CN101094929A - 在选择的温度差下使用有机溶剂萃取和含水反萃取从矿石回收金属的方法 - Google Patents
在选择的温度差下使用有机溶剂萃取和含水反萃取从矿石回收金属的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101094929A CN101094929A CN 200580041197 CN200580041197A CN101094929A CN 101094929 A CN101094929 A CN 101094929A CN 200580041197 CN200580041197 CN 200580041197 CN 200580041197 A CN200580041197 A CN 200580041197A CN 101094929 A CN101094929 A CN 101094929A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- temperature
- recovery method
- extraction
- solution
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
公开的本发明涉及包括如下操作的方法:(a)提供包括铜有用成分的富集浸提溶液;(b)在萃取温度T萃取下使富集浸提溶液与包括铜萃取剂的有机相接触,以形成包括铜有用成分的加载的有机相;(c)在反萃取温度T反萃取下使获得的加载的有机相与含水反萃取溶液接触,以形成富含铜的反萃取溶液;其中根据公式(I):ΔT=T反萃取-T萃取在反萃取温度和萃取温度之间的温度差(ΔT)小于或等于约10℃。在本发明的其它渐增更优选实施方案中,温度差(ΔT)小于或等于约5℃,小于或等于约2.5℃,小于或等于约0℃,小于或等于约-5℃,和小于或等于约-10℃。也公开了调节萃取,反萃取,和电解提取温度以达到这些温度差的经济措施。
Description
相关申请的交叉参考
本申请按照35U.S.C.§119要求2004年12月3日提交的U.S.临时申请No.60/632,759的优先权。
关于联邦资助研究或开发的声明
不适用。
发明背景
大多数金属通过从在地下被发现的矿石中脱除而获得。从矿石初始分离金属的一种方法称为浸提。浸提工艺中的第一步骤是使开采的矿石与包含浸提剂的水溶液接触。例如,在铜浸提操作中使水溶液中的硫酸与含铜的矿石接触。在此浸提工艺期间,消耗浸提溶液中的酸并溶解铜,因此增加水溶液中的铜含量。
水溶液则包含稀释形式的浸提金属以及其它杂质,例如铁。然后可以将此水溶液(也称为富集浸提溶液-PLS)通过称为溶剂萃取的工艺处理,其中将浸提溶液与包含金属萃取试剂的非水溶液接触。金属萃取试剂将金属从水相萃取入非水相。
例如,通常将稀硫酸水溶液中的铜在溶剂萃取工艺中由肟类萃取剂在有机介质中根据如下化学反应萃取:
其中R-H是肟萃取剂。所得贫铜和富含硫酸的水溶液(也称为萃余液)返回到浸提工艺用于铜的进一步浸提。
由于以上化学反应(1)是可逆的,因而断定然后可以将在有机介质中加载到肟试剂上的铜反萃取到另一种含水介质中,条件是在此含水介质中存在足够的酸以驱动逆化学反应。这在总的工艺中称为反萃取(strip)的阶段中完成。反萃取工艺包括使有机相与含有高硫酸浓度和一些铜的水溶液(也称为贫电解液(lean electrolyte)-LE)接触。然后铜从有机相反萃取到水溶液(也称为富电解液(rich electrolyte)-RE)中,其则具有相对高的铜浓度和更低的硫酸水平。
然后将富电解液溶液经历称为电解提取的工艺,它在称为罐室的设备中进行。在电解提取中,将富电解液溶液通过在阳极和阴极之间的电解槽。位于在两个电极之间的电势引起铜在阴极的表面上沉积为铜金属。在此工艺中产生硫酸。可以将一定程度上贫铜和一定程度上富含硫酸的水溶液(现在可用于作为贫电解液循环)返回到溶剂萃取反萃取阶段以再次从有机介质反萃取更多的铜。铜的浸提,溶剂萃取/反萃取和电解提取是从矿石回收铜的方法的普通的连续实践。
溶剂萃取工艺有效浓缩浸提的铜物质到水溶液(电解液)中,该水溶液的铜含量的相对高和其它杂质,例如铁的含量相对低。这允许电解提取工艺在高电流效率下产生高质量铜金属。
低品级铜矿石的浸提典型地在堆摊浸提(heap leaching)或堆积浸提(dump leaching)操作中进行。在堆积浸提操作中,矿石典型地放在自然地质学地形如溪谷中。矿石在堆积堆中的深度可以从相对浅到几百米厚度。堆摊浸提在永久垫料(permanent pad)上或在断续垫料(On-off pad)上进行。在永久垫料的情况下,矿石的深度可以类似于在堆积堆中的深度。设计断续垫料使得将矿石在制备的垫料上采用几米厚的层放置、浸提、允许排水和然后从垫料脱除。在这些类型的浸提系统中,将新鲜的含水浸提剂和/或循环的酸性萃余液溶液施加到堆摊堆或堆积堆的顶部和允许向下通过矿石排水。然后将它在堆摊堆或堆积堆的底部收集和作为PLS送到溶剂萃取操作。
