около 30 г/л никел и около б г/л магнезий. При обработка на латеритова руда съдържанието на магнезий ще бъде по-виксоко.
Разтворът .получен от твърдо/течното разделяне 502 се подлага на селективно утаяване 506, при което никела и кобалта се утаяват като хидроксиди или карбонати с подходящ реагент за неутрализация като гасена вар (Са/ОН/г), натриев карбонат, амоняк и натриева основа (Na (ОН)). Неутрализацията и утаяването се извършват при pH от 7 до 8, което води до минимално утаяване на Mg (ОН)2. Предпочитаният реагент за неутрализация е гасена вар, тъй като еотносително най-ефтина и при това реакцията не въвежда в разтвора никакви други катиони като Na+n NH4 +.
Неутрализация с гасена вар
NiSO4(BQn) + Са(ОН)2-> Ni(OH)2{TB) + CaSO4.2 Н2О{ТВ) /1/ гипс
Подобна реакция протича с CoSO4 като се получава съответно Со/ОН/2 и Mg /ОН/2.
Неутрализация с натриева основа (NaOH)
NiSO4(BOfl) + NaOH —> Ni (0^2(^+ NaSO4(BQn) !2J
Обаче е важно да има наличие на известно количество Mg в утаената твърда фаза,което улеснява отделянето на Ni и Co , както е описано по-долу. Намира се за целесъобразно да се извърши двустепенно противотоково утаяване.
В някои случаи е за предпочитане утаяване с натриева основа или амоняк например, при което се получава твърд съпродукт (гипс), така че никеловата утайка е с по-високо качество и е без калций.
Продуктът от операцията на утаяване 506 се подлага на твърдо/течно разделяне 508.
Течността от твърдо/течнато разделяне 508 се подлага на операция 510, за предпочитане отново с гасена вар,съобразно същите съображения, както по-горе, за да се утаи допълнително Mg, ако се налага и по този начин да се предотврати натрупването на Mg в системата. Продуктът от утаяване 510 се подлага на твърдо/течно разделяне 512. Твърдата фаза от разделянето 512 е магнезиево хидроксилен съпродукт 514. Както се упомена по-горе част от магнезиево хидроксилния съпродукт 514 се рециклира и се използва при утаяване 500. Течността от разделянето 512 се рециклира в етапа на окисляване под налягане 12, както е отбелязано чрез потока за рециклиране 516.
Кекът твърд хидроксид от етапа на разделяне 508, съдържащ определено количество Ni о Co се подлага на излугване 518 с амонячен разтвор при pH от около 6 до 8.
Амонячният разтвор може да бъде амониев сулфат или амониев карбонат, но първият от тях се счита за по-добър, тъй като има по-ниско pH, а това позволява по-добро разделяне в разтвора на Ni и Co. Освен това амониевият сулфат има по-ниско амониево(газово) парно налягане, а също така извличането на Ni и
Co е по-високо с амониев сулфат. В този пример се използува 200г/л разтвор на амониев сулфат.
По време на излугването , при което се образуват никелов и кобалтов разтворими диаминсулфати, протичат следните реакции:
(NH4)2SO4 + Ni (ОН)2^ Ni (NH3)2SO4 +2 Н2О(3) (NH4)2SO4 + Со(ОН)2 ->Со (NH3)2SO4+ 2 Н2О(4)
Наличният Mg в твърдата фаза също се разтваря, както следва:
(Ni4)2SO4 + Mg( OH)2->MgSO4_»+2 Н2О+ 2NH3(5)
При провеждането на излугване 518 не се прави опит да се излужи 100% от Ni/Co, съдържащи се в твърдия материал, а само 90-99%. Това дава възможност излугването 518 да се проведе при ниско pH вместо при високо pH от около 9, което в противен случай би се изисквало. Това по-високо pH изисква добавянето на амоняк при излугването като втори реагент, заедно с амониевия сулфат.
Следващият проблем, който възниква се състои в това,че извличането или търговски наличния екстрагент на Co не действа ефективно при тази висока стойност на pH. Екстрагентът се разрушава и не е селективен по отношение на Ni. В резултат е необходимо да се извърши най-напред извличането на Ni вместо извличане на Co , след което би изисквало да се намали pH чрез добавяне на други реагенти ,като например киселина, което означава получаването на съпродукт амониев сулфат и изразходване на реагента амоняк. Друг проблем, който възниква се състои в това, че за да се извърши най-напред мокрото извличане на Ni е необходимо да се окисли цялото количество Co до състояние +3 ,за да се избегне извличането на Co с Ni. Това окисление е трудно да се извърши количествено. Това води до понататъчно усложняване на процеса . Така също е необходимо да се редуцира Со3+ до Со2+ с последващо извличане на Ni и това е също така трудно за извършване .
За да се избегнат горните трудности , методът съгласно настоящето изобретение предвижда извършването на излугване 518 при pH от около 6 до около 8 и тогава получената твърда фракция се подлага на следващо промиване 520 с разреден разтвор на амониев сулфат, както е описано по-долу.
Друг аспект на метода се състои в това, че концентрацията на Ni- йони в разтвора по време на излугването 518 се контролира да остане при относително ниски стойности , максимум около 10 г/л. Установено е, че в резултат на това се постига по-добро извличане на Ni при излугването 518. При установено количество на Ni в твърдата фаза може да се изчисли необходимото количество течност, което би следвало да се подаде за да се получи желаната концентрация на Ni.
Продуктът от излугването 518 се подлага на течно/твърд разделяне 522.
Течността от разделяне 522 се подлага на мокро извличане 534 на Co, за да се получи зареден с Co екстрагент и рафинат, който след това се подлага на мокро извличане 536 на Mg, за да се получи зареден с Mg екстрагент и рафинат, който се подлага намокро извличане 538 на Ni, за да се получи зареден с Ni екстрагент и рафинат. Рафинатът , получен от мокрото извличане 538 на Ni се рециклира в излугването 518.
Твърдият продукт от течно/твърдото разделяне 522 се рециклира или се подлага на промиване 520, както е посочено погоре, къдато твордият продукт се промива с разтвор от амониев су/\фат. Това е слаб разтвор от амониев сулфат с концентрация около 10% и той представлява разтвора от излугване 518. Той се получава от промиването на увлечения разтвор от амониевия сулфат от твърдата фаза на промиването 520.
Продуктът от рециклирането 520 се подлага на течно/твардо разделяне 524 и твърдата фаза се промива с вода. Водата от промиването и течността от течно/твърдото разделяне 524 се подлагат на мокро извличане 526 на Co, за да се получи отново екстрагент, зареден с Co и рафинат, който се подлага на мокро извличане 527 на Mg, за да се получи екстрагент .зареден с Mg и рафинат, който се подлага на мокро извличане 528 на Ni, за да се получи екстрагент, зареден с Ni и краен рафинат, който се рециклира в етапа на рециклиране 520.
За да компенсира водата, добавяна за водното промиване при филтруване 524 част от крайния пречистен разтвор се отвежда в концентрирания амониево-сулфитен рафинат, идващ от мокрото извличане 538 на Ni. За тази цел цикълът на концентриран амониев сулфат включва етап 539 на изпаряване за да компенсира отклонения рафинат от разреден рафинат на амониев сулфат.
Мокрото извличане на кобалт 534,526, мокрото извличане на Mg 536,527 и мокрото извличане на Ni 538,528 се осъществяват с общ екстрагент, както е и при мокрото извличане на Си 50,16.