离开铜浸提系统的PLS的温度依赖于堆积堆或堆摊堆中的热量累积。这依次依赖于堆积堆或堆摊堆的尺寸。浸提系统的尺寸越大和越深,由对环境辐射而损失的热量越少。热量损失也依赖于局部气候条件。如果存在硫化物矿石,这些硫化物矿物质的生物浸提对堆积堆或堆摊堆贡献显著数量的热量。通常,离开浸提系统的PLS的温度典型地为约8℃-约30℃。
在通常在大桶中(其中将矿石与新鲜含水浸提剂和/或循环的酸性萃余液溶液混合)进行的搅拌浸提中,所获得的PLS然后可以通过一系列澄清操作从浸提的残余物分离并送到溶剂萃取。矿石品级典型地高于送到堆摊或堆积浸提的矿石的情况。由于操作的性质,铜PLS的温度典型地为约15℃-约30℃。溶剂反萃取步骤正常在大于30℃的温度下进行。因此,现有的溶剂萃取装置通常在萃取阶段中温度比反萃取阶段中温度低的条件下操作。
铜的电解提取典型地保持在40℃-50℃的温度下以保证高品级铜阴极的生产。结果是,电解提取罐室典型地配备锅炉以将一些热量输入电解液以保证电解液温度保持在正确范围中。为最小化从电解提取罐室的热量损失,将去往反萃取的贫电解液管线和从反萃取的富电解液返回管线通过互连换热器,使得温热的贫电解液用于将返回电解提取罐室的富电解液升温,因此最小化从罐室的能量损失。
发明概述
现在令人惊奇地发现在萃取阶段期间采用高温和/或在反萃取阶段期间采用降低温度的铜回收操作中存在显著的优点。更特别地,通过降低在反萃取期间的温度和萃取期间的温度之间的温度差,根据本发明实现铜回收操作中的优点。
通常,本发明也可以按照如下公式描述:
T反萃取-T萃取=ΔT
其中T表示以℃计的温度。为最大化在溶剂萃取工艺中达到的优点,最小化ΔT的数值,或优选直到负值。ΔT不大于15℃。优选ΔT的数值是</=10℃,更优选数值是</=7.5℃,仍然更优选数值是</=5℃,仍然更优选数值是</=2.5℃,仍然更优选数值是</=0℃,仍然更优选数值是</=-2.5℃,仍然更优选数值是</=-5℃,仍然更优选数值是</=-7.5℃,和最优选数值是</=-10℃。
本发明的一个实施方案包括一种方法,该方法包括:(a)提供包括铜有用成分(value)的富集浸提溶液;(b)在萃取温度T萃取下使富集浸提溶液与包括铜萃取剂的有机相接触,以形成包括金属有用成分的加载的有机相;(c)在反萃取温度T反萃取下使获得的加载的有机相与含水反萃取溶液(stripping solution)接触,以形成富含铜的反萃取溶液;其中根据公式(I)在反萃取温度和萃取温度之间的温度差(ΔT):
ΔT=T反萃取-T萃取 (I)
小于或等于约10℃。在本发明的其它渐增更优选实施方案中,温度差(ΔT)小于或等于约7.5℃,小于或等于约5℃,小于或等于约2.5℃,小于或等于约0℃,小于或等于约-2.5℃,小于或等于约-5℃,小于或等于约-7.5℃,和小于或等于约-10℃。
在此使用的短语“温度差异”,“(ΔT)”和“温度差”是同义的和可以与在反萃取阶段期间的温度和在萃取阶段期间的温度之间,以摄氏度计的温度差互换。
在反萃取阶段期间降低温度导致有机相的更有效反萃取,如由反萃取有机物中的更低铜浓度证明。另一方面,在萃取阶段期间增加温度导致肟萃取剂的更有效使用,如由加载的有机物中更高的铜浓度证明。在反萃取阶段期间降低温度和/或在萃取阶段期间增加温度增加每单位时间铜的净转移,假定流量恒定。
因此,根据本发明的方法可用于(1)增加总体铜生产量,(2)降低总体肟萃取剂浓度同时保持铜生产量恒定,或(3)降低电解液中的硫酸浓度同时保持铜生产量恒定或(4)这些有益效果的两个或多个的一些组合。
在另一方面,本发明提供调节萃取、反萃取和电解提取温度的经济的措施。
发明详述
表达在此使用的成分数量或反应条件的所有数字理解为在所有情况下由术语“约”修饰。
如下的详细描述提供在某些优选实施方案方面的本发明的解释,该实施方案包括从铜矿石回收铜。然而,理解本发明适用于采用浸提,萃取和反萃取操作的各种金属回收工艺,和可有利地用于从各种矿石回收各种不同的金属,和用于金属回收装置,该装置采用串联、并联、成网络、或其任何组合的多个萃取和反萃取阶段的任何配置。
在涉及从含铜矿石回收铜的方法的本发明的某些优选实施方案中,矿石可以主要是氧化物类型铜矿物质、氧化物和硫化物类型铜矿物质的混合物、或硫化物类型铜矿物质。对于包括浸提化学的矿物质的更完全描述,参见1996 SME Short Course-Copper Heap LeachNotes,1996 SME Annual Meeting,Phoenix,AZ。