Екстрагентът, който е счетан за подходящ както за извличане на Co, така и за извличане ваМд е органичен форсфорно кисел екстрагент, по-специално екстрагент на база органична фосфониеува киселина, като Суапех 272™ w^Cyanamid Inc., който включва бис 2,4,4- триметилпентил фосфониева киселина. За извличането на Ni се счита за подхдящ екстрагент на база хидрокси-оксим, като LIX 84™ на Henkel Corp.
Заредените екстрагенти на Co, Ni и Mg се промиват с подходящи водни разтвори , за да се отдели увлечиния разтвор на амониев сулфат и тогава да се извърши отделяне с разредена киселина , за да се получат чисти разтвори, набогатени на Co и Ni и набогатена на Mg течност, съдържаща малки количества Co и Ni Разтворите на Co и Ni се отвждат за електролитно отлагане /ЕО/ на Co и на Ni в етепите 530 и 532.
Преди отделянето екстрагентът , зареден с Co се промива с концентриран разтвор на Co, който се отклонява от разтвора, набогатен с Co, отвеждан към електролитното отлагане /ЕО/ на Co и/или концентриран разтвор на Mg , който се отделя от набогатената на Mg течност. Това се извършва за де се улесни отделянето на Ni,, който може да е налице в еекстрагента, зареден с Co. По подобен начин екстрагентът, зареден с Mg може да бъде промит с концентриран разтвор на Mg, който е отделен от течност, набогатена на магнезий.
За добро разделяне на Co от Ni по време на мокрото извличане на Co и мокро извличане на Ni е установено, че е полезно наличието на известно количество на Mg в разтвора , подаван за мокро извличане на Co. Обикновено разтворите имат същото съотношение на Co:Ni, както и първоначално подавания канцентрат (обикновено 1:30). Така за 10 г/л Ni сътветства О.ЗЗг/л Co.
За мокрото извличане на Co и Mg се използува един и същи екстрагент 534 и 536. Екстрагентът е по-селективен за Co отколкото за Mg и по-селективен за Mg , отколкото за Ni. При мокрото извличане 534 на Co, използуваното количество екстрагент се ограничава до това да заеме всички налични места, където има Co йони в по-голяма степен и на Mg йони в по-малка степен, което намалява извличането на Ni. При мокрото извличане &
на Mg 536 достъпните места са запълнени главно с Mg йони , в помалка степен с Co йони и също възможно малко количество Ni йони. Йоните на Ni и Co се доизвличат като се рециклира течността набогатена на Mg за утаяване на Ni/Co 506, както е посочено със стрелката 543.
Установено е също ,че е благоприятно концентрацията на Mg да се поддържа равна на концентрацията на Co, въпреки ,че тя може да се изменя в много широк интевал от 1:5 до 5:1.
Ползата от наличието на Mg се състои в:
(i) намалява се до минимум количеството Ni, което се извлича по време на мокрото извличане на Co, като същевременно дава възможност за (ii) висок процент на извличане на Co, т.е. на 90% и (iii) високо съотношение на Co към Ni в Co продукт ,т.е. Co: Ni >1000:1.
Без наличието на Mg може да се достигне до известен компромис при течното извличане на Co като:
(i) известно количиство Ni се извлича заедно с Co или (ii) извличането на Co е непълно или (iii) съотношението на Co към Ni в Co продукт е твърде ниско.
При извличането на Mg известно количество Co /т.е. 510%/ може да остане неизвлечено при мокрото извличане на Co и вместо това може да бъде иизвлечено по време на извличането на Mg. Продуктите от мокрото извличане на Mg са :
а/набогатена течност от процеса на отделяне и съдържа известно количество Mg, Ni и Co. Тя се рециклира и не се губи; и б/ Mg рафинат е с много ниско съдържание на Co ,т.е.
около 1 ррт, което дава възможност при последвощо мокро извличане на Ni да се получи много добро съотношение на Ni към Co в набогатената на Ni течност, постъпвоща за електролитно отлагане на Ni. Така се получават много чисти катоден Ni и катоден Co.
Твърдият продукт от твърдо/течното резделяне 524 се промива /540/ с резредена киселина, за да се извлекат увлечените Ni/Co, като течността от пормивката се рециклира в утаяването 500. Твърдият остатък от течно/твърдото разделяне 542 се отстранява.
Установено е,че подходящата температура за излугване 518 на Ni/Co и мокрото извличане на Ni/Co е от порядъка на около 30°С -60°С, за предпочитане около 40°С -до 50°С.
На фигури ЗА и ЗВ е описано извличането на благородните метали, като злато и сребро. Този метод включва преработката на потока на крайния отпадък 35 от фиг.1.
Благародните метали не се извличат в процеса на окисляване под налягане 12, а остават в твърдия остатък 35, който остава след етапа на атмосферното излугване 14.
За да се улесни извличането на благородните метали, източването 22 от етапа 12 на окисляването под налягане12 се извършва на два етапа. Първият етап е при температура малко над точката на втвърдяване на елементарната сяра ,т.е. 120°С до 130°С, съответно при налягане на парата от около 50-150 кРа. За предпочитане операцията се провежда при непрекъснат режим, като времето за първия етап на източване от шлюза е около 10 до 30 мин.
Вторият етап на източване е при атмосферно налягане и температурата е около 90-100°С в продължание на около 10 мин.Това позволява елементарната сяра, която е в&е още стопена в първия етап на източването , бързо да премине в твърда фаза , като стаблна орторомбична крестална фаза. Този начин на действие улеснява получаването на чисти кристали елементарна сяра, което е важна за извличането на благородните метали от остатъка на излугването.
Остатъкът 35 от излугването , получен в етапа на атмасферното излугване 14 съдържа освен благородните метали , също и хематит, кристална елементарна сяра, нереагирали сулфиди/пирит/ и някои други странични продукти, които може да се получат от използувания концентрат например гипс и железни хидроксиди.
Счита се ,че в остатъка 35 златото остава незасегнато в процеса и по този начин остава почти в естествено състояние . Обече в процеса на окисляване под налягане 12 среброто се окислява и вероятно е под формата на сребърни соли като сребърен хлорид или сребърен сулфат.
Установено е,че с конвенционално цианиране не може да се извлече златото от остатъка 35. Счита се ,че това се дължи на капсулирането на златото в минерални частици, като например пирит. Обаче чрез осисляване под налягане златото може да се освободи от тези минерали и това се обозначава като „пълно окислително излугване“. За да се извърши такова излугване без да се окисли елементарната сяра , която също се съдържа в остатъка 35, процесът включва етап на отделяне на колкото е възможно поголямо количество елементарна сяра.
Първо благодарение на двата етапа на източване се получава добро качество на серните кристали. Второ остатъка 35 от излугването се подлага на пенна флотация 402, за да се получи флотационен концентрат 404 богат на сяра и отпадък 406 с намалено съдържание на сяра. Отпадъкът 406 се подлага на твърдо/течно разделяне 408, за да се получи течност ХОито посредством контактния съд 410 се връща в процеса на флотация 402 и твърдия продукт 412 се изпраща на пълно окислително излугване 414.
Флотационният концентрат 404 се филтрува /416/ и се изсушава до ниска влажност в сушилна 418. Тогава продуктът се подава на етап 420 за сярно излугване с екстрагенти за сяра. Може да се използува всеки подходящ екстрагент на сяра като перхлоретилен/РХЕ/ или керосин. В настоящия пример се използува горещ РХЕ. Пулпът от излугване 420 се филтрува 422 и получената течност се подлага на охлаждане 424 , за да се получи кристална сяра S° и след това се филтрува /425/. Охладената сяра може да бъде подложена по желание на пречистване / не е показано/, за да се отстранят онечистванията като селен и телур. Твърдата сяра се изсушава в сушилна 426 и се получава серен продуукт 428.Течната фаза от филтрацията 435 се рециклира в излугване 420 с горещо РХЕ.
Твърдият остатък от филтрацията 422 се изсушава в сушилна 430. Полученият продукт , който представлява остатък 432 с ниско съдържание на сяра се отвежда в общо окислително излугване 414.
Посредством кондензатора 434 РХЕ парите от охлаждането 424 и сушенето 426 и 430 се рециклират за излугване 420 с горещ РХЕ.
Проведен е тест, при който 100 г остатък от атмосферното излугване 14, съдържащ 25,1% елементарна сяра /S°/ и 3% сулфид се преработва чрез флотация 402 и излугване 420. Полученият по този начин 73,8 г десулфуриран остатък /заХ0Йнващ материал за пълно окислително излугване 414/ съдържа 1S0% S° и 4,1% сулфид, т.е. общо 6% обща сяра.
Десулфурираният остатък е съдържал 5,9% елементарна сяра (S°) в първоначалния остатък от излугването , т.е. 94,1% е извлечена като чиста елементрна сяра.
Пълното окислително излугване 414 се провежда при около 200-220° и около 200-2000 кРа парциално налягане на кислорода, достатъчно за пълното окисляване на всичката сяра на металните съединения до най- висока валентност. Така всичката сяра и пирита се окисляват до сулфат.Окисляването се провежда в кисела среда, получена от киселината .получена в процеса. Ако е налице досатъчно пирит, реакцията е екзотермична и обикновено може да се достигне температурата на процеса. Обикновено около 10% от общита окисляема сяра ще бъде достатъчна с нормално процентно съдържание на твърдо в захранващия пулп.
След пълното окислително извличане 414, пулпът се подлага на неутрализация 437 при pH 2-3 с варовик и след това се подлага на течно/твърдо разделяне 438 посредтвом противотоково декантиране /ПТД/, за да се получи твърд продукт, съдържащ благородните метали и течност 13, която може да съдържа основния ценен метал, например мед. Течността 13 може да се комбинира с течността /поток 33 /, отиваща към течното извличане 16 на мед, както е посочено на фиг.1.
Част от неутрализирания поток 51 (фиг.1) на рафината от течното извличане на медта 16, се отделя в 49 и полученият поток 53 се използува частично (80%) като промивна вода в течно/твърдото разделяне 438 и частично се рециклира (20%) в пълно окислително излугване 414, както е посочено на фиг ЗВ. Цикълът на извличане на балагородните метали от фиг.ЗА и В е отбелязан като блок/55 на фиг. 1.
Преди цианирането 444 твърдият продукт от разделянето 438 може по избор да бъде подложена® обработка с гасена вар 443, за да се улесни извличането на среброто при цианиране 444 чрез разлагане на сребърните ярозитови съединения, образувани по време на пълното окислително излугване 414.
След разделянето 438 благородните метали остават в твърдия остатък. Сега, когато пиритът и другите капсулиращи минерали от изходния концентрат са разложени, благородните метали са пригодни за цианиране 444.
В етапа на цианиране 444, твърдите съставки се излугват с NaCN в алкална среда. За да се постигне това твърдите съставки се привеждат в състояние на пулп с помощта на цианиден разтвор до получаване на пулп със съдържание на твърдо 30-40%. Допълнително се подават NaCN и гасена вар с цел да се поддържа необходимата концентрация на NaCN и около 0,2 до около 0,5% г8л NaCN при pH около 10. Процесът се провежда при температура на околната среда в продължение на около 4-8 часа при непрекъснат режим на операциите.
Златато и среброто са представени в големи количества в цианидния разтвор и обикновено се извличат по установените методи в цикъла въглен в пулпа, където се добавя активиран въглен към цианидния пулп , за да се абсорбират благородните метали, без да е необходимо филтруване. Зареденият въглен, вече богат на благородни метали, се отделя чрез пресяване (415) и обединеният пулп се отделя от отпадъка.
Зареденият въглен се обработва съгласно установените методи за извличане на благородни метали. Това са операциите на излугване , / електролитно отлагане/ стапяне (447). Продуктът обикновено е Дор метал, съдържащ едновременно злато и сребро, който се изпраща за рафиниране 449 на златото с цел окончателното разделяне на златото от среброто.
2?
Пречистения баррен въглен от регенерирането 451 на въглена след извличане на благородните метали , се рециклира в цикъл 444 на въглен в пулпа.
Общото извличане на благородните метали в целия процес е обикновено доста над 90% и при оптимални условия се доближава до 99%.
Проведен е тест, при който десулфурираният отпадък се подлага на обработка на пълно окислително излугване при 220°С в продължение на 2 часа при окисляване под налягане , след което се отстранява налягането и се охлажда при стайна температура. Полученият пулп се неутрализира до pH 3 с варовик и след това се филтрува. Тогава филтърният кек се излугва с цианиден разтвор при стандартни условия за извличане на злато и сребро.
След пълното окислително излугване 414 и цианиране 444 извличането на златото е 97% при разход на NaCN само 1 кг/тон. За сравнение извличането на златото от остатъка , който не е бил окисляван при пълно окислително излугване 414 е само 34% и разхода на цианид е изключително висок - 19кг/тон NaCN.
Фигура 4 представлява технологична схема на режим А. Етапите, които съответствуват на тези от изпълнението на фиг.1 са означени със същите номера.
Методът включва етап на окисляване под налягане 12, при който сулфидните минерали от концентрата или рудата се окисляват при високо налягане на кислорода. След това се извършва течно/твърдо разделяне / т.е. филтруване / 24, като се получава твърдо / филтърен кек от окисляването под налягане / 25 и филтрат 29 от окисляването под налягане.
Твърдият продукт 25, съдържащ всичката или почти всичката налична мед , съдържаща се в захранващия концентрат,
2β се преработва за извличане на мед 14 чрез киселинно излугване, мокро извличане и електролитно отлагане, както е при изпълнението на фиг.1.Така се получава висококачествена катодна мед и остатък 35, който съдържа благородни метали. Остатъкът 35 може да бъде преработван за извличане на благородни метали, както е описано с обозначенията на фиг.ЗА и В по-долу. На фигура 4 това е обозначено като блок/55.
Филтратът 29 се пречиства в 500, за да се отстраняват вредните елементи като Cu, Fe и Zn чрез неутрализация с гасена вар до pH 6, както е отбелязано на фиг.1. След филтруване се получава пречистен разтвор 36, съдържащ Ni,Co и някои други елементи като Mg, които може да са налице в захранващия разтвор.
Разтворът 36 се преработва за извличане на Ni/Co , както е описано чрез означенията на фиг.1.Това е означено като блок 38 на фиг.4. Твърдият продукт 39, получен от 38 се връща обратно за окисляване под налягане 12, за затваряне на цикъла, както преди /поток 516 на фиг.1 /.
Въпреки ,че само предпочитаните изпълнения на изобретението бяха описани подробно тук, то от това изобретението не се ограничава и могат дабъдат направени модификации в обсега на приложениете претенции.