优选的铜萃取剂是基于酚类肟的那些萃取剂(如在US专利No.4,978,788,No.5,176,843和No.6,395,062中公开的那些),包括酮肟如2-羟基-5-壬基苯乙酮肟和醛肟如5-壬基水杨醛肟,按它们自身或作为与彼此的混合物或与改性剂(如在US专利No.6,231,784中公开的那些改性剂和肟组合)的混合物。也优选是醛肟与存在的改性剂的混合物。
为说明应用于铜回收操作的本发明的一些优点,人们可首先考虑在反萃取阶段期间降低温度的效果。个案研究使用由CognisCorporation开发的ISOCALC_溶剂萃取模型化软件(ISOCALC_Solvent Extraction Modelling Software)进行。使用此软件允许人们采用极大的精度预测可以在连续溶剂萃取装置中达到的性能。程序基于对于各种LIX_试剂在25℃下测定的非常多组实际等温线数据,该试剂通常是含肟的金属萃取试剂,从其确定运算法则,该运算法则用作模型化的基础。模型用于确定对常规装置的萃取等温线,该装置由串联的2个萃取阶段和1个反萃取阶段组成。使用来自商业操作装置的平均组数值,假定PLS包含6gpl铜,70gpl硫酸盐和pH为1.9。相似地,假定有机相是典型脂族烃稀释剂中的25%(v/v)LIX_984N。LIX_984N是在2-羟基-5-壬基苯乙酮肟中的0.77M和在5-壬基水杨醛肟中的0.88M。在给定的温度下在反萃取的有机物上的铜水平从衍生自反萃取等温线的收集的数学模型取得,该反萃取等温线在不同的温度和试剂浓度下确定。将反萃取的有机物数值输入ISOCALC_ISOCALC_溶剂萃取模型化软件和用于模型化在这些参数中操作的装置的表现。
使用来自商业操作装置的平均组数值,假定贫电解液组成是170gpl硫酸和36gpl铜。富电解液同样包含45gpl铜和假定反萃取中的温度是45℃。对于基础情况,目标铜回收率假定为90%以达到40,000公吨每年的总每年铜生产量。表1中总结的结果说明通过简单地降低反萃取阶段中的温度同时保持所有其它工艺参数相同,由本发明提供的铜生产中的益处。
表1
个案 | T反萃取(℃) | 反萃取的有机物(gpl Cu) | Cu回收率(%) | Cu NT*(gpl Cu/%(v/v)萃取物) | ΔT(℃) | Cu生产量(吨/年) |
1 | 45 | 5.36 | 90.08 | 0.216 | +20 | 40,000 |
2 | 40 | 5.18 | 90.75 | 0.218 | +15 | 40,306 |
3 | 35 | 4.99 | 91.43 | 0.219 | +10 | 40,608 |
4 | 30 | 4.80 | 92.08 | 0.221 | +5 | 40,897 |
5 | 25 | 4.58 | 92.75 | 0.223 | 0 | 41,195 |
6 | 20 | 4.36 | 93.36 | 0.224 | -5 | 41,466 |
*NT是由有机相的净转移。NT的数值越大,使用的萃取剂越有效和铜回收率越大。
根据本发明,将反萃取温度从45℃降低到40℃(表1,个案1对个案2)导致306吨铜的增加。在~$1.30/lb的目前铜价格下,这代表着另外$876,751收入。
依赖于铜溶剂萃取装置的位置特定环境,如以上段落中所述生产更多铜可能是不可行的。如可以在表1中看出的那样,降低反萃取中的温度导致铜NT的增加。如果不能增加转移到电解提取的铜数量,根据本发明人们做为选择能够降低有机相中的肟萃取剂浓度同时仍然保持总体铜回收率在90%。在有机相的成本方面这是显著的优点。
实施例1
使用ISOCALC_溶剂萃取模型化软件,人们也可评价降低试剂浓度和反萃取温度同时保持铜回收率和所有其它因素恒定的效果。结果总结于表2。
表2
个案 | T反萃取(℃) | 反萃取的有机物(gpl Cu) | Cu回收率(%) | Cu NT*(gpl Cu/%(v/v)萃取物) | ΔT(℃) | [肟](%(v/v)) |
1 | 45 | 5.36 | 90.08 | 0.216 | +20 | 25 |
2 | 40 | 5.03 | 90.08 | 0.223 | +15 | 24.2 |
3 | 35 | 4.70 | 90.07 | 0.231 | +10 | 23.4 |
4 | 30 | 4.38 | 90.03 | 0.239 | +5 | 22.6 |
5 | 25 | 4.07 | 90.08 | 0.247 | 0 | 21.9 |
6 | 20 | 3.75 | 90.04 | 0.256 | -5 | 21.1 |
反萃取温度中每5℃降低允许人们降低萃取剂浓度0.8%(v/v),~3.2-3.8%的相对降低。