Claims (75)
1. Метод за извличане на Ni/Co от руда или концентрат, характеризиращ сес това, че рудата или концентрата се подлагат на окисляване под налягане в присъствие на кислород и киселинен разтвор, съдържащ халогенни,медни и сулфатни йони, за да се получи течност, съдържаща Ni/Co от пулпа от окисляването под налягане ,‘течността се подлага на селективно утаяване , за да се получи твърд продукт , съдържаащ Ni/Co хидроксид; и твърдият продукт се подлага на Ni/Co излугване с амониев разтвор, за да се получи разтвор от излугването , съдържащ Ni/Co и остатък.
2. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това,че остатъкът се подлага на киселинно промиване, за да се получи промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и отстраним остатък;
и промивният разтвор се рециклира в селективно утаяване.
3. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че остатъкът се подлага на киселинно промиване , за да се получи промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и остраним остатък; и промивният разтвор се обработва за извличане на Ni/Co.
4. Метод, съгласно всяка едно от предходните претенции, характеризиращ се с това, че селективното утаяване се състои в:
течността се подлага на утаяване при pH от около 5 до
6 за утаяване на наличните в течността желязо.мед и цинк; и полученият разтвор се подлага на утаяване при рн 7 до 8, за да се получи твърд продукт , съдържащ Ni/Co хидроксид.
5. Метод, съгласно всяка едно от предходните претенции, харктеризиращ се с това.четечността, съдържаща Ni/Co е получена като пулпът от окисляването под налягане се подлага на неутрализация при опраделено pH, при което наличните в пулпа мед,желязо или цинк са в твърдо състояние, a Ni/Co са в разтвор.
6. Метод, съгласно всяка една от претенции 1-4, характеризиращ се с това.че течността,съдържаща Ni/Co е получена като пулпът от окисляването под налягане се подлага на неутрализация при определено pH, при което Ni/Co са в твърдо състояние и се подлагат на киселинно излугване, за да се получи разтвор на Ni/Co.
7. Метод, съгласно претенция 2 или 3, характеризиращ се с това,че преди киселинното промиване остатъкът се подлага на промиване, за да се получи втори промивен разтнор, съдържащ Ni/Co и остатък, който се подлага на киселинно промиване.
8. Метод, съгласно претенция 7, характеризиращ се с това,че единият или двата разтвора от излугването и следващият разтвор от промиване, съдържащ Ni/Co се подлагат на мокро извличане на Ni/Co.
9. Метод, съгласно претенция 8, храктеризиращ се с това,че се извършва мокро извличане с никелов екстрагент , за да се получи разтвор, съдържащ никел.
10. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това,че мокрото извличане се извършва с екстрагент за кобалт, за да се получи разтвор, съдържащ кобалт.
11. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това,че мокрото извличане се състои от:
ι мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони, като се използува екстрагент за кобалт, за да се получи екстрагент, зареден с кобалтови йони и първият рафинат съдържа никелови и магнезиеви йони в разтвор;
мокро извлачане на магнезий от първия рафинат, като се използува екстрагент за магнезий, за да се получи магнезиев екстрагент, зареден с магнезиеви и кобалтови йони и втори рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от вторият рафинат като се използува екстрагент за никел, за да се получи екстрагент, зареден с никел и трети рафинат.
12. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това,че всеки разтвор от излугването и следващият разтвор от промиването се подлагат на мокро извличане, третият рафинат от | мокрото извличане на разтвора от излугването се рециклира в
Ni/Co излугване, а третият рафинат от мокрото извличане на следващия разтвор от промиването се рециклира в промиването преди етапа на киселинно промиване.
13. Метод, съгласно претенция 12, характеризиращ се с това,че мокрото извличане на Co, Mg и Ni се извършва с общи екстрагенти за Co, Mg и Ni.
14. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че вкючва етеп на отделяне на кобалт и никел от зередените екстрагенти , за да се получат съответно кобалтов и никелов разтвори.
15. Метод, съгласно претенция 14, характеризиращ се с това,че преди етапа на отделяне .екстрагентът зареден с кобалт се промива с концентриран кобалтов разтвор, който се рециклира от етапа на разреждане.
16. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това,че етапът на излугване на Ni/Co и мокрото извличана наМ/Со се провеждат при температура около 30°С до около 60° С.
17. Метод, съгласно претенция 16, характеризиращ се с това, че етапът на излугване на Ni/Co и мокрото извличане на Ni/Co се провеждат при температура около 45°С до около 50° С.
18. Метод, съгласно претенция 4, характеризиращ се с това, че вклячва етап на подлагане на разтворите от никел и кобалт на електролитно отлагане за извличане на кобалт и никел.
19. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че включва още:
разреждане на магнезиевия екстрагент, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтови йони; и набогатеният разтвор се рециклира в етапа на селективно утаяване.
20. Метод, съгласно претенция 1 ^характеризиращ се с това че преди разреждането на магнезиевия екстрагент, същият ' се промива с концентриран на магнезий разтвор, който представлява набогатен разтвор, който е рециклиран от етапа на разреждане на магнезиевия екстрагент.
I
21. Метод, съгласно претенция 11, характеризиращ се с това, че кобалтовият екстрагент е подобен на магнезиевия I екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, ί отколкото за магнезия.
ι
22. Метод, съгласно претенция 8, характеризиращ се с това ,че за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и мокро извличане на никел от първия рафинат при pH по същество същото , както при мокрото извличане на кобалта, за да се получи никелов разтвор и втори рафинат.
23. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че съдържа още и етап на контролиране концентрацията на никел в разтвора от излугване до максимална стойност от 3 до 25 г/л.
24. Метод, съгласно претенция 23, характеризиращ се с това ,че максемалната стойност е от около 8 до 15 г/л.
25. Метод, съгласно претенция 24, характеризиращ се с това ,че максималната стойност е около 10 г/л.
26. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че селективното утаяване се извършва в присъствието на магнезиеви йони , за да се получи твърд продукт, съдържащ магнезий заедно с Ni/Co хидроксид и разтвор, съдържащ магнезий.
27. Метод, съгласно претенция 26, характеридзиращ се с това,че включва утаяване на получения разтвор, за да се получи утайка от магнезиев хидроксид и обеднен на магнезий рафинат.
28. Метод, съгласно претенция 27, характеризиращ се с това ,че включва етап на рециклиране на обеднения на магнезий разтвор в окисляването под налягане.
29. Метод, съгласно претенция 27 или 28, характеризиращ се с това,че поне част от магнезиевата утайка се рециклира в селективното утаяване.
30. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/Co се извършва с разтвор на амониев сулфат.
31. Метод, съгласно претенция 30, характеризиращ се с това,че разтворът от аминиев сулфат е с концентрация от около 150 до 250 г/л.
32. Метод, съгласно претенция 31, характеризиращ се с това,че разтворът от амонив сулфат е с концентрация от около 200 г/л.
33. Метод, съгласно всяка една от претенции 1- 29, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/ Co се извършва с разтвор на амониев карбонат.
34. Метод, съгласно всяка едно от претенции 1-29, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/ Co се извършва с разтвор на амониев сулфат и амониев карбонат.
35. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това, че в киселия разтвор при окисляването под налягане се добавя медна сол или концентрат, за да се осигури мед в киселия разтвор.
36. Метод, съгласно претенция 35, характеризиращ се с това,че медта се рециклира в окисляването под налягане.
37. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това,че включва етап , при който течност от окисляването под налягане се подлага на мокро извличане на мед преди селективното утаяване.