根据本发明,对在反萃取阶段期间降低温度存在另一个潜在的益处。由于有机物在更低温度下更容易反萃取,人们也可有效降低酸浓度和仍然达到所需的铜回收率。降低电解液中的酸浓度具有一对益处。由于电解液中杂质的累积,必须周期性排出一部分来自罐室的电解液以控制这些杂质的水平。排出物中损失的酸必须由代表成本的新鲜酸替代。降低电解液的酸含量降低此成本。另外,当在更低酸浓度下进行镀敷时人样可生产更高品质的铜阴极。
实施例2
为进一步说明本发明,人们可考虑使用ISOCALC_溶剂萃取模型化软件与实际萃取等温线数据和试验测定的反萃取数据的个案研究的另外组。在25℃和45℃下,与在这些温度下的对应反萃取点一起,测定两组萃取等温线数据。
有机溶液是5-壬基水杨醛肟中的0.093M和在2-羟基-5-壬基苯乙酮肟中在典型脂族烃稀释剂中的0.189M。在1.8的pH下,PLS包含3.08gpl Cu。将以上有机溶液与PLS溶液在各种有机物对含水物比例下剧烈接触足够的时间以达到平衡。由原子吸收光谱分析获得的平衡有机相和对应水相的铜。结果总结于表3和4。
通过在O/A=1下在所需温度下连续3次使有机相与新鲜体积的PLS接触而测定对PLS的铜最大加载量。由原子吸收光谱评定有机物的铜。通过平衡有机物和合成的富电解液采用相似的方式测定代表1个反萃取阶段的反萃取有机物,该富电解液包含55gpl铜和157gpl硫酸。数据总结于表5。
表3在25℃下的萃取等温线
有机物/含水物 | [Cu]Aq(gpl Cu) | [Cu]Org(gpl Cu) |
7/1 | 0.05 | 1.98 |
2/1 | 0.08 | 3.13 |
1/1 | 0.16 | 4.66 |
1/1.5 | 0.32 | 6.08 |
1/2 | 0.54 | 6.83 |
1/2.5 | 0.80 | 7.31 |
1/3.5 | 1.27 | 7.97 |
1/6 | 1.94 | 8.37 |
表4 在45℃下的萃取等温线
有机物/含水物 | [Cu]Aq(gpl Cu) | [Cu]Org(gpl Cu) |
7/1 | 0.04 | 1.98 |
2/1 | 0.05 | 3.10 |
1/1 | 0.10 | 4.66 |
1/1.5 | 0.22 | 6.07 |
1/2 | 0.44 | 7.16 |
1/2.5 | 0.75 | 7.83 |
1/3.5 | 1.30 | 8.41 |
1/6 | 2.01 | 8.89 |
表5 铜最大加载量和反萃取的有机物数值的总结
温度(℃) | Cu最大加载量(gpl Cu) | 反萃取的有机物(gpl Cu) |
25 | 8.76 | 2.21 |
45 | 9.46 | 2.91 |
实施例3
使用ISOCALC_溶剂萃取模型化软件中的以上数据,由2个串联的萃取阶段(逆流),1个并联的萃取阶段和1个反萃取阶段组成的铜溶剂萃取装置的表现。结果总结于表6。
表6
个案 | T反萃取(℃) | T萃取 | Cu回收率(%) | Cu NT*(gpl Cu/%(v/v)萃取物) | ΔT(℃) | Cu生产量(吨/年) |
1 | 45 | 25 | 84.87 | 0.299 | +20 | 40,000 |
2 | 25 | 25 | 90.02 | 0.317 | 0 | 42,408 |
3 | 45 | 45 | 89.54 | 0.316 | 0 | 42,274 |
4 | 25 | 45 | 93.01 | 0.328 | -20 | 43,879 |
个案1代表基础个案,它是目前实践中典型的。将反萃取物从45℃冷却到25℃同时保持萃取温度25℃(个案1对个案2)导致另外2,408吨铜产量(6%增加),相似于第一实施例中看到的。将萃取温度从25℃增加到45℃同时保持反萃取温度在45℃(个案1对个案3)导致如在个案1对个案2中的产量相似增加。
在比较个案1与个案4中看到将反萃取温度从45℃降低25℃和同时将萃取温度从25℃增加到45℃的效果。结果是3,879吨(9.7%相对)铜产量增加。清楚地,存在与最小化ΔT数值到驱动它朝向负值的点相关的显著益处。
如先前所讨论,调节反萃取中的温度可向总体铜回收操作提供采用更低试剂浓度或采用贫电解液中更低酸浓度操作的灵活性同时保持铜回收率/生产恒定。增加萃取中的温度也向操作提供在更低试剂浓度下操作的灵活性。它也提供采用更高酸浓度处理PLS同时保持铜回收率/生产恒定的可能性。它也提供采用更高铜含量处理PLS而不增加试剂浓度同时保持铜回收率恒定的灵活性。
本发明的另一方面提供调节萃取温度(T萃取)和反萃取温度(T反萃取)的经济措施。由其人们在反萃取阶段之前降低电解液的温度或在萃取阶段之前增加PLS的温度的精确工艺依赖于位置特定的考虑。一些合适的机构包括,但不限于如下内容。
实施例4
(A)电解液的温度可以使用外部冷却源降低。目前的实践涉及使用互连的换热器以当贫电解液离开电解提取罐室时,从贫电解液传递热量到来自反萃取的进入富电解液以最小化来自电解提取罐室的热量损失。这导致冷却贫电解液几度。贫电解液可以通过结合目前的换热器与外部冷却源如蒸发冷却器、压缩机类致冷单元或使用低温流体流,例如PLS或补充水而更有效地冷却。由于热量必须返回罐室,可能有利地在从传递热量到富电解液的下游在贫电解液管线上安装第二换热器。此第二换热器然后与外部冷却源如蒸发冷却器、机械致冷单元结合,或使用低温流体流如PLS或补充水。必须将富电解液在返回电解提取罐室之前再加热。这可以部分通过结合到贫电解液的换热器而进行,如先前所讨论。它可以使用外部能量源如锅炉、太阳能加热,或通过在高温流体流如来自铜浓缩物浸提系统,例如高压釜或生物反应器浸提系统的蒸汽之间互换能量而再加热。使用高压釜浸提系统或生物反应器浸提系统的优点在于它也产生另外的铜,除热量以外可以回收该另外的铜。人们也使用来自硫燃烧器的废热,它也允许人们生产用于工艺的硫酸。
(B)PLS的温度可以在将它通到萃取之前,通过使用它作为采用贫电解液的换热器中的冷却流体而增加。它可以使用外部能量源如锅炉、太阳能加热,或通过在高温流体流如来自铜浓缩物浸提系统,例如高压釜或生物反应器浸提系统的蒸汽之间互换能量而加热。使用高压釜浸提系统或生物反应器浸提系统的优点在于它也产生另外的铜,除热量以外可以回收该另外的铜。人们可简单地采用来自铜浓缩物浸提系统的热排料稀释来自堆摊或堆积浸提操作的冷PLS。人们也使用来自硫燃烧器的废热,它也允许人们生产用于工艺的硫酸。
(C)人们也可采取步骤以通过覆盖PLS池和集水处以最小蒸发和辐射热量损失而最小化从PLS的热量损失。
清楚地,如上所述,存在改变溶剂萃取装置中温度平衡的许多潜在方式。的确存在根据上述描述由本领域技术人员理解的其它方式。
本发明的进一步延伸是通过使用来自铜浓缩物浸提系统如高压釜浸提系统或生物反应器浸提系统的废热,简单替代用于加热电解液的目前锅炉。人们也使用来自硫燃烧器的废热。
本领域技术人员认识到可以对以上描述的实施方案进行变化而不背离其宽的本发明概念。因此,理解本发明不限于公开的特定实施方案,但希望在如由所附权利要求定义的本发明的精神和范围中覆盖改进。
Claims (23)
1.铜回收方法,包括:
(a)提供包括铜有用成分的富集浸提溶液;
(b)在萃取温度T萃取下使富集浸提溶液与包括铜萃取剂的有机相接触,以形成包括铜有用成分的加载的有机相;
(c)在反萃取温度T反萃取下使获得的加载的有机相与含水反萃取溶液接触,以形成富含铜的反萃取溶液;
其中根据公式(I)在反萃取温度和萃取温度之间的温度差(ΔT):
ΔT=T反萃取-T萃取 (I)
小于或等于约10℃。
2.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约7.5℃。
3.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约5℃。
4.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约2.5℃。
5.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约0℃。
6.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-2.5℃。
7.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-5℃。
8.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-7.5℃。
9.根据权利要求1的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-10℃。
10.根据权利要求1的铜回收方法,其中将一个或多个换热器用于降低含水反萃取溶液的反萃取温度。
11.根据权利要求10的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到富含铜的反萃取溶液,使得形成冷却的贫电解液并且冷却的贫电解液用作至少一部分含水反萃取溶液。
12.根据权利要求10的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到水源,使得形成冷却的贫电解液并且冷却的贫电解液用作至少一部分含水反萃取溶液。
13.根据权利要求1的铜回收方法,其中将一个或多个换热器用于升高富集浸提溶液的萃取温度。
14.根据权利要求13的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到富集浸提溶液。