38. Метод, съгласно претенция 1, характеризиращ се с това,че халогенидът е хлорид.
39. Метод, съгласно всяка една от претенции от 1 до 34, характеризиращ се с това,че рудата или концентратът представляват сулфиден концентрат, който също съдържа мед и включва етапи на излугване на пулпа или твърдия продукт, получени при окисляването под налягане с кисел сулфатен разтвор за де се получи течност от излугването , съдържаща разтвор на меден сулфат и остатък от излугването;
течността от излугването се подлага на мокро извличане на мед, за да се получи концентриран меден разтвор и обеднен на мед рафинат; и поне част от обеднения на мед рафинат се рациклира в етапа на кисилинно-сулфатно излугване.
40. Метод, съгласно претенция 39, характеризиращ се с това ,че преди селективното утаяване течността се подлага на мокро извличане на мед, за да се получи концентриран разтвор на мед.
41. Метод, съгласно претенция 40, характеризиращ се с това,че включва етап ,при който концентрираният меден разтвор от мокрото извличане на мед се подлага на електролитно отлагане, за да се получи метална мед.
42. Метод, съгласно всяка една от предходните претенции, характеризиращ се с това ,че рудата или концентратът представляват сулфиден концентрат, който съдържа също благородни метали и включва следните етапи:
отстранява се елементарната сяра от пулпа или твърдия продукт, получени при окисляването под налягане, получава се остатък с ниско съдържание на сяра; и остатъкът с ниско съдържание на сяра се подлага на окислително излугване при висока температура и налягане , за да се окисли сярата , а от съединенията на благородните метали в остатъка с ниско съдържание на сяра се получава остатък за извличане на благородни метали.
43. Метод, съгласно претенция 42, характеризиращ се с това,че отстраняването на сярата включва:
пулпът или твърдият продукт, получен при окисляването под налягане се подлага на пенна флотация, за да се получи богат сулфиден флотационен концентрат и беден на сяра флотационен отпадък; и твърдият остатък се подлага на сярно извличане с подходящ екстрагент, за да се получи остатък с ниско съдържание на сяра.
44. Метод, съгласно претенция43, характеризиращ се с това,че бедният на сяра флотационен отпадък се подлага на твърдо/течно разделяне, за да се получи течност, която рециклира в пенна флотация и твърд продукт, който се подлага на окислително излугване.
45. Метод, съглесно претенция 43 или претенция 44, характеризиращ си с това,че извличането на сярата се извършва при температура 90- 150°С.
46. Метод, съгласно претенция 45,характеризиращ се с това,че екстрагентът на сярата се избира от групата, съставена от керосин и перхлоретилен.
47. Метод, съгласно претенция46, характеризиращ се с това,че окослителното излугване се провежда в кисела среда при температура от около 200- 220°С и парциално налягане на кислорода 500- 1200кРа.
48. Метод за извличане на Ni/Co от концентрати , съдържащи Ni/Co хидроксиди, характеризиращ се с това,че:
Ni/Co концентрат се подлага на излугване с амониев разтвор, за да се получи разтвор от излугването, съдържащ Ni/Co и остатък;
контролира се концентрацията на никел в разтвора от излугването до максимални стойности от 3 до 25 г/л.
49. Метод, съгласно претенция 48, характеризиращ се с това,че максималната стойност е 8 до 15 г/л.
50. Метод .съгласно претенция 49, характеризиращ се с това, че максималната стойност е около 10 г/л.
51. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това,че излугването на Ni/Co се извършва с разтвор на амониев сулфат.
52. Метод, съгласно претенция 51 .характеризиращ се с това,че разтворът на амониев сулфат е с концентрация от около 150 до 250 г/л.
53. Метод, съгласно претенция 52, характеризиращ се с това, че разтворът от амониев сулфат е с концентрация около 200 г/л.
54. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това, че Ni/Co излугване се извършва с разтвор на амониев карбонат.
55. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 50, характеризиращ се с това,че Ni/Co излугване се извършва с разтвор на амониев сулфат и амониев карбонат.
56. Метод, съгласно всяка една от претенци 48 до 55, характеризиращ се с това,че :
отпадъкът се подлага на киселинно промиване ,за да се получи промивен разтвор,съдържащ Ni/Co и остатък за отстраняване;
промивният разтвор се подлага на селективно утаяване, за да се получи твърд продукт, съдържащ Ni/Co хидроксид; и твърдият продукт се рециклира в Ni/Co излугване.
57. Метод, съгласно всяка една от претенции 48 до 55, характеризиращ се с това,че:
остатъкът се подлага на киселинно промиване, за да се получи промивен разтвор,съдържащ Ni/Co и отстраним остатък; и промивният разтвор се преработва за извличане на Ni/Co.
58. Метод, съгласно претенции 56 или 57, характеризиращ се с това, че преди киселинното промиване се включва и промиване на остатъка, за да се получи втори промивен разтвор, съдържащ Ni/Co и остатък, който се подлага на киселинно промиване.
59. Метод, съгласно претенция 58, характеризиращ се с това,че включва и подлагане на единия или двата разтвора от излугването и следващия промивен разтвор,съдържащ Ni/Co на мокро излугване за извличане на Ni/Co.
60. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че мокрото извличане се извършва с екстрагент за никел, за да се получи разтвор, съдържащ никел.
61. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че мокрото извличане се извършва с екстрагент за кобалт, за да се получи разтвор,съдържащ кобалт.
62. Метод, съгласно претенция 58, характеризиращ се с това, че се извършва :
у мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони , като се използува екстрагент за кобалт, за да се получи кобалтов екстрагент, зареден с кобалтови йони и първи рафинат, съдържащ разтворени никелови и магнезиеви йони;
извършва се мокро извличане на никел от втория рафинат, като се използва никелов екстрагент, за да се получи зареден с никел екстрагент и трети рафинат.
63. Метод, съгласно претенция 62, характеризиращ се с това,че включва разреждане на кобалтов и никелов заредени екстрагенти , за да се получат съответно кобалтов и никелов разтвори.
64. Метод, съгласно претенция 63, характеризиращ се с това,че разтворите на никел и кобалт се подлагат на електролитно отлагане, за да се извлекат никела и кобалта.
65. Метод, съгласно претенция 63, характеризиращ се с това,че магнезиевият екстрагент се разрежда, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтови йони; и набогатеният разтвор се рециклира в селективно утаяване.
66. Метод, съгласно претениция 62, характеризиращ се с тов,че кобалтовият екстрагент е еднакъв с магнизиевият екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, отколкото за магнезия.
67. Метод, съгласно претенция 59, характеризиращ се с това, че:
извършва се мокро извличане на кобалт при pH от около 6 до 8 , за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от първия рафинат при практически същото pH, както при кобалтовото мокро извличане, за да се получи никелов разтвор и втори рафинат.
68. Метод за извличане на Ni/Co от разтвор, характеризиращ се с това,че са извърва мокро извличане на кобалт в присъствието на магнезиеви йони, като се използува кобалтво екстрагент, за да се получи кобалтов екстрагент, зареден с кобалтвови йони и първи рафинат, съдържащ разтворени никелови и магнезиеви йони;
извършва се мокро извличане на магнезий от първия рафинат, като се използва магнезиев екстрагент, за да се получи магнезиев екстрагент, зареден с магнезиеви и кобалтови йони и втори рафинат; и извършва се мокро извличане на никел от втория рафинат, като се използува никелов екстрагент, за да се получи екстрагент, зареден с никел и трети рафинат.
69. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с тов,че включва разреждане на заредените с никел и кобалт екстрагенти, за да се получат съответно никелов и кобалтов разтвори.
70. Метод, съгласно претенция 69, характеризиращ се с това,че преди разреждането екстрагентът, зареден с кобалт се промива с концентриран кобалтов разтвор, който се рециклира от разреждането.
71. Метод, съгласно претенция 70, характеризиращ се с това, че разтворите на никел и кобалт се подлагат на електролитно отлагане, за да се извлекат никелът и кобалтът.
72. Метод, съгласно претенция 71, характеризиращ се с това, че включва разреждане на магнезиевия екстрагент, за да се получи набогатен разтвор, съдържащ магнезиеви и кобалтвои йони.
73. Метод, съгласно претениция 72, характеризиращ се с това,че преди разреждането на магнезиевия екстрагент, същият се промива с концентриран магнезиев разтвор, който представлява на богатен разтвор, който е рециклиран от разреждането на магнезиевия екстрагент.
74. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с това,че кобалтовият екстрагенте същият какъвто е и магнезиевият екстрагент, като екстрагентът е по-селективен за кобалта, отколкото за магнезия.
75. Метод, съгласно претенция 68, характеризиращ се с това, че мокрото извличане вкючва :
мокро извличане на кобалт при pH около 6 до 8, за да се получи кобалтов разтвор и първи рафинат; и мокро извличане на никел от първия рафинат при проктически същото pH, както за мокрото извличане на кобалт,За да се получи никелов разтвор и втори рафинат.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US08/488,128 US5650057A (en) | 1993-07-29 | 1995-06-07 | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| PCT/CA1996/000365 WO1996041029A2 (en) | 1995-06-07 | 1996-06-07 | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BG102132A BG102132A (bg) | 1998-07-31 |
| BG62180B1 true BG62180B1 (bg) | 1999-04-30 |
Family
ID=23938434
Family Applications (3)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG102133A BG62178B1 (bg) | 1995-06-07 | 1997-12-18 | Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид |
| BG102132A BG62180B1 (bg) | 1995-06-07 | 1997-12-18 | Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид |
| BG102149A BG62290B1 (bg) | 1995-06-07 | 1997-12-23 | Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид |
Family Applications Before (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG102133A BG62178B1 (bg) | 1995-06-07 | 1997-12-18 | Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид |
Family Applications After (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BG102149A BG62290B1 (bg) | 1995-06-07 | 1997-12-23 | Хидрометалургично извличане на метал с помощта на хлорид |
Country Status (23)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5650057A (bg) |
| EP (5) | EP0832302B1 (bg) |
| JP (3) | JP4180655B2 (bg) |
| KR (1) | KR100426231B1 (bg) |
| CN (3) | CN1057344C (bg) |
| AU (3) | AU694960C (bg) |
| BG (3) | BG62178B1 (bg) |
| BR (3) | BR9608624A (bg) |
| CA (6) | CA2221930C (bg) |
| DE (5) | DE69610208T2 (bg) |
| DK (3) | DK0832302T3 (bg) |
| ES (3) | ES2153950T3 (bg) |
| FI (2) | FI116905B (bg) |
| GT (2) | GT199600014A (bg) |
| NO (1) | NO975707D0 (bg) |
| OA (1) | OA10643A (bg) |
| PE (2) | PE30096A1 (bg) |
| PL (3) | PL323593A1 (bg) |
| RU (3) | RU2178007C2 (bg) |
| TR (5) | TR199701570T1 (bg) |
| TW (2) | TW408186B (bg) |
| WO (3) | WO1996041026A1 (bg) |
| ZA (1) | ZA964866B (bg) |
Families Citing this family (62)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| US5976218A (en) * | 1996-05-10 | 1999-11-02 | Henkel Corporation | Process for the recovery of nickel |
| ZA987217B (en) * | 1997-08-15 | 2000-02-14 | Cominco Eng Services | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal from sulphide or laterite ores. |
| AUPP543798A0 (en) * | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
| AU2395600A (en) * | 1999-01-21 | 2000-08-07 | Ga-Tek Inc. | Process for recovering copper from a high acid mixed metal solution |
| AUPQ578200A0 (en) * | 2000-02-22 | 2000-03-16 | Anaconda Nickel Limited | Method for the recovery of nickel and/or cobalt |
| US6231823B1 (en) | 2000-03-27 | 2001-05-15 | Dynatec Corporation | Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions |
| ATE314494T1 (de) | 2000-07-25 | 2006-01-15 | Phelps Dodge Corp | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen |
| US6428604B1 (en) | 2000-09-18 | 2002-08-06 | Inco Limited | Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| US20050126923A1 (en) * | 2001-07-25 | 2005-06-16 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| AP1757A (en) * | 2001-09-13 | 2007-07-25 | Intec Ltd | Zinc recovery process. |
| CA2387633C (en) * | 2002-05-24 | 2011-04-26 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals |
| KR100486269B1 (ko) * | 2002-10-07 | 2005-04-29 | 삼성전자주식회사 | 고 선명 텔레비전의 반송파 복구 장치 및 방법. |
| US20040200730A1 (en) * | 2003-04-14 | 2004-10-14 | Kyo Jibiki | Hydrometallurgical copper recovery process |
| CN100420760C (zh) * | 2004-05-21 | 2008-09-24 | Wmc资源有限公司 | 镍的回收 |
| ZA200704039B (en) * | 2004-10-21 | 2009-07-29 | Anglo Operations Ltd | Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore |
| EP1809777B1 (en) * | 2004-10-21 | 2009-03-11 | Anglo Operations Limited | Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore |
| AP2325A (en) * | 2004-10-29 | 2011-11-23 | Freeport Mcmoran Corp | Process for recovery of copper from copper-bearingmaterial using pressure leaching, direct electrow inning and solvent/solution extraction. |
| ATE531834T1 (de) * | 2004-10-29 | 2011-11-15 | Freeport Mcmoran Corp | Verfahren zur mehrstufigen direkten elektrolytischen gewinnung von kupfer |
| 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 |
| AU2006298625B2 (en) * | 2005-10-03 | 2011-06-23 | Metso Outotec Finland Oy | Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride |
| RU2424332C2 (ru) * | 2005-11-28 | 2011-07-20 | Англо Оперейшнс Лимитед | Способ выщелачивания в присутствии хлористоводородной кислоты для регенерации ценного металла из руды |
| CA2650043C (en) * | 2006-05-15 | 2014-04-29 | International Pgm Technologies | Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions |
| CN100497680C (zh) * | 2007-01-19 | 2009-06-10 | 昆明贵金属研究所 | 一种硫化镍精矿提取镍的新方法 |
| WO2008103873A1 (en) * | 2007-02-22 | 2008-08-28 | The Regents Of The University Of California | Process for recovery of metal-containing values from minerals and ores |
| US8003064B2 (en) | 2007-09-17 | 2011-08-23 | Freeport-Mcmoran Corporation | Controlled copper leach recovery circuit |
| JP4468999B2 (ja) | 2008-03-27 | 2010-05-26 | 日鉱金属株式会社 | 鉱物からの金属の回収方法 |
| WO2009149522A1 (en) * | 2008-06-13 | 2009-12-17 | Poseidon Nickel Limited | Rheological method for the hydrometallurgical recovery of base metals from ores |
| JP4717908B2 (ja) | 2008-08-11 | 2011-07-06 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法 |
| CN101760614B (zh) * | 2008-12-02 | 2011-08-10 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含镍矿石的浸出方法 |
| FI122188B (fi) * | 2010-03-18 | 2011-09-30 | Outotec Oyj | Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi |
| KR101232199B1 (ko) * | 2010-11-23 | 2013-02-13 | 한국지질자원연구원 | 2차 금속자원의 침출액으로부터 용매추출에 의한 구리, 아연, 카드뮴 및 니켈을 추출 및 분리하는 방법 |
| CN102002586B (zh) * | 2010-12-04 | 2012-09-26 | 金川集团有限公司 | 一种含镍高钴硫化物浸出工艺 |
| EP2705168A4 (en) * | 2011-05-02 | 2015-04-29 | Trimetals Mining Inc | PROCESS FOR THE RECOVERY OF INDIUM, SILVER, GOLD AND OTHER RARE, PRECIOUS AND BASE METALS FROM COMPLEX OXIDE OR SULPHIDE ORES |
| JP5904459B2 (ja) * | 2011-11-22 | 2016-04-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法 |
| 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 |
| 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 |
| JP5867710B2 (ja) * | 2012-01-24 | 2016-02-24 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法 |
| ITMI20120579A1 (it) | 2012-04-11 | 2013-10-12 | Metals Technology Dev Compa Ny Llc | Procedimento per recuperare metalli non ferrosi da una matrice solida |
| JP6169692B2 (ja) * | 2012-07-23 | 2017-07-26 | ヴァーレ、ソシエダージ、アノニマＶａｌｅ Ｓ．Ａ． | 硫化物鉱石及び精鉱からの卑金属の回収方法 |
| RU2502811C1 (ru) * | 2012-12-19 | 2013-12-27 | Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) | Способ переработки окисленных никелевых руд |
| CN103205580A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-17 | 金川集团股份有限公司 | 一种贵金属富集过程中的脱硫方法 |
| FI124954B (fi) | 2013-04-30 | 2015-04-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kultaa sisältävän liuoksen valmistamiseksi ja prosessijärjestely kullan ja hopean talteenottamiseksi |
| KR101399953B1 (ko) * | 2013-11-20 | 2014-05-30 | 한국지질자원연구원 | 복합 구리광 선광방법 |
| KR101352400B1 (ko) | 2013-11-20 | 2014-01-22 | 한국지질자원연구원 | 침출 및 침전을 이용한 복합 구리광 선광방법 |
| US9410225B2 (en) * | 2014-05-13 | 2016-08-09 | Teck Resources Limited | Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates |
| KR20170104448A (ko) * | 2014-11-18 | 2017-09-15 | 알리앙스 마그네슘 | Hcl 회수 루프에서 황산을 사용하여 마그네슘 화합물 및 다양한 부산물을 제조하는 방법 |
| JP6481542B2 (ja) * | 2015-07-21 | 2019-03-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 高純度硫酸ニッケル水溶液の製造方法 |
| JP6428525B2 (ja) * | 2015-08-04 | 2018-11-28 | 住友金属鉱山株式会社 | 酸化中和設備および酸化中和方法 |
| RU2628946C2 (ru) * | 2015-10-29 | 2017-08-23 | Игорь Владимирович Федосеев | СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЧИСТОГО ЭЛЕКТРОЛИТА CuSO4 ИЗ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ РАСТВОРОВ И ЕГО РЕГЕНЕРАЦИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ КАТОДНОЙ МЕДИ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ С НЕРАСТВОРИМЫМ АНОДОМ |
| CN105755283B (zh) * | 2016-03-08 | 2017-09-12 | 江西理工大学 | 氯盐选择性浸出红土镍矿中有价金属的方法 |
| CN105779773B (zh) * | 2016-04-20 | 2017-11-17 | 广东省稀有金属研究所 | 一种从电镀污泥中分离镍铜铁的方法 |
| CN106702429A (zh) * | 2016-12-22 | 2017-05-24 | 北京吉亚半导体材料有限公司 | 碱法生产金属镓苛性碱净化回收的方法 |
| CN106834680B (zh) * | 2017-01-04 | 2018-07-10 | 北京科技大学 | 一种Li、Co、Ni、Cu、Mn混合金属离子的分离方法 |
| JP6448684B2 (ja) * | 2017-03-03 | 2019-01-09 | Ｊｘ金属株式会社 | リチウム回収方法 |
| JP7206467B2 (ja) * | 2017-12-21 | 2023-01-18 | ビーエイチピー チリ インコーポレイテッド | 塩化物ヒープ浸出における水バランス |
| RU2667927C1 (ru) * | 2017-12-28 | 2018-09-25 | Общество С Ограниченной Ответственностью "Сдп-М" | Способ получения меди высокой чистоты |
| US20220042139A1 (en) * | 2018-11-14 | 2022-02-10 | Nova Mineralis S.A. | Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid |
| PE20230228A1 (es) * | 2020-04-17 | 2023-02-06 | Glencore Tech Pty Ltd | Oxidacion de sulfuros en la lixiviacion de minerales |
| CN113046574B (zh) * | 2021-03-17 | 2022-07-29 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法 |
Family Cites Families (33)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA209933A (en) * | 1921-03-29 | Teska Meta | Drying frame | |
| US2520958A (en) * | 1947-01-14 | 1950-09-05 | Poole Henry Gordon | Nickel recovery |
| BE623147A (bg) * | 1962-03-19 | 1900-01-01 | ||
| GB1150188A (en) * | 1967-02-15 | 1969-04-30 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Method for Recovering Substantially Pure Nickel from Ammoniacal Nickel Ammonium Carbonate Leach Solutions. |
| FR2131820B1 (bg) * | 1971-03-29 | 1973-12-07 | Nickel Le | |
| US3761566A (en) * | 1971-09-13 | 1973-09-25 | American Metal Climax Inc | Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions |
| US3767762A (en) * | 1972-01-04 | 1973-10-23 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Recovery and separation of nickel and cobalt from reduced laterite nickel ore |
| CA994109A (en) * | 1973-08-30 | 1976-08-03 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical method for recovering copper values from copper concentrates |
| US4039406A (en) * | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
| US3981968A (en) * | 1973-10-19 | 1976-09-21 | Freeport Minerals Company | Solvent extraction of nickel from ammoniacal solutions |
| US3933975A (en) * | 1974-02-08 | 1976-01-20 | Amax Inc. | Nickel-cobalt separation |
| DE2501284C3 (de) * | 1975-01-15 | 1980-06-12 | Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg | Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe |
| US4108639A (en) * | 1976-07-09 | 1978-08-22 | Johns-Manville Corporation | Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron |
| US4093526A (en) * | 1977-09-08 | 1978-06-06 | Amax Inc. | Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper |
| CA1107678A (en) * | 1978-04-12 | 1981-08-25 | Kohur N. Subramanian | Nickel recovery from sulfur-deficient mattes |
| US4187281A (en) * | 1978-08-07 | 1980-02-05 | Uop Inc. | Hydrometallurgical recovery of cobalt and nickel |
| ZW3481A1 (en) * | 1980-02-18 | 1981-05-20 | Nat Inst Metallurg | The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron |
| CA1150062A (en) * | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
| DE3140380C2 (de) * | 1981-10-10 | 1985-04-11 | Gebrüder Sulzer AG, Winterthur | Verfahren zur Gewinnung von Nickel, hochreinem Magnesiumoxid und Zement |
| ZA835167B (en) * | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
| US4457897A (en) * | 1982-09-28 | 1984-07-03 | Noranda Mines Limited | Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates |
| LU85385A1 (fr) * | 1984-05-28 | 1986-01-29 | Mines Fond Zinc Vieille | Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer |
| FI70049C (fi) * | 1984-07-03 | 1986-09-12 | Outokumpu Oy | Vaetske-vaetske-extraktionsfoerfarande foer avlaegsnande och utvinning av metaller ur vattenloesningar |
| US4600435A (en) * | 1984-08-24 | 1986-07-15 | Amax Inc. | Solvent extraction of cobalt (II) from sulfate solutions with cobalt extractants |
| US4927794A (en) * | 1985-06-26 | 1990-05-22 | Chevron Research Company | Leaching cobalt, molybdenum, nickel, and vanadium from spent hydroprocessing catalysts |
| US4900522A (en) * | 1986-07-22 | 1990-02-13 | Amax Inc. | Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction |
| JPS6338537A (ja) * | 1986-07-31 | 1988-02-19 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | ニツケル硫化物からのニツケルの回収方法 |
| US4861371A (en) * | 1986-12-16 | 1989-08-29 | California Nickel Co. | Nickel-containing leachate having low aluminum content |
| CN2099333U (zh) * | 1991-06-19 | 1992-03-18 | 刘家海 | 小型大功率恒温恒湿插座 |
| FI93973C (fi) * | 1992-06-18 | 1995-06-26 | Outokumpu Harjavalta Metals Oy | Menetelmä jarosiitin sekä ammonium- ja alkalipohjaisten kaksoissuolojen muodostumisen estämiseksi happamien liuotusprosessien neste-nesteuutossa |
| US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| CA2134490C (en) * | 1993-10-29 | 2000-05-23 | John E. Fittock | Process for the preparation of a high purity cobalt intermediate |
-
1995
- 1995-06-07 US US08/488,128 patent/US5650057A/en not_active Ceased
- 1995-11-24 PE PE28564895A patent/PE30096A1/es not_active Application Discontinuation
-
1996
- 1996-01-04 WO PCT/CA1996/000003 patent/WO1996041026A1/en active IP Right Grant
- 1996-01-04 CN CN96194549A patent/CN1057344C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 CA CA 2221930 patent/CA2221930C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 BR BR9608624A patent/BR9608624A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-01-04 DE DE1996610208 patent/DE69610208T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 ES ES96900023T patent/ES2153950T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 PL PL32359396A patent/PL323593A1/xx unknown
- 1996-01-04 JP JP50001897A patent/JP4180655B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-01-04 CA CA 2456772 patent/CA2456772A1/en not_active Abandoned
- 1996-01-04 AU AU42960/96A patent/AU694960C/en not_active Expired
- 1996-01-04 EP EP96900023A patent/EP0832302B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-04 DK DK96900023T patent/DK0832302T3/da active
- 1996-01-04 RU RU98100436A patent/RU2178007C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-01-04 TR TR97/01570T patent/TR199701570T1/xx unknown
- 1996-01-19 EP EP96900783A patent/EP0832303B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 WO PCT/CA1996/000036 patent/WO1996041027A1/en active IP Right Grant
- 1996-01-19 PL PL96323799A patent/PL190594B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 BR BR9608499A patent/BR9608499A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 TR TR97/01568T patent/TR199701568T1/xx unknown
- 1996-01-19 ES ES96900783T patent/ES2159351T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 AU AU44766/96A patent/AU709602B2/en not_active Expired
- 1996-01-19 JP JP50001997A patent/JP3609421B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-01-19 CN CN96194458A patent/CN1052265C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 CA CA 2221781 patent/CA2221781C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 DE DE1996612617 patent/DE69612617T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-01-19 KR KR1019970709048A patent/KR100426231B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1996-01-19 RU RU98100309A patent/RU2179192C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-01-23 TW TW85100737A patent/TW408186B/zh active
- 1996-04-17 GT GT199600014A patent/GT199600014A/es unknown
- 1996-06-04 PE PE00040596A patent/PE11197A1/es not_active Application Discontinuation
- 1996-06-04 GT GT199600038A patent/GT199600038A/es unknown
- 1996-06-06 TW TW85106766A patent/TW493008B/zh not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 WO PCT/CA1996/000365 patent/WO1996041029A2/en active IP Right Grant
- 1996-06-07 DE DE69626048T patent/DE69626048D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CN CN96194455A patent/CN1055971C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 ES ES96915925T patent/ES2144240T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 JP JP50003697A patent/JP3609422B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 AU AU58889/96A patent/AU708844B2/en not_active Expired
- 1996-06-07 CA CA 2356048 patent/CA2356048C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 TR TR97/01569T patent/TR199701569T1/xx unknown
- 1996-06-07 EP EP19960915925 patent/EP0832306B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CA CA 2356050 patent/CA2356050C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 TR TR1998/02185T patent/TR199802185T2/xx unknown
- 1996-06-07 DK DK98204322T patent/DK0930373T3/da active
- 1996-06-07 EP EP19980204323 patent/EP0924307B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 RU RU98100271A patent/RU2174562C2/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 DE DE1996606036 patent/DE69606036T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 BR BR9608483A patent/BR9608483A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-06-07 TR TR1998/02186T patent/TR199802186T2/xx unknown
- 1996-06-07 EP EP19980204322 patent/EP0930373B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 CA CA002221940A patent/CA2221940C/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-06-07 DK DK96915925T patent/DK0832306T3/da active
- 1996-06-07 DE DE1996629845 patent/DE69629845T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1996-06-07 PL PL32378296A patent/PL323782A1/xx unknown
- 1996-06-07 ZA ZA964866A patent/ZA964866B/xx unknown
-
1997
- 1997-12-05 OA OA70158A patent/OA10643A/en unknown
- 1997-12-05 FI FI974427A patent/FI116905B/fi not_active IP Right Cessation
- 1997-12-05 NO NO975707A patent/NO975707D0/no unknown
- 1997-12-05 FI FI974428A patent/FI116145B/fi not_active IP Right Cessation
- 1997-12-18 BG BG102133A patent/BG62178B1/bg unknown
- 1997-12-18 BG BG102132A patent/BG62180B1/bg unknown
- 1997-12-23 BG BG102149A patent/BG62290B1/bg unknown
Also Published As
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| BG62180B1 (bg) | Хидрометалургично извличане на никел и кобалт от сулфиднируди с помощта на хлорид | |
| US6054105A (en) | Process for the solvent extraction of nickel and cobalt values in the presence of magnesium ions from a solution | |
| US5855858A (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from an ore or concentrate | |
| US6171564B1 (en) | Process for extraction of metal from an ore or concentrate containing nickel and/or cobalt | |
| US7862786B2 (en) | Selective precipitation of metal sulfides | |
| AU2011228956B2 (en) | Method of processing nickel bearing raw material | |
| WO2015192234A1 (en) | Recovery of zinc and manganese from pyrometallurgy sludge or residues | |
| AU728941B2 (en) | Process for the recovery of nickel and/or cobalt from a concentrate | |
| MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals | |
| AU3878201A (en) | Process for the recovery of nickel, and/or cobalt from a concentrate | |
| RU2004111286A (ru) | Способ извлечения цинка | |
| MXPA97009727A (en) | Hydrometalurgical extraction of metal assisted porclor |