15.根据权利要求12的铜回收方法,其中一个或多个换热器从选自锅炉和废热气体的热源传递热量到富集浸提溶液。
16.铜回收方法,包括:
(a)提供包括铜有用成分的富集浸提溶液;
(b)在萃取温度T萃取下使富集浸提溶液与包括铜萃取剂的有机相接触,以形成包括铜有用成分的加载的有机相;
(c)在反萃取温度T反萃取下使获得的加载的有机相与含水反萃取溶液接触,以形成富含铜的反萃取溶液;
其中根据公式(I)在反萃取温度和萃取温度之间的温度差(ΔT):
ΔT=T反萃取-T萃取 (I)
小于或等于约10℃,
其中将一个或多个换热器用于降低含水反萃取溶液的反萃取温度。
17.根据权利要求16的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-2.5℃。
18.根据权利要求16的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到富含铜的反萃取溶液,使得形成冷却的贫电解液并且冷却的贫电解液用作至少一部分含水反萃取溶液。
19.根据权利要求16的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到水源,使得形成冷却的贫电解液并且冷却的贫电解液用作至少一部分含水反萃取溶液。
20.铜回收方法,包括:
(a)提供包括铜有用成分的富集浸提溶液;
(b)在萃取温度T萃取下使富集浸提溶液与包括铜萃取剂的有机相接触,以形成包括铜有用成分的加载的有机相;
(c)在反萃取温度T反萃取下使获得的加载的有机相与含水反萃取溶液接触,以形成富含铜的反萃取溶液;
其中根据公式(I)在反萃取温度和萃取温度之间的温度差(ΔT):
ΔT=T反萃取-T萃取 (I)
小于或等于约10℃,
其中将一个或多个换热器用于升高富集浸提溶液的萃取温度。
21.根据权利要求20的铜回收方法,其中温度差(ΔT)小于或等于约-2.5℃。
22.根据权利要求20的铜回收方法,其中一个或多个换热器从离开电解提取阶段的贫电解液传递热量到富集浸提溶液。
23.根据权利要求20的铜回收方法,其中一个或多个换热器从选自锅炉和废热气体的热源传递热量到富集浸提溶液。
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US63275904P | 2004-12-03 | 2004-12-03 | |
US60/632,759 | 2004-12-03 | ||
US11/265,684 | 2005-11-02 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN101094929A true CN101094929A (zh) | 2007-12-26 |
Family
ID=38992558
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN 200580041197 Pending CN101094929A (zh) | 2004-12-03 | 2005-11-29 | 在选择的温度差下使用有机溶剂萃取和含水反萃取从矿石回收金属的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN101094929A (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102212687A (zh) * | 2011-05-24 | 2011-10-12 | 钱峰 | 2-羟基-5-壬基苯乙酮肟在新型高效萃取剂中的应用 |
CN110669946A (zh) * | 2019-11-07 | 2020-01-10 | 万宝矿产有限公司 | 一种高酸铁高杂质铜浸出液的萃取方法 |
-
2005
- 2005-11-29 CN CN 200580041197 patent/CN101094929A/zh active Pending
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102212687A (zh) * | 2011-05-24 | 2011-10-12 | 钱峰 | 2-羟基-5-壬基苯乙酮肟在新型高效萃取剂中的应用 |
CN110669946A (zh) * | 2019-11-07 | 2020-01-10 | 万宝矿产有限公司 | 一种高酸铁高杂质铜浸出液的萃取方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Kordosky | Copper recovery using leach/solvent extraction/electrowinning technology: Forty years of innovation, 2.2 million tonnes of copper annually | |
Schnell | Bioleaching of copper | |
Swain et al. | Hydrometallurgical process for recovery of cobalt from waste cathodic active material generated during manufacturing of lithium ion batteries | |
Havlik | Hydrometallurgy | |
AU2003263464B2 (en) | Heap leach process | |
Renman et al. | Bacterial heap-leaching: Practice in Zijinshan copper mine | |
US10041143B2 (en) | Heap leaching of copper | |
Murray et al. | Potential for solar thermal energy in the heap bioleaching of chalcopyrite in Chilean copper mining | |
Safarzadeh et al. | Kinetics of sulfuric acid leaching of cadmium from Cd–Ni zinc plant residues | |
Hu et al. | Efficient separation and recovery of gallium and indium in spent CIGS materials | |
Beukes et al. | Copper electrowinning: theoretical and practical design | |
CN104838021B (zh) | 堆浸方法 | |
US20060117908A1 (en) | Processes for recovering metals from ores using organic solvent extraction and aqueous stripping at selected temperature differentials | |
CN103103339B (zh) | 一种从明矾石精矿中选择性回收明矾和镓的方法 | |
KR20190039198A (ko) | 니켈, 코발트를 함유하는 용액의 제조 방법 | |
Chen et al. | Synergistic extraction of zinc from ammoniacal ammonia sulfate solution by a mixture of a sterically hindered beta-diketone and tri-n-octylphosphine oxide (TOPO) | |
CN101094929A (zh) | 在选择的温度差下使用有机溶剂萃取和含水反萃取从矿石回收金属的方法 | |
Lister et al. | Process development for the recovery of critical materials from electronic waste | |
CN101457209B (zh) | 低温浸矿菌及其用于硫化铜矿的低温生物堆浸工艺 | |
Kitobo et al. | Separation of copper and zinc by solvent extraction during reprocessing of flotation tailings | |
Cuevas et al. | Large scale solar plants integration in electro-winning copper recuperation process | |
CN1678763B (zh) | 溶剂萃取方法 | |
CN101457292B (zh) | 一种利用室温离子液体回收红土镍矿生物浸出液中镍离子的工艺 | |
US6599414B1 (en) | Solvent extraction processes for metal recovery | |
AU2002330990A1 (en) | Improvements in solvent extraction processes for metal recovery |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |