EA005285B1 - Способ извлечения меди из содержащего медь материала - Google Patents
Способ извлечения меди из содержащего медь материала Download PDFInfo
- Publication number
- EA005285B1 EA005285B1 EA200300163A EA200300163A EA005285B1 EA 005285 B1 EA005285 B1 EA 005285B1 EA 200300163 A EA200300163 A EA 200300163A EA 200300163 A EA200300163 A EA 200300163A EA 005285 B1 EA005285 B1 EA 005285B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- stream
- feed stream
- autoclave
- extraction
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 190
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 188
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 185
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 89
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 80
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 25
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 92
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 65
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 57
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 37
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 37
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 24
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 claims abstract description 10
- GEYOCULIXLDCMW-UHFFFAOYSA-N 1,2-phenylenediamine Chemical compound NC1=CC=CC=C1N GEYOCULIXLDCMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 229920005551 calcium lignosulfonate Polymers 0.000 claims abstract description 4
- RYAGRZNBULDMBW-UHFFFAOYSA-L calcium;3-(2-hydroxy-3-methoxyphenyl)-2-[2-methoxy-4-(3-sulfonatopropyl)phenoxy]propane-1-sulfonate Chemical compound [Ca+2].COC1=CC=CC(CC(CS([O-])(=O)=O)OC=2C(=CC(CCCS([O-])(=O)=O)=CC=2)OC)=C1O RYAGRZNBULDMBW-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 4
- 229920005610 lignin Polymers 0.000 claims abstract description 4
- 229940045714 alkyl sulfonate alkylating agent Drugs 0.000 claims abstract description 3
- 150000008052 alkyl sulfonates Chemical class 0.000 claims abstract description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 71
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 7
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 60
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 60
- 230000008569 process Effects 0.000 description 49
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 38
- 239000000047 product Substances 0.000 description 33
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 33
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 28
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 25
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 24
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 19
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 17
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 14
- -1 for example Chemical class 0.000 description 14
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 13
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 10
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 10
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 9
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000002826 coolant Substances 0.000 description 8
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 8
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 8
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 description 7
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 6
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 6
- 239000002270 dispersing agent Substances 0.000 description 6
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 6
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 6
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 5
- 238000002161 passivation Methods 0.000 description 5
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 5
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 4
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 4
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 4
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 3
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 3
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 3
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 3
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 3
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 description 3
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 description 3
- WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N rhenium atom Chemical compound [Re] WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- 230000007928 solubilization Effects 0.000 description 3
- 238000005063 solubilization Methods 0.000 description 3
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 3
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N uranium Chemical compound [U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U] DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 3
- 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 2
- 235000017343 Quebracho blanco Nutrition 0.000 description 2
- 241000065615 Schinopsis balansae Species 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 2
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 description 2
- 239000012298 atmosphere Substances 0.000 description 2
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052955 covellite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 2
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 2
- 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 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 2
- 239000002923 metal particle Substances 0.000 description 2
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 2
- 239000005077 polysulfide Substances 0.000 description 2
- 150000008117 polysulfides Polymers 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011343 solid material Substances 0.000 description 2
- 239000001648 tannin Substances 0.000 description 2
- 235000018553 tannin Nutrition 0.000 description 2
- 229920001864 tannin Polymers 0.000 description 2
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 2
- 238000009736 wetting Methods 0.000 description 2
- FZENGILVLUJGJX-NSCUHMNNSA-N (E)-acetaldehyde oxime Chemical compound C\C=N\O FZENGILVLUJGJX-NSCUHMNNSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229920001732 Lignosulfonate Polymers 0.000 description 1
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000006731 degradation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001419 dependent effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N disulfur Chemical compound S=S MAHNFPMIPQKPPI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 235000013601 eggs Nutrition 0.000 description 1
- 238000005538 encapsulation Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 150000004820 halides Chemical class 0.000 description 1
- 230000020169 heat generation Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 239000007769 metal material Substances 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001000 micrograph Methods 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 1
- 230000003287 optical effect Effects 0.000 description 1
- 150000002894 organic compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 1
- 229920001021 polysulfide Polymers 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 238000012827 research and development Methods 0.000 description 1
- 230000035945 sensitivity Effects 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 238000005549 size reduction Methods 0.000 description 1
- 230000003381 solubilizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 150000003871 sulfonates Chemical class 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 239000011882 ultra-fine particle Substances 0.000 description 1
- 238000009827 uniform distribution Methods 0.000 description 1
- 238000013022 venting Methods 0.000 description 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
-
- A—HUMAN NECESSITIES
- A61—MEDICAL OR VETERINARY SCIENCE; HYGIENE
- A61P—SPECIFIC THERAPEUTIC ACTIVITY OF CHEMICAL COMPOUNDS OR MEDICINAL PREPARATIONS
- A61P35/00—Antineoplastic agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C07—ORGANIC CHEMISTRY
- C07D—HETEROCYCLIC COMPOUNDS
- C07D239/00—Heterocyclic compounds containing 1,3-diazine or hydrogenated 1,3-diazine rings
- C07D239/70—Heterocyclic compounds containing 1,3-diazine or hydrogenated 1,3-diazine rings condensed with carbocyclic rings or ring systems
- C07D239/72—Quinazolines; Hydrogenated quinazolines
- C07D239/86—Quinazolines; Hydrogenated quinazolines with hetero atoms directly attached in position 4
- C07D239/94—Nitrogen atoms
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C07—ORGANIC CHEMISTRY
- C07F—ACYCLIC, CARBOCYCLIC OR HETEROCYCLIC COMPOUNDS CONTAINING ELEMENTS OTHER THAN CARBON, HYDROGEN, HALOGEN, OXYGEN, NITROGEN, SULFUR, SELENIUM OR TELLURIUM
- C07F7/00—Compounds containing elements of Groups 4 or 14 of the Periodic System
- C07F7/02—Silicon compounds
- C07F7/08—Compounds having one or more C—Si linkages
- C07F7/0803—Compounds with Si-C or Si-Si linkages
- C07F7/081—Compounds with Si-C or Si-Si linkages comprising at least one atom selected from the elements N, O, halogen, S, Se or Te
- C07F7/0812—Compounds with Si-C or Si-Si linkages comprising at least one atom selected from the elements N, O, halogen, S, Se or Te comprising a heterocyclic ring
-
- 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
-
- 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
Abstract
Настоящее изобретение вообще имеет отношение к созданию способа извлечения меди и других металлов из содержащих металл материалов с использованием управляемого сверхмелкого размалывания, позволяющего снизить размер частиц до Р98 менее чем ориентировочно 25 мкм, и среднетемпературного (140-180°С) автоклавного выщелачивания. Процессы с использованием различных аспектов настоящего изобретения могут быть с успехом использованы для извлечения различных металлов, таких как медь, золото, серебро, никель, кобальт, молибден, рений, цинк, уран и металлы группы платины, из содержащих металл материалов, причем такие процессы являются особенно выгодными в случае экстракции меди из руд и концентратов сульфида меди.
Description
Область применения изобретения
Настоящее изобретение относится к созданию способа извлечения меди и других металлов из содержащих металл материалов, а более конкретно, к способу извлечения меди и других металлов из содержащих металл материалов с использованием управляемого, сверхмелкого размалывания и среднетемпературного автоклавного выщелачивания.
Предпосылки к созданию изобретения
Плавление представляет собой хорошо известный процесс, который используют для извлечения металла, такого как медь, из содержащего металл сульфидного материала. Однако из-за высокой стоимости плавления, минералы сульфида меди в рудном теле обычно прежде всего подвергают обогащению (концентрации) при помощи технологий флотации, чтобы получить меньший объем для плавления. После этого концентрат отправляют в плавильную печь, в которой производят обработку концентрата пирометаллургически при высокой температуре, для того, чтобы получить неочищенный медный продукт, который затем рафинируют для получения металла высокой чистоты.
Извлечение меди из концентратов сульфида меди с использованием автоклавного выщелачивания показало себя потенциально экономически привлекательной альтернативой плавлению. За счет операций автоклавного выщелачивания, как правило, выпускают меньше загрязняющих веществ в атмосферу, чем за счет операций плавления, в результате чего может быть улучшено состояние окружающей среды. Кроме того, системы для автоклавного выщелачивания с меньшими затратами могут быть построены в непосредственной близости от обогатительной фабрики, что снижает расходы, связанные с транспортировкой концентрата, которые могли бы потребоваться для проведения операций плавления. Более того, любая кислота, полученная в виде побочного продукта в контуре автоклавного выщелачивания, может быть использована в смежных операциях кучного выщелачивания, что позволяет снизить расходы на покупку кислоты.
Механизм, при помощи которого процессы автоклавного выщелачивания позволяют извлекать медь из матриц сульфидного минерала, такого как халькопирит, обычно зависит от температуры, наличия кислорода и химии процесса. Например, при высокотемпературном процессе автоклавного выщелачивания для халькопирита, то есть при процессе автоклавного выщелачивания, протекающем при температуре выше ориентировочно 200°С, сера, как правило, полностью преобразуется в сульфат. Однако, при низкотемпературных процессах автоклавного выщелачивания (то есть при температуре ниже ориентировочно 100°С), выщелачивание халькопирита протекает медленно и не полностью. В последние годы большой объем исследований и разработок был сфокусирован на среднетемпературных процессах автоклавного выщелачивания для халькопирита, то есть на процессах автоклавного выщелачивания, протекающих при температурах ориентировочно от 120 до 190°С, причем такие процессы оказались многообещающими в достижении удовлетворительного компромисса между высоко- и низкотемпературными процессами. Однако, как это обсуждается далее более подробно, даже после всех предпринятых усилий, такие процессы все еще страдают существенными технологическими недостатками.
Низкотемпературные процессы автоклавного выщелачивания исторически не снискали популярности по причине характерно низкой экстракции меди и других металлов, а также длительных времен обработки. Высокотемпературные процессы автоклавного выщелачивания, несмотря на их относительно короткие времена обработки и высокую экстракцию металла, имеют более высокое потребление кислорода, более высокое производство кислоты в виде побочного продукта, а также большее выделение теплоты в резервуаре для автоклавного выщелачивания, что требует повышенного охлаждения. Известные ранее среднетемпературные процессы автоклавного выщелачивания обычно страдают неполной экстракцией меди в результате пассивирования поверхности частиц сульфида меди металл-полиусульфидным слоем, или в результате того, что частично вступившие в реакцию частицы сульфида меди становятся покрытыми жидкой элементарной серой и/или другими продуктами реакции. Более того, в известных ранее среднетемпературных процессах, при определенных условиях, расплавленная элементарная сера обычно агломерирует в резервуаре для автоклавного выщелачивания, с образованием грубых гранул или комков серы, что тормозит экстракцию меди и других металлов, а также может создавать существенные трудности при обработке и транспортировке материалов.
Уже были предприняты многочисленные попытки решения проблем, связанных со среднетемпературным автоклавным выщелачиванием, чтобы реализовать его потенциальные преимущества. Например, при применении известного процесса автоклавного выщелачивания для обработки цинковых сульфидных материалов, была сделана попытка использования поверхностно-активных веществ, таких как производные лигнина, соединения танина (такие как квебрахо) и ортофенилен диамин (ΟΡΌ), для диспергирования образовавшейся элементарной серы и для обеспечения экстрагируемости меди в концентратах халькопирита. Однако указанные попытки не были полностью успешными, так как удалось обеспечить только относительно низкую экстракцию меди, даже при существенных продолжительностях обработки.
Среди других попыток можно указать автоклавное окисление в присутствии кислотного раствора галогенида (патент США № 5,874,055), а также использование тонко диспергированного (мелко измельченного) порошкового углеродистого материала для торможения пассивирования не полностью выщелаченных частиц сульфида меди (патент США № 5,730,776). Была также исследована возможность использования расплавленных диспергирующих серу поверхностно-активных веществ для усиления автоклавного выщелачивания халькопирита в диапазоне температур от 125 до 155°С; однако, было обнаружено, что частицы халькопирита (Р90, размером 25-38 мкм) выщелачиваются слишком медленно, даже если расплавленная сера не может пассивировать поверхности материала (см. статью Воздействие диспергирующих серу поверхностно-активных веществ на окислительное автоклавное выщелачивание халькопирита, Наск1 с1 а1., ЕГГес! о£ киНитШкреткшд 5игГас1ап15 оп ох1ба!юп ртекките 1сас11шд оГ с11а1соруп1е. ртосеебшдк оГ СОРРЕВ 95СОВВЕ 95 1п1етпа1юпа1 СопГегепсе, Уо1ише III, Е1ес1гогеПп1пд апб Нубгоше1а11шду оГ Соррег, Тйе Ме1а11игд1са1 8ос1е1у о£ С1М, Моп1теа1, Сапаба). Авторы этого исследования четко сообщают, что можно управлять скоростью реакции для халькопирита, по меньшей мере частично, за счет механизма пассивирования, не связанного с образованием серы.
В целом известно, что гидрометаллургические процессы, а в особенности процессы автоклавного выщелачивания, являются чувствительными к размеру частиц. Поэтому обычной практикой в области экстрактивной гидрометаллургии является мелкое измельчение, дробление и/или размалывание минералов для снижения размера частиц ранее проведения обработки при помощи автоклавного выщелачивания. Например, в патенте США № 5,232,491 Активирование минералов описан способ активирования минералов для окислительной гидрометаллургии за счет размалывания до Р80, около 30 мкм или меньше. Кроме того, в международной публикации \УО 01/00890 Процесс экстракции меди, обсуждается автоклавное выщелачивание частиц сульфида меди (Р80, 520 мкм) в присутствии поверхностно-активного вещества при температурах от 130 до 160°С. В соответствии с приведенными в этой публикации экспериментальными данными автоклавное выщелачивание халькопирита при указанных условиях позволяет обеспечить благоприятные результаты экстракции меди, в диапазоне ориентировочно от 88,2 до 97,9%.
В целом известно, что снижение размера частиц минералов, таких как, например, сульфид меди, позволяет производить автоклавное выщелачивание при менее тяжелых условиях давления и температуры. Авторы настоящего изобретения обнаружили, однако, что кроме чувствительности к общему распределению частиц по размерам подлежащих обработке минералов, процессы автоклавного выщелачивания, а именно, процессы экстракции меди при помощи среднетемпературного автоклавного выщелачивания, являются чувствительными к наличию крупных частиц в технологическом потоке, имеющих размеры ориентировочно выше 25 мкм. В самом деле, микрофотография автоклавного остатка из крупно размолотого (Р80 ориентировочно от 30 до 100 мкм) халькопиритного питающего материала показывает, что непрореагировавшие частицы халькопирита крупнее ориентировочно 20 мкм, были капсулированы в элементарной сере, причем обнаружили, что очень мало частиц халькопирита мельче 10 мкм остается в остатке.
Необходим эффективный и действенный способ извлечения меди из содержащих медь материалов, а в особенности меди из сульфидов меди, таких как халькопирит и халькоцит, который позволяет обеспечить высокие коэффициенты извлечения меди при пониженной стоимости по сравнению с известными технологиями обработки.
Краткое изложение изобретения
В то время как преимущества, которые обеспечивает настоящее изобретение по сравнению с известными ранее техническими решениями, страдающими рядом недостатков, и меры устранения таких недостатков, описаны более подробно ниже, здесь следует упомянуть, что, вообще говоря, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, предлагается способ извлечения меди и других металлов из содержащего металл материала, который включает в себя различные процессы физического приведения к требуемым условиям (кондиционирования), химически активные процессы и процессы извлечения, а в частности предусматривает проведение управляемого, сверхмелкого размалывания содержащего металл материала, ранее проведения химически активной обработки, для содействия извлечению меди и/или других желательных металлов. В соответствии с различными вариантами осуществления настоящего изобретения, управляемое, сверхмелкое размалывание содержащего металл материала ранее проведения обработки при помощи среднетемпературного автоклавного выщелачивания, приводит к улучшению извлечения металла, а также создает множество других преимуществ по сравнению с известными ранее процессами извлечения металлов.
В соответствии с примерным вариантом осуществления настоящего изобретения, предлагается способ извлечения меди из содержащего медь материала, который в целом включает в себя следующие операции: (ί) использование питающего потока (потока сырья), имеющего содержащий медь материал; (ίί) проведение процесса управляемого, сверхмелкого размалы5 вания для содержащего медь питающего потока; (ίίί) автоклавное выщелачивание содержащего медь питающего потока для получения содержащего медь раствора; и (ίν) извлечение катодной меди из содержащего медь раствора.
Использованный здесь термин автоклавное выщелачивание относится к процессу извлечения металла, в котором материал вводят в контакт с кислотным раствором и кислородом в условиях повышенных температуры и давления. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения, может быть обеспечено извлечение меди 98% при сохранении различных других важных экономических преимуществ. В соответствии с другим аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения использование диспергирующего вещества в ходе автоклавного выщелачивания снижает нежелательную агломерацию элементарной серы в резервуаре для автоклавного выщелачивания и пассивирование непрореагировавших частиц несущего медь материала при помощи жидкой элементарной серы. Более того, в соответствии с другим аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения уменьшается потребление кислоты, что снижает требования к добавлению кислоты.
Указанные и другие преимущества процесса в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения будут более ясны специалистам после прочтения и осмысления последующего детального описания, данного в качестве примера, не имеющего ограничительного характера и приведенного со ссылкой на сопроводительные чертежи.
Краткое описание чертежей
Предмет настоящего изобретения четко определен в формуле изобретения. Однако более полное понимание настоящего изобретения может быть получено из совместного анализа его полного описания и формулы изобретения, проводимого со ссылкой на чертежи, на которых аналогичные элементы имеют одинаковые позиционные обозначения.
На фиг. 1 показана блок-схема процесса извлечения меди в соответствии с первым вариантом настоящего изобретения.
На фиг. 2 показана блок-схема процесса извлечения меди в соответствии с другим вариантом настоящего изобретения.
На фиг. 3 показан график экстракции меди в функции температуры и времени, в соответствии с различными вариантами осуществления настоящего изобретения.
Подробное описание примерных вариантов изобретения
Настоящее изобретение является существенным шагом вперед по сравнению с известными ранее процессами, в особенности в том, что касается степени извлечения металла и эффективности обработки. Более того, существующие процессы извлечения меди, в которых используют обычную последовательность технологических операций, а именно атмосферное или автоклавное выщелачивание, экстракцию растворителем и электролиз, во многих случаях могут быть легко модернизированы для использования различных коммерческих выгод, которые позволяет получить настоящее изобретение.
Обратимся теперь к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, для обработки используют содержащий металл материал 102. Содержащим металл материалом 102 может быть руда, концентрат или любой другой материал, из которого можно извлечь медь и/или другие металлы. Такие металлы, как, например, медь, золото, серебро, цинк, металлы группы платины, никель, кобальт, молибден, рений, уран, редкоземельные металлы и т.п., могут быть извлечены из содержащих металл материалов в соответствии с различными вариантами настоящего изобретения. Однако различные аспекты и варианты настоящего изобретения оказались особенно предпочтительными в случае извлечения меди из руд сульфида меди, таких как, например, руды и/или концентраты, которые содержат халькопирит (СиЕе82), халькоцит (Си28), борнит (Си5Ее84), ковеллит (Си8), а также их смеси. Таким образом, содержащий металл материал 102 преимущественно представляет собой медную руду или концентрат, а предпочтительно руду или концентрат сульфида меди.
Содержащий металл материал 102 может быть приготовлен для технологии извлечения металла любым подходящим образом, который допускают условия содержащего металл материала 102, такие как, например, состав и концентрация компонентов, которые должны быть подходящими для избранного технологического процесса, так как такие условия могут влиять на полную эффективность и производительность технологических операций. Желательные параметры состава и концентрации компонентов могут быть достигнуты за счет различных химических и/или физических производственных стадий, выбор которых зависит от рабочих параметров выбранной технологической схемы, от стоимости оборудования и характеристик материала. Например, как это описано далее более подробно, содержащий металл материал 102 может претерпевать измельчение, флотацию, перемешивание и/или суспендирование (образование пульпы), а также химическое и/или физическое приведение к требуемым техническим условиям, которое проводят ранее и/или после стадии управляемого, сверхмелкого размалывания.
В соответствии с первым аспектом настоящего изобретения, содержащий металл материал 102 подготавливают для операций извлечения металла при помощи управляемого, сверхмелкого размалывания. Преимущественно обеспечивают однородное распределение сверхмелких частиц (однородный гранулометрический состав), так как экспериментальные результаты подсказывают, что экстракция меди при помощи среднетемпературного автоклавного выщелачивания является чувствительной к частицам более крупных размеров в технологическом потоке содержащего медь материала. Как уже было упомянуто здесь ранее, микрофотография остатка среднетемпературного автоклавного выщелачивания из крупно размолотого питающего материала, содержащего халькопирит (то есть из питающего материала, который не подвергался управляемому, сверхмелкому размалыванию в соответствии с настоящим изобретением), показывает, что непрореагировавшие частицы халькопирита крупнее ориентировочно 20 мкм были капсулированы в элементарную серу. Однако в остатке наблюдали очень небольшое число частиц халькопирита мельче, чем ориентировочно 10 мкм. Авторы настоящего изобретения добились прогресса в области гидрометаллургии меди за счет того, что они обнаружили, что необходимо не только снижать размер частиц содержащего медь материала в технологическом потоке, но и снижать до минимума весовую пропорцию более крупных частиц. Отметим, что в известных публикациях предлагают производить измельчение, дробление и/или размалывание минералов ранее проведения экстрактивной гидрометаллургической обработки, например, таким образом, чтобы ориентировочно 80% частиц были меньше определенного размера (например, Р80, ориентировочно менее 20 мкм, в соответствии с международной публикацией \УО 01/0890; или Р80, ориентировочно менее 30 мкм, в соответствии с патентом США № 5,232,491), причем в известных публикациях допускается существенная фракция (например, по меньшей мере 20%) частиц в технологическом потоке, которые крупнее ориентировочно 20 мкм. Однако, как уже было упомянуто здесь ранее, частицы крупнее ориентировочно 20 мкм не полностью вступают в реакцию в ходе среднетемпературного выщелачивания и обволакиваются за счет реакции элементарной серой и/или другими побочными продуктами. Отметим, что существенные преимущества в обеспечении эффективной обработки и повышении коэффициентов извлечения меди могут быть достигнуты при полном введении в реакцию главным образом всех частиц. Однако Р80 распределения (частиц) и другие аналогичные виды выражения гранулометрического состава обычно не позволяют получить такие результаты.
Используемый здесь термин управляемое, сверхмелкое размалывание относится к любому процессу, при помощи которого размер частиц материала снижается так, что главным образом все частицы становятся достаточно малыми для того, чтобы они полностью вступали в ре акцию в ходе среднетемпературного автоклавного выщелачивания. Например, в соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения, около 98% частиц проходят через отверстие (сита) размером ориентировочно 25 мкм, преимущественно около 98% имеют размер ориентировочно от 10 до 23 мкм, а еще лучше, ориентировочно от 13 до 15 мкм. Указанные распределения частиц по размерам были получены при помощи оптического анализатора размера частиц типа Ма1уетп, хотя для этого с успехом могут быть использованы и другие способы и устройства.
В соответствии с одним из аспектов примерного варианта настоящего изобретения, удовлетворительное управляемое, сверхмелкое размалывание концентрата халькопирита с получением ориентировочно 98% частиц с проходным размером (частиц, проходящих через сито с размером ячейки) около 172 мкм может быть получено с использованием устройства типа НатШ для сверхмелкого размалывания, которое представляет собой шаровую мельницу с мешалкой и горизонтальным валом, разработанную совместно фирмами Моии! 1ка Мшек (М1М), Австралия, и №1/8с11 Ре1птаЫ1есйшк, ФРГ. В случае использования устройства НатШ, в качестве размалывающей среды (размалывающего средства) преимущественно применяют песок 1.2/2.4 мм или 2.4/4.8 мм Со1огабо капб, который может быть получен на фирме Од1еЬау Ыойоп 1пби81На1 8апбк 1пс., Со1огабо 8рпп§8. Со1огабо (США). Этот кварцевый песок имеет такие желательные характеристики, как круглота и сферичность. Однако может быть использована также и любая другая размалывающая среда, которая позволяет получить желательный гранулометрический состав, причем ее тип и размер может зависеть от конкретного вида применения, желательного размера продукта, технических условий производителя устройства и т. п. В качестве примерных размалывающая сред можно привести песок, кремнезем, а также металлические и керамические шарики.
Измельчение в соответствии с настоящим изобретением преимущественно проводят многоэтапно или в замкнутом контуре. Это означает, что самые крупные частицы содержащего металл материала 102 доводят до желательного размера, в то время как частицы, уже имеющие желательный меньший размер, не подвергаются дополнительному измельчению. При этом может быть получена экономия средств на проведение операций измельчения, при одновременном ограничении размера и весовой пропорции крупных частиц.
На фиг. 1 показано, что после того, как содержащий металл материал 102 подготовлен соответствующим образом для последующей обработки при помощи управляемого, сверхмелкого размалывания 104 и, возможно, при помощи других физических и/или химических процессов приведения к требуемым условиям, он поступает на операцию химически активной обработки 106, например, на операцию экстракции металла. Отметим, что в качестве операции химически активной обработки 106 могут быть использованы любой подходящий процесс или реакция, которые приводят медь в содержащем металл материале 102 в такое состояние, в котором она готова для проведения дальнейшей операции извлечения меди. В соответствии с одним из вариантов настоящего изобретения, операция химически активной обработки 106 предусматривает проведение среднетемпературного автоклавного выщелачивания, причем операция химически активной обработки 106 преимущественно предусматривает проведение процесса среднетемпературного автоклавного выщелачивания, протекающего при температуре в диапазоне ориентировочно от 140 до 180°С, а преимущественно в диапазоне ориентировочно от 150 до 175°С. Авторы настоящего изобретения нашли, что температуры ориентировочно выше 160°С, а преимущественно в диапазоне ориентировочно от 160 или от 165 до 175°С являются предпочтительными в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения.
В соответствии с особенно предпочтительным аспектом настоящего изобретения, выбранный для проведения указанной операции оптимальный диапазон температур позволяет максимально повысить экстракцию меди и других металлов, а также снизить до минимума потребление кислоты и, за счет этого, понизить требования к добавлению кислоты. Отметим, что при более высоких температурах сульфид серы главным образом преобразуется в сульфат в соответствии со следующей реакцией:
4СиГе82+17О2+4Н2О^2Ге2О3+4Си2++ 8Н^+88О4 2' (1)
Однако при высоких уровнях кислоты экстракция меди понижается, вероятно за счет характеристик смачивания элементарной серы. При более низких температурах кислота обычно поглощается и образуется элементарная сера в соответствии со следующей реакцией:
4СиГе82+8И+5О2^2Ге2О3+4Си2++88°+4Н2О (2)
В соответствии с настоящим изобретением температуру преимущественно выбирают таким образом, чтобы обеспечить благоприятный баланс между реакциями (1) и (2), но при этом стремятся снизить потребление кислоты и, следовательно, понизить расходы, связанные с добавлением кислоты, однако, без снижения степени экстракции меди.
Операция химически активной обработки 106 может быть проведена в любом резервуаре для автоклавного выщелачивания, который позволяет создавать смесь для автоклавного выщелачивания при условиях желательных температуры и давления, для требуемой продолжительности обработки при помощи автоклавного выщелачивания. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения резервуар для автоклавного выщелачивания, который используют в технологической операции 106, представляет собой имеющий мешалку и множество отделений резервуар для автоклавного выщелачивания. Однако следует иметь в виду, что в соответствии с настоящим изобретением может быть использован любой резервуар для автоклавного выщелачивания, который позволяет подготовить содержащий металл материал 102 для извлечения меди.
В ходе проведения операции химически активной обработки 106 медь и/или другие металлы могут быть солюбилизированы (растворены) или освобождены иным образом для подготовки к проведению дальнейших процессов извлечения, причем может быть использовано любое вещество, которое помогает солюбилизировать металл и за счет этого освободить металл из содержащего металл материала. Например, в случае извлечения меди, кислота, такая как серная кислота, может быть введена в контакт с содержащим медь материалом, для того, чтобы солюбилизировать медь для подготовки к проведению дальнейших операций извлечения. Однако следует иметь в виду, что в соответствии с настоящим изобретением может быть использован любой подходящий способ солюбилизации металлов для подготовки к проведению дальнейших операций извлечения металлов.
После проведения операции химически активной обработки 106 содержащего металл материала 102 медь и/или другие металлы, которые были выявлены за счет химически активного процесса, претерпевают один или несколько различных процессов извлечения металлов. На фиг. 1 показано, что в качестве процесса извлечения металла 110 может быть использован любой способ извлечения меди и/или других металлов, причем может быть использовано любое число подготовительных операций или операций приведения к требуемым условиям (факультативная операция 108). Например, содержащий медь раствор может быть подготовлен и приведен к требуемым условиям (кондиционирован) для извлечения металла, за счет использования одной или нескольких химических и/или физических технологических операций. Поток продукта после операции химически активной обработки 106 может быть кондиционирован для корректировки состава, концентрации компонентов, содержания твердых веществ, объема, температуры, давления и/или других физических и/или химических параметров, чтобы получить соответствующие желательные величины и в результате образовать подходящий содержащий медь раствор. Как правило, надлежащим образом кондиционированный содержащий медь раствор имеет относительно высокую концентрацию растворимой меди, например, сульфата меди, в растворе кислоты, и преимущественно имеет незначительные при меси. Более того, условия содержащего медь раствора преимущественно поддерживают главным образом постоянными, для повышения качества и однородности медного продукта, который получают в конечном счете.
В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения, кондиционирование содержащего медь раствора, предназначенного для извлечения меди в контуре электролиза, начинают путем задания некоторых физических параметров пульпы продукта после операции химически активной обработки. В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта изобретения, в котором операция химически активной обработки представляет собой среднетемпературное автоклавное выщелачивание, желательно понизить температуру и давление пульпы продукта ориентировочно до условий окружающей среды. Предпочтительным способом такой регулировки характеристик температуры и давления содержащей медь пульпы продукта из стадии среднетемпературного автоклавного выщелачивания является атмосферное мгновенное испарение. Более того, может быть проведена соответствующая обработка полученных при этом испаренных газов, твердых веществ, растворов и пара, например, за счет использования скруббера Вентури, в котором может быть отделена вода и предотвращено выделение вредных веществ в атмосферу.
В соответствии с дополнительными аспектами этого предпочтительного варианта, после того, как пульпа продукта прошла атмосферное мгновенное испарение, с использованием, например, резервуара для мгновенного испарения, чтобы получить ориентировочно окружающие условия давления и температуры, пульпа продукта может быть дополнительно кондиционирована для подготовки к проведению дальнейших операций извлечения металла. Например, могут быть использованы одна или несколько стадий разделения жидкой фазы и твердого тела, для разделения солюбилизированного раствора металла от твердых частиц. Это может быть выполнено любым обычным образом, в том числе с использованием систем фильтрации, контуров противоточной декантации (ССЭ). концентраторов и т.п. Ряд факторов, таких как баланс обрабатываемого материала, природоохранительное законодательство, состав остатка, экономические соображения и т.п., могут влиять на принятие решения относительно того, следует ли использовать контур противоточной декантации (ССЭ), концентратор, фильтр или любое другое подходящее устройство для разделения жидкости и твердого тела. Однако следует иметь в виду, что за рамки настоящего изобретения не выходит использование любой технологии подготовки (кондиционирования) пульпы продукта для последующего извлечения металла.
Как это обсуждается далее более подробно, отделенные твердые материалы могут быть направлены на дополнительные операции обработки, в том числе на операции извлечения драгоценных или иных металлов, например на извлечение таких металлов, как золото, серебро, металлы группы платины, молибден, цинк, никель, кобальт, уран, рений, редкоземельные металлы и т.п., при помощи цианирования или других технологий. Альтернативно, отделенные твердые материалы могут быть направлены в пруд-отстойник или на свалку.
Жидкость, которую получают из устройства разделения жидкой фазы и твердого тела, также может проходить ряд операций кондиционирования для подготовки растворенной в ней меди для извлечения. Например, отделенная жидкость может проходить стадии введения различных реагентов и/или жидкостной экстракции, для приведения меди в состояние, приемлемое для проведения обычных операций извлечения меди. Более того, могут быть проведены дополнительные операции кондиционирования и/или обработки для повышения скорости извлечения меди.
После проведения любых желательных операций подготовки, поток продукта автоклавного выщелачивания поступает на желательную операцию извлечения меди. Операция извлечения меди может предусматривать использование любого подходящего способа или способов кондиционирования и/или извлечения меди, например, электролиз, осаждение, жидкостную экстракцию (которую иногда именуют экстракцией раствором или ионообменом жидкости), ионообмен, и/или ионную флотацию, в результате чего преимущественно получают относительно чистый медный продукт.
В примерном варианте настоящего изобретения, который показан на фиг. 2, для извлечения металла используют содержащий медь питающий поток 20, который имеет несущий медь материал. Медь в содержащем медь материале может иметь любую форму, которая позволяет извлекать медь, такую как оксид меди или сульфид меди, например халькопирит (СиРе82), халькоцит (Си28), борнит (Си5Ре84) и ковеллит (Си8). Содержащий медь материал может также иметь любое число других металлов, таких как, например, золото, серебро, металлы группы платины, цинк, никель, кобальт, молибден, рений, редкоземельные металлы, уран, и/или их смеси.
Питающий поток несущего медь материала может быть получен различным образом, так чтобы условия питающего потока были пригодными для проведения среднетемпературного автоклавного выщелачивания в соответствии с настоящим изобретением. Например, такие условия питающего потока, как размер частиц, состав и концентрация компонентов, должны обеспечивать полную производительность и эффективность среднетемпературного автоклавного выщелачивания.
В соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения, исходный несущий медь питающий материал может быть измельчен для облегчения струйной транспортировки и/или для оптимизации условий на входе операции управляемого, сверхмелкого размалывания. В настоящее время имеется множество приемлемых технологий и устройств для снижения размера частиц содержащего медь материала, в том числе шаровые мельницы, башенные мельницы, дробилки, фрикционные мельницы, мельницы с мешалкой, горизонтальные мельницы и т.п., которые позволяют получить желательный результат снижения размера частиц содержащего медь материала, подлежащего транспортировке; могут быть использованы и подходящие новые разрабатываемые технологии.
На фиг. 2 показан вариант настоящего изобретения, в котором поток несущего медь материала 24 представляет собой концентрат сульфида меди, такой как концентрат халькопирита. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения, поток несущего медь материала 24 поступает из штабеля или резервуара (не показан) в блок управляемого, сверхмелкого размалывания 206. В поток несущего медь материала 24 преимущественно добавляют технологическую воду 22 для приведения процентного содержания твердых веществ к оптимальной плотности пульпы, заданной для блока управляемого, сверхмелкого размалывания 206. Для подготовки к процессу автоклавного выщелачивания (операция 208), размер частиц потока несущего медь материала 24 уменьшают в блоке сверхмелкого размалывания 206. Блок управляемого, сверхмелкого размалывания 206 может иметь любое устройство размалывания или измельчения, или комбинацию устройств, которые позволяют получить мелкие частицы в потоке содержащего медь материала 26. Для решения этой задачи могут быть использованы имеющиеся шаровые мельницы, башенные мельницы, дробилки, фрикционные мельницы, мельницы с мешалкой, горизонтальные мельницы и т.п., а также подходящие новые разрабатываемые технологии, которые позволяют обеспечить управляемое, сверхмелкое размалывание в соответствии с настоящим изобретением. Как уже было упомянуто здесь ранее, измельчение в соответствии с настоящим изобретением преимущественно проводят многоэтапно или в замкнутом контуре. Это означает, что самые крупные частицы содержащего металл материала 102 доводят до желательного размера, в то время как частицы, уже имеющие желательный меньший размер, не подвергаются дополнительному измельчению.
Управляемое, сверхмелкое размалывание выполняет различные функции, которые являются предпочтительными для гидрометаллурги ческой обработки сульфидов меди, таких как халькопирит. Прежде всего, оно позволяет увеличить площадь поверхности частиц сульфида меди, в результате чего повышается кинетика реакции. Более того, управляемое сверхмелкое размалывание улучшает освобождение частиц минерала сульфида меди из пустой породы и снижает абразивный износ пульпы сульфида меди, так что эта пульпа может быть легче введена в блок автоклавного выщелачивания. В соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения размер частиц потока содержащего медь материала снижают при помощи управляемого, сверхмелкого размалывания до 98% проходного размера (то есть до Р98) ориентировочно менее 25 мкм, преимущественно до Р98 ориентировочно от 10 до 23 мкм, а еще лучше, ориентировочно от 13 до 15 мкм.
В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения содержащий медь материал после управляемого сверхмелкого размалывания 26 объединяют с жидкостью 28 для образования содержащего медь входного потока 27. Эта жидкость преимущественно представляет собой воду, однако, может быть использована и любая другая подходящая жидкость, такая как, например, повторно используемый рафинат, выщелачивающий раствор или истощенный электролит.
Комбинация жидкости 28 с содержащим медь материалом 26 после управляемого, сверхмелкого размалывания может быть получена с использованием любых одной или нескольких различных технологий и устройств, таких как, например, поточное смешивание или смешивание с использованием смесительного бака или другого подходящего резервуара. В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта настоящего изобретения поток материала имеет концентрацию содержащего медь материала ориентировочно менее 50 вес.% потока, а преимущественно около 40 вес.% потока. Однако могут быть использованы и другие концентрации, которые подходят для транспортировки и последующей обработки.
На фиг. 2 также показано, что входной поток 27 поступает в резервуар для автоклавного выщелачивания, для проведения среднетемпературного автоклавного выщелачивания. Этот резервуар для автоклавного выщелачивания преимущественно представляет собой имеющий мешалку и множество отделений резервуар для автоклавного выщелачивания 208. Как уже подробно обсуждалось здесь ранее, входной поток 27 преимущественно имеет такой размер твердых частиц, что не более ориентировочно 2% частиц содержащего медь материала имеют размер более 23 мкм (то есть Р98 ориентировочно менее 23 мкм). В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта входной поток 27 преимущественно имеет такое отношение жидкой фазы и твердого тела, что он со держит ориентировочно от 5 до 50 вес.% твердых веществ, а преимущественно ориентировочно от 10 до 35 вес.% твердых веществ.
Любое вещество, которое может способствовать солюбилизации меди, такое как, например, серная кислота, может быть получено в ходе процесса автоклавного выщелачивания различными путями. Например, такая кислота может быть получена в потоке охлаждения, полученном за счет повторного использования раствора рафината 56 из операции жидкостной экстракции 214, и/или за счет производства, в ходе автоклавного выщелачивания, серной кислоты при помощи окисления сульфидных минералов в питающей пульпе. Однако следует иметь в виду, что за рамки настоящего изобретения не выходит любой способ солюбилизации меди. Количество кислоты, добавляемой в ходе автоклавного выщелачивания, выбирают с учетом кислоты, необходимой для оптимизации экстракции меди. При достижении оптимального извлечения меди, элементарная сера, образованная в виде побочного продукта реакции, становится тесно связанной с побочным продуктом гематитом, так как она осаждается и как правило существенно не влияет на реакцию выщелачивания меди. Однако при более высоком содержании кислоты (то есть при более высоком, чем стехиометрическое содержание), количество осажденного гематита в резервуаре для автоклавного выщелачивания главным образом снижается и элементарная сера в виде побочного продукта может капсулировать и/или пассивировать непрореагировавшие частицы халькопирита, причем дополнительно сера может образовывать агломераты. Образование таких агломератов элементарной серы или гранул серы, как их иногда называют, обычно приводит к снижению уровня извлечения меди, как уже было описано здесь ранее.
Количество кислоты, вводимой в резервуар для среднетемпературного автоклавного выщелачивания 208, варьируется в зависимости от условий протекания реакции. В некоторых случаях вводят ориентировочно от 300 до 650 кг добавочной кислоты на тонну концентрата, или меньше; однако при снижении количества добавочной кислоты требуется повышать температуру. Например, при 160°С, экстракция меди 98,0% достигается при чистом химическом потреблении кислоты 320 кг/т.
При 170°С экстракция меди 98,0% достигается при чистом химическом потреблении кислоты 250 кг/т. При 180°С экстракция меди 98,1% достигается при чистом химическом потреблении кислоты 225 кг/т (однако в ходе этого теста могут образовываться гранулы серы, в результате чего экстракция меди может изменяться).
Среднетемпературный процесс автоклавного выщелачивания в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208 преимущественно протекает таким образом, чтобы содействовать главным образом полной солюбилизации меди. Различные параметры влияют на процесс среднетемпературного автоклавного выщелачивания. Например, в ходе автоклавного выщелачивания может быть желательно вводить соответствующие материалы для содействия процессу автоклавного выщелачивания. В соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения в ходе автоклавного выщелачивания в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208, достаточное количество кислорода 31 вводят в резервуар для поддержания парциального давления кислорода на уровне ориентировочно от 50 до 200 ρδΐ (фунт на кв. дюйм), преимущественно ориентировочно от 75 до 150 ρβί, а еще лучше, ориентировочно от 100 до 125 ρβί. Более того, за счет природы среднетемпературного автоклавного выщелачивания полное рабочее давление в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208 обычно является сверхатмосферным и составляет ориентировочно от 100 до 750 ρβί, преимущественно ориентировочно от 300 до 700 ρβί, а еще лучше, ориентировочно от 400 до 600 ρβί.
Продолжительность обработки при помощи процесса среднетемпературного автоклавного выщелачивания может изменяться в зависимости от таких факторов, как, например, характеристики содержащего медь материала и рабочие давление и температура в резервуаре для автоклавного выщелачивания. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения продолжительность обработки для среднетемпературного автоклавного выщелачивания халькопирита составляет ориентировочно от 30 до 180 мин, преимущественно ориентировочно от 60 до 120 мин, а еще лучше, около 90 мин.
Управление процессом автоклавного выщелачивания, в том числе управление температурой в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208, может быть осуществлено при помощи любых подходящих известных или новых способов. Например, для управления температурой, резервуар для автоклавного выщелачивания преимущественно содержит схему управления температурой с обратной связью. Например, в соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения температуру в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208 поддерживают в диапазоне ориентировочно от 140 до 180°С, а преимущественно в диапазоне ориентировочно от 150 до 175°С. Авторы настоящего изобретения нашли, что температуры выше ориентировочно 160°С, а преимущественно в диапазоне ориентировочно от 160 или от 165 до 175°С являются предпочтительными в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения. За счет экзотермической природы автоклавного выщелачивания сульфидов металла, теплота, которая выделяется в результате среднетемпе ратурного автоклавного выщелачивания, обычно более чем достаточна для нагревания питающей пульпы 27 до желательной рабочей температуры. Следовательно, для поддержания предпочтительной температуры автоклавного выщелачивания, охлаждающая жидкость может быть введена в резервуар для автоклавного выщелачивания в ходе автоклавного выщелачивания. В соответствии с одним из аспектов этого варианта настоящего изобретения, охлаждающую жидкость преимущественно вводят в контакт с питающим потоком в резервуаре для автоклавного выщелачивания 208 в ходе автоклавного выщелачивания. Охлаждающей жидкостью может быть свежая добавочная вода, однако, в принципе это может любая подходящая охлаждающая жидкость из процесса рафинирования или из внешнего источника, такая как повторно используемая жидкая фаза из пульпы продукта или смесь охлаждающих жидкостей. Охлаждающая жидкость может быть введена в резервуар для автоклавного выщелачивания 208 через впуск для питающей пульпы, или, альтернативно, любым другим образом, позволяющим произвести эффективное охлаждение питающей пульпы 27. Количество охлаждающей жидкости, добавляемой в питающую пульпу 27 в ходе автоклавного выщелачивания, может изменяться в зависимости от количества сульфидных минералов и от плотности питающей пульпы 27, а также от других параметров процесса автоклавного выщелачивания. В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта настоящего изобретения, достаточное количество охлаждающей жидкости добавляют в резервуар для автоклавного выщелачивания 208 для того, чтобы получить содержание твердых веществ в пульпе продукта 32 ориентировочно менее 50 вес.%, преимущественно в диапазоне ориентировочно от 3 до 35 вес.%, а еще лучше, ориентировочно от 8 до 20 вес.% твердых веществ.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения, среднетемпературное автоклавное выщелачивание 208 входного потока 27 проводят в присутствии диспергирующего вещества 30. Подходящими диспергирующими веществами в соответствии с этим аспектом настоящего изобретения являются, например, органические соединения, такие как производные лигнина, такие как, например, лигносульфонаты кальция и натрия, соединения танина, такие как, например, квебрахо и ортофенилен диамин (ΟΡΌ), алкилсульфонаты, такие как, например, натрий алкилбензол сульфонаты, а также комбинации указанных соединений. Диспергирующим веществом 30 может быть любое соединение, которое не испытывает существенной деградации в диапазоне температур среднетемпературного автоклавного выщелачивания (то есть ориентировочно от 140 до 180°С) и которое позволяет добиться желатель ного результата предотвращения образования агломератов элементарной серы в резервуаре для автоклавного выщелачивания, в ходе среднетемпературного автоклавного выщелачивания, а также предотвращения смачивания поверхности обрабатываемого содержащего медь материала. Диспергирующее вещество 30 может быть введено в резервуар для автоклавного выщелачивания 208 в таком количестве и/или в такой концентрации, которые достаточны для достижения желательного результата. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения, благоприятные результаты могут быть получены в ходе автоклавного выщелачивания халькопирита с использованием лигносульфоната кальция в количестве ориентировочно от 2 до 20 кг на тонну, а преимущественно в количестве около 10 кг на тонну концентрата халькопирита.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения, который показан на фиг. 2, пульпа продукта 32 из резервуара для автоклавного выщелачивания 208 может быть подвергнута мгновенному испарению в атмосферном баке для мгновенного испарения 210 или в другом подходящем резервуаре для стравливания давления и испарительного охлаждения пульпы продукта 32 за счет выпуска пара и образования испаренной (парообразной) пульпы продукта 34. В зависимости от специфических конфигураций технологического оборудования и от конкретных технических требований, может быть использовано несколько стадий мгновенного испарения (вскипания). Испаренная пульпа продукта 34 преимущественно имеет температуру в диапазоне ориентировочно от 90 до 105°С, концентрацию меди ориентировочно от 35 до 60 г на литр, и концентрацию кислоты ориентировочно от 10 до 60 г на литр.
На фиг. 2 также показано, что испаренная пульпа продукта 34 может быть направлена на устройство для разделения жидкой фазы и твердого тела 212, такое как контур ССИ. Альтернативно, устройство для разделения жидкой фазы и твердого тела может представлять собой, например, концентратор или фильтр. В соответствии с одним из аспектов предпочтительного варианта настоящего изобретения, операция разделения жидкой фазы и твердого тела 212 может быть проведена в обычном контуре ССИ с использованием обычного промывания в противотоке остатка, для извлечения, после выщелачивания, меди в содержащий медь раствора продукта и снижения до минимума количества растворимой меди, ранее процесса извлечения драгоценных металлов или хранения. Преимущественно используют высокие промывочные коэффициенты для усиления эффективности операции разделения жидкой фазы и твердого тела, а именно, добавляют относительно большие количества промывочной воды в поток остатка в контуре ССИ 212. Преимущественно проводят разбавление испаренной пульпы продукта 34 при помощи промывочной воды в контуре ССЭ 212, чтобы образовать содержащий медь раствор, который имеет концентрацию меди ориентировочно от 30 до 60 г на литр.
В зависимости от состава потока остатка 58 из устройства разделения жидкой фазы и твердого тела 212, он может быть направлен на свалку или подвергнут дополнительной обработке, такой как, например, извлечение драгоценного металла. Например, поток остатка 58, который содержит экономически существенную фракцию золота, может быть направлен на операцию извлечения золота при помощи процесса цианирования или другого подходящего процесса извлечения. Если производят извлечение золота или других драгоценных металлов из потока остатка 58 при помощи технологий цианирования, то преимущественно снижают до минимума содержание загрязняющих веществ в потоке, таких как элементарная сера, осадок железа и непрореагировавшие минералы меди. Наличие таких загрязняющих веществ обычно приводит к повышению потребления реагентов, в результате чего повышаются затраты на проведение операции извлечения драгоценного металла. Кроме того, как уже было упомянуто здесь ранее, преимущественно следует использовать большое количество промывочной воды или другого разбавителя в ходе процесса разделения жидкой фазы и твердого тела, для того, чтобы поддерживать низкие уровни меди и кислоты в ССЭ остатке, в попытке оптимизации потока остатка для извлечения драгоценного металла.
На фиг. 2 показано также, что в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, извлечение меди может быть осуществлено при помощи технологий обычной жидкостной экстракции и электролиза. Например, разбавляющий раствор 38 может быть введен в контакт с жидкостью 36, отделенной в устройстве для разделения жидкой фазы и твердого тела 212, для того, чтобы снизить концентрацию кислоты в отделенной жидкости 36 в достаточной степени для создания желательных условий равновесия для жидкостной экстракции 214. Раствором 38 может быть любая подходящая жидкость, например вода или атмосферный выщелачивающий раствор, которые позволяют в достаточной степени понизить концентрацию меди и кислоты до желательных уровней. В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта настоящего изобретения, достаточное количество раствора 38 вводят в контакт с отделенным потоком жидкости 36, для того, чтобы получить концентрацию кислоты в разбавленном содержащем медь растворе 37 в диапазоне ориентировочно от 2 до 25 г на литр, а преимущественно ориентировочно от 4 до 7 г на литр, и значение рН в диапазоне ориентировочно от
1,5 до 2,5, преимущественно от 1,8 до 2,2, а еще лучше, ориентировочно около 2,0.
Разбавленный содержащий медь раствор 37 может быть подвергнут дополнительной обработке при помощи операции жидкостной экстракции 214. В ходе жидкостной экстракции 214, медь из содержащего медь раствора 29 может быть избирательно введена в органическую хелатную добавку, такую как, например, смесь альдоксима с кетоксимом, в результате чего получают содержащий медь органический поток 40 и раствор рафината 56. Рафинат 56 из операции жидкостной экстракции 214 может быть выгодно использован для различных целей, например весь рафинат 56 (или его часть) может быть повторно введен в резервуар для автоклавного выщелачивания 10 для управления температурой или может быть использован для операций кучного выщелачивания, или для того и другого. Использование рафината 56 для операций кучного выщелачивания является выгодным, так как кислота и трехвалентное железо, которые содержатся в рафинате 56, позволяют оптимизировать потенциал для выщелачивания оксидных и/или сульфидных руд, которые обычно доминируют при операциях кучного выщелачивания, то есть кислота и трехвалентное железо рафината 56 могут быть использованы для оптимизации Ей и рН операций кучного выщелачивания. Следует иметь в виду, что пропорции рафината 56, такие как концентрации компонентов, могут быть заданы в соответствии с желательным видом использования рафината
56.
Содержащий медь органический поток 40 затем поступает на операцию отгонки растворителя 216, в которой используют более кислотные условия для сдвига условий равновесия, чтобы поменять медь в реагенте на кислоту в высоко кислотном отгоночном растворе. Как это показано на фиг. 2, несущий кислоту реагент 42, а преимущественно серная кислота, и, возможно, истощенный электролит 54, входят в контакт с содержащим медь органическим потоком 40 в ходе операции отгонки растворителя 216. Серная кислота является предпочтительным несущим кислоту реагентом, а также желательной матрицей меди для операций электролиза. Несущий кислоту реагент вводят в контакт с содержащим медь органическим потоком для того, чтобы произвести обмен кислоты на медь, чтобы получить медь для электролиза.
На фиг. 2 также показано, что содержащий медь поток раствора 44 из операции отгонки растворителя 216 может быть направлен в бак для рециркуляции электролита 218. Бак для рециркуляции электролита позволяет облегчить процесс управления на стадии электролиза 220, как это обсуждается далее более подробно. Содержащий медь поток раствора 44, который обычно содержит ориентировочно от 35 до 50 г на литр меди и ориентировочно от 145 до 180 г на литр кислоты, преимущественно перемешивают с истощенным (отработанным) электролитом 54 (то есть с электролитом, который уже был использован в операции извлечения металла и из которого удалена часть растворенной в нем меди), а также перемешивают с добавочной жидкостью 46, такой как, например, вода, причем перемешивание проводят в баке для рециркуляции электролита 218, при отношении, которое позволяет получить поток продукта 48 с такими характеристиками, которые позволяют оптимизировать результирующий продукт операции электролиза 220. Концентрацию меди в потоке продукта 48 преимущественно поддерживают главным образом постоянной, на уровне ориентировочно от 20 до 60 г на литр, а преимущественно ориентировочно от 30 до 50 г на литр. Медь из содержащего медь потока продукта 48 извлекают в ходе операции электролиза 220, что позволяет получить продукт в виде чистой катодной меди. Следует иметь в виду, что в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения, за рамки настоящего изобретения не выходит использование процесса, в котором, при соответствующей подготовке (кондиционировании) содержащего медь раствора, может быть получен имеющий высокое качество, равномерно осажденный продукт в виде чистой катодной меди, без осуществления жидкостной экстракции содержащего медь раствора, проводимой ранее его введения в контур электролиза. Как уже было упомянуто здесь ранее, тщательный контроль характеристик содержащего медь раствора, поступающего в контур электролиза, а в особенности поддержание главным образом постоянной концентрации меди в потоке, позволяет повысить качество получаемой при электролизе меди, за счет, среди прочего, более равномерного осаждения меди на катоде и исключения пористости поверхности катодной меди, что ухудшает качество медного продукта и, следовательно, снижает его стоимость. В соответствии с этим аспектом настоящего изобретения, такой контроль процесса может быть осуществлен с использованием самых различных технологий и конфигураций оборудования, при условии, что выбранная система и/или способ управления позволяют поддерживать достаточно постоянный питающий поток для контура электролиза. Специалисты легко поймут, что любые различные способы и устройства, которые пригодны для электролиза меди и других металлов, с успехом могут быть использованы в соответствии с настоящим изобретением, при условии, что они обеспечивают требуемые параметры процесса для выбранного способа или устройства.
Приведенные далее примеры служат для пояснения различных аспектов некоторых предпочтительных вариантов осуществления настоящего изобретения. Приведенные условия протекания процесса и параметры являются ориентировочными и предназначены для иллюстрации изобретения, причем они не носят ограничительного характера.
Пример 1.
Как уже подробно обсуждалось здесь ранее, управляемое, сверхмелкое размалывание концентратов халькопирита преимущественно проводят ранее среднетемпературного автоклавного выщелачивания, при температуре ориентировочно от 140 до 180°С, для того чтобы предотвратить капсулирование непрореагировавших минералов меди элементарной серой и/или полисульфидом меди. Были использованы различные указанные ниже системы измельчения для получения входного потока образцов очень мелко размолотого концентрата халькопирита, который содержат около 30.5 процентов меди, для проведения среднетемпературного автоклавного выщелачивания на опытной установке. Проходной размер частиц образцов концентрата халькопирита, которые были использованы при непрерывных тестах на опытной установке, составляет Р98 = около 101 мкм. Проходной размер частиц образцов концентрата халькопирита, которые были использованы при тестах с одноразовой нагрузкой, составляет Р98 = около 172 мкм.
1) Обычная мельница для доизмельчения с последующим непродолжительным измельчением в игольчатой мельнице с мешалкой фирмы υηίοη Ргосс55 - материал был доизмельчен в обычной мельнице для доизмельчения в течение 60 мин с последующим измельчением в течение 5 мин в мельнице с мешалкой фирмы υηίοη Ргосс55 с одноразовой загрузкой.
2) Обычная мельница для доизмельчения с последующим более продолжительным измельчением в игольчатой мельнице с мешалкой фирмы υηίοη Ргосс55 - материал был доизмельчен в обычной мельнице для доизмельчения в течение 60 мин с последующим измельчением в течение 20 мин в мельнице с мешалкой фирмы υηίοη Ргосс55 с одноразовой загрузкой.
3) Мельница фирмы Мс1рго1сс11 с разомкнутым контуром - материал был измельчен в течение 30 мин в непрерывной вертикальной игольчатой мельнице с мешалкой фирмы Ме1рго1сс11. Были использованы стальные элементы (размером около 4 мм).
4) Мельница фирмы Ме1рго1ес11 с замкнутым контуром - материал был измельчен в течение 30 мин в непрерывной мельнице фирмы Меίρ^οΐесй, после чего он был введен в циклонный уловитель 2. Нижний продукт был измельчен в течение 15 мин в непрерывной мельнице фирмы Ме1рго1ес11 и объединен с верхним продуктом циклона для получения готового продукта.
4) Мельница фирмы №1/5с11 с однократным проходом - материал был измельчен при однократном проходе с использованием непрерывной мельницы фирмы №1/5с11 4 емкостью 4 л, при чистой входной энергии 56 киловатт-час на тонну. В качестве средства измельчения использовали песок Со1отабо каиб (1.2/2.4 мм или 2.4/4.8 мм).
6) Мельница фирмы Νοίζκοΐι с двукратным проходом - материал был измельчен дважды в непрерывной мельнице фирмы Νοίζκοΐι. Материал после первого прохода был измельчен еще раз при втором проходе с использованием чистой входной энергии 56 киловатт-час на тонну для второго прохода. В качестве средства измельчения был использован песок Со1огабо капб (1.2/2.4 мм).
Полученные при непрерывной работе установки результаты показывают, что экстракция меди зависит от крупности полученных при измельчении частиц. Например, нашли, что крупность измельчения ориентировочно 98% проходных частиц с размером около 23 мкм требуется для обеспечения ориентировочно 98% экстракции меди при температуре около 160°С и при введении около 500 кг/т серной кислоты в резервуар для автоклавного выщелачивания. Кроме того, нашли, что крупность измельчения ориентировочно 98% проходных частиц с размером около 12 мкм требуется для обеспечения ориентировочно 98% экстракции меди при температуре около 170°С и при введении около 400 кг/т серной кислоты в резервуар для автоклавного выщелачивания.
Таблица 1. Экстракция меди в зависимости от крупности полученных при измельчении частиц, при тестах на непрерывной опытной установке
** 400 кг/т Н28О4
Пример 2.
Полученные при работе с одноразовой загрузкой установки результаты показывают, что экстракция меди зависит от крупности полученных при измельчении частиц. Тесты с одноразовой загрузкой подтверждают, что продукты после обработки в мельнице Νοίζκοΐι ведут себя в ходе реакции аналогично продуктам после обработки в мельнице Мс1рго1се11. Системы измельчения, приведенные в табл. 2, соответствуют системам измельчения, указанным в примере
1.
Таблица 2. Экстракция меди в зависимости от крупности полученных при измельчении частиц, при тестах на опытной установке с разовой загрузкой
На фиг. 3 показан графический профиль экспериментальные данных, полученных при непрерывной работе опытной установки, иллюстрирующий экстракцию меди в функции времени, в соответствии с различными вариантами осуществления настоящего изобретения. Для каждой серии испытаний образцы концентрата халькопирита были измельчены до Р98 менее ориентировочно 23 мкм. В резервуар для автоклавного выщелачивания был введен лигносульфонат кальция в количестве ориентировочно 10 кг на тонну концентрата.
На кривой 52 показана зависимость экстракции меди от продолжительности обработки для среднетемпературного автоклавного выщелачивания халькопирита при температуре около 160°С с добавкой в резервуар для автоклавного выщелачивания около 580 кг кислоты на тонну материала. По истечении ориентировочно 60 мин получили около 96% экстракции меди, и 98+% экстракции меди было получено при продолжительности обработки около 95 мин.
На кривой 54 показана зависимость экстракции меди от продолжительности обработки для среднетемпературного автоклавного выщелачивания халькопирита при температуре около 170°С с добавкой в резервуар для автоклавного выщелачивания около 507 кг кислоты на тонну материала. По истечении ориентировочно 60 мин получили около 96% экстракции меди, и 98+% экстракции меди было получено при продолжительности обработки около 80 мин.
На кривой 56 показана зависимость экстракции меди от продолжительности обработки, полученная для среднетемпературного автоклавного выщелачивания халькопирита при температуре около 180°С с добавкой в резервуар для автоклавного выщелачивания около 421 кг кислоты на тонну материала. По истечении ориентировочно 52 мин получили около 96% экстракции меди, и 98+% экстракции меди было получено при продолжительности обработки около 90 мин (однако в ходе этого испытания могут образовываться гранулы и поэтому действительная экстракция меди может варьироваться).
В соответствии с настоящим изобретением предложен эффективный и действенный способ извлечения меди из содержащих медь материалов, а в особенности меди из сульфидов меди, таких как халькопирит, причем указанный способ позволяет обеспечить высокие коэффициенты извлечения меди при пониженной стоимости по сравнению с известными технологиями обработки. Показано, что извлечение более 98% меди может быть достигнуто в соответствии с настоящим изобретением одновременно с получением ряда важных экономических преимуществ среднетемпературного автоклавного выщелачивания и решением технологических проблем, исторически связанных с использованием среднетемпературного автоклавного выщелачивания. Использование диспергирующего вещества в ходе автоклавного выщелачивания позволяет снизить нежелательное образование агломератов элементарной серы в резервуаре для автоклавного выщелачивания и пассивирование непрореагировавших частиц содержащего медь материала жидкой (расплавленной) элементарной серой. Более того, авторы настоящего изобретения добились прогресса в области гидрометаллургии меди в результате того, что они обнаружили, что необходимо не только снижать размер частиц содержащего медь материала в технологическом потоке, но и снижать до минимума весовую пропорцию самых крупных частиц.
Настоящее изобретение описано со ссылкой на ряд примерных вариантов его осуществления и ряд примеров. Однако следует иметь в виду, что описанные здесь конкретные варианты предназначены только для пояснения изобретения и ни в коей мере не ограничивают объем патентных притязаний, определенный в формуле изобретения. Специалисты после прочтения описания изобретения легко поймут, что в приведенные примерные варианты могут быть введены различные изменения и модификации, которые не выходят однако за рамки настоящего изобретения. Более того, несмотря на то, что некоторые предпочтительные аспекты настоящего изобретения описаны здесь в виде примерных вариантов, такие аспекты изобретения могут быть осуществлены также и при помощи ряда подходящих известных в настоящее время или вновь разработанных средств, при этом такие и любые другие изменения не выходят за рамки настоящего изобретения, определенные в формуле изобретения.
Claims (9)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, включающий в себя следующие операции:использование питающего потока, который имеет содержащий медь материал;проведение размалывания питающего потока для образования входного потока, причем размалывание предусматривает снижение размера частиц питающего потока до Р98 менее 25 мкм;автоклавное выщелачивание входного потока в резервуаре для автоклавного выщелачивания при температуре от 140 до 180°С, в присутствии поверхностно-активного вещества, с образованием содержащего медь раствора;извлечение меди из содержащего медь раствора.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют питающий поток, который содержит руду или концентрат сульфида меди.
- 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют питающий поток, который содержит халькопирит.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что операция проведения размалывания питающего потока предусматривает снижение размера частиц питающего потока до Р98 от 10 до 23 мкм.
- 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что операция проведения размалывания питающего потока предусматривает снижение размера частиц питающего потока до Р98 от 13 до 15 мкм.
- 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что автоклавное выщелачивание входного потока ведут при температуре от 160 до 170°С.
- 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что автоклавное выщелачивание входного потока ведут в присутствии поверхностно-активного вещества, выбранного из группы, в которую входят производные лигнина, ортофенилен диамин, алкилсульфонаты, а также их смеси.
- 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что автоклавное выщелачивание входного потока ведут в присутствии лигносульфоната кальция.
- 9. Способ по п.1, отличающийся тем, что автоклавное выщелачивание входного потока ведут в присутствии поверхностно-активного вещества в количестве от 2 до 20 кг на тонну концентрата во входном потоке.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US22067300P | 2000-07-25 | 2000-07-25 | |
| PCT/US2001/023366 WO2002008475A2 (en) | 2000-07-25 | 2001-07-25 | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200300163A1 EA200300163A1 (ru) | 2003-10-30 |
| EA005285B1 true EA005285B1 (ru) | 2004-12-30 |
Family
ID=22824493
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200300163A EA005285B1 (ru) | 2000-07-25 | 2001-07-25 | Способ извлечения меди из содержащего медь материала |
Country Status (17)
| Country | Link |
|---|---|
| US (3) | US6676909B2 (ru) |
| EP (1) | EP1303641B1 (ru) |
| JP (2) | JP4031705B2 (ru) |
| AP (2) | AP1752A (ru) |
| AT (1) | ATE314494T1 (ru) |
| AU (2) | AU7716101A (ru) |
| BR (1) | BR0112755A (ru) |
| CA (1) | CA2417417C (ru) |
| DE (1) | DE60116323D1 (ru) |
| EA (1) | EA005285B1 (ru) |
| ES (1) | ES2254455T3 (ru) |
| MX (1) | MXPA03000745A (ru) |
| OA (1) | OA12342A (ru) |
| PE (1) | PE20020492A1 (ru) |
| PL (1) | PL196071B1 (ru) |
| WO (1) | WO2002008475A2 (ru) |
| ZA (1) | ZA200300679B (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EA010942B1 (ru) * | 2004-10-29 | 2008-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из медьсодержащего материала |
Families Citing this family (39)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EA005285B1 (ru) * | 2000-07-25 | 2004-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из содержащего медь материала |
| ATE278813T1 (de) * | 2000-07-25 | 2004-10-15 | Phelps Dodge Corp | Behandlung von elementarschwefel enthaltenden materialien durch druck-laugung bei hoher temperatur zur erzeugung von schwefelsäure und zur metallgewinnung |
| 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 |
| FI116070B (fi) * | 2003-07-17 | 2005-09-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä rikasteiden aikaansaamiseksi |
| EA010941B1 (ru) * | 2004-10-29 | 2008-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди |
| 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 |
| CA2624609C (en) * | 2005-10-03 | 2015-03-31 | Outotec Oyj | Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride |
| US7635534B2 (en) * | 2007-08-24 | 2009-12-22 | Basf Catalysts Llc | Simplified process for leaching precious metals from fuel cell membrane electrode assemblies |
| US8003064B2 (en) | 2007-09-17 | 2011-08-23 | Freeport-Mcmoran Corporation | Controlled copper leach recovery circuit |
| WO2009037596A2 (en) | 2007-09-17 | 2009-03-26 | Barrick Gold Corporation | Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores |
| US7922788B2 (en) | 2007-09-18 | 2011-04-12 | Barrick Gold Corporation | Process for recovering gold and silver from refractory ores |
| US8262770B2 (en) | 2007-09-18 | 2012-09-11 | Barrick Gold Corporation | Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes |
| US7998244B2 (en) * | 2008-12-16 | 2011-08-16 | Freedom Industries, Inc. | Process of treating metal bearing crushed rock to control respirable dust during transport in the process including a metal concentrating circuit |
| JP5439997B2 (ja) * | 2009-07-14 | 2014-03-12 | 住友金属鉱山株式会社 | 含銅鉄物からの銅回収方法 |
| CN101643846B (zh) * | 2009-08-31 | 2011-04-13 | 江西理工大学 | 复杂硫化铜矿热活化-加压浸出工艺 |
| US8038764B2 (en) * | 2009-11-30 | 2011-10-18 | General Electric Company | Rhenium recovery from superalloys and associated methods |
| KR101047985B1 (ko) | 2010-11-26 | 2011-07-13 | 한국지질자원연구원 | 초음파를 이용한 고효율 우라늄 침출 방법 |
| IL210260A (en) | 2010-12-26 | 2015-08-31 | Rafael Advanced Defense Sys | A tiny system for securing a shatter chain |
| US9011669B2 (en) | 2012-09-17 | 2015-04-21 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for electrochemical modification of liquids |
| US9605353B2 (en) | 2011-05-27 | 2017-03-28 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for advanced electrochemical modification of liquids |
| JP5835961B2 (ja) * | 2011-06-21 | 2015-12-24 | 国立大学法人秋田大学 | 金属の浸出方法 |
| WO2013142022A1 (en) | 2012-03-23 | 2013-09-26 | Kennecott Utah Copper Llc | Process for the conversion of molybdenite to molybdenum oxide |
| WO2014138808A1 (en) | 2013-03-14 | 2014-09-18 | Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd. | Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates |
| CN103320616A (zh) * | 2013-06-07 | 2013-09-25 | 东北大学 | 一种铜阳极泥超声波预处理回收铜的方法 |
| 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 |
| PE20170425A1 (es) * | 2014-08-11 | 2017-04-27 | Smidth As F L | Sistema y metodos para optimizar la eficiencia de concentrados de cobre de fundicion |
| PE20180808A1 (es) | 2015-07-06 | 2018-05-09 | Sherritt Int Corporation | Recuperacion de cobre de una alimentacion de proceso que contiene arsenico |
| CN105256134B (zh) * | 2015-10-23 | 2017-05-10 | 山东科技大学 | 一种黄铜矿浸渣旋流脱硫工艺 |
| US10167202B2 (en) | 2016-02-23 | 2019-01-01 | King Abdullah University Of Science And Technology | Enhanced metal recovery through oxidation in liquid and/or supercritical carbon dioxide |
| CN105755295B (zh) * | 2016-03-07 | 2017-10-17 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 从低品位次生硫化铜矿中回收铜的方法 |
| FR3054145B1 (fr) * | 2016-07-21 | 2018-08-31 | Centre Nat Rech Scient | Procede et systeme pour recuperer des grains magnetiques d'aimants frittes ou de plasto-aimants |
| CN106148708B (zh) * | 2016-08-03 | 2018-06-26 | 中南大学 | 一种回收含铜的废催化剂中有价金属的方法 |
| WO2018187855A1 (en) | 2017-04-14 | 2018-10-18 | Sherritt International Corporation | Low acidity, low solids pressure oxidative leaching of sulphidic feeds |
| CN112840048B (zh) | 2018-08-27 | 2022-03-15 | Fl史密斯公司 | 用于中低温浸出应用的固态催化剂及其方法 |
| CN110038129A (zh) * | 2019-05-17 | 2019-07-23 | 苏州大学 | 硒化铜-贵金属异质结构纳米探针及其制备和应用 |
| CN110331277A (zh) * | 2019-07-02 | 2019-10-15 | 长春黄金研究院有限公司 | 一种氧化载金硫化矿物的方法 |
| US20240060199A1 (en) * | 2020-12-30 | 2024-02-22 | The Trustees Of Columbia University In The City Of New York | Reduction of chalcopyrite by an aqueous phase reducant to enable hydrometallurgical extraction of copper |
| CN113137607B (zh) * | 2021-04-25 | 2022-01-11 | 浙江宏电环保装备有限公司 | 一种废气颗粒处理装置及其使用方法 |
Family Cites Families (80)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US219785A (en) | 1879-09-16 | Improvement in wagon-jacks | ||
| US3260593A (en) | 1962-09-12 | 1966-07-12 | Kennecott Copper Corp | Process for leaching copper from lowgrade, copper-bearing ore materials |
| US3637371A (en) | 1967-02-10 | 1972-01-25 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Direct pressure leaching of copper-iron sulphides |
| US3528784A (en) | 1968-03-21 | 1970-09-15 | Banner Mining Co | Method for preliminary beneficiation of calcareous oxidized copper ores by flotation of a high acid-consuming fraction containing low copper values from a low acid-consuming fraction containing higher copper values |
| BE756944A (fr) | 1969-10-02 | 1971-03-16 | American Metal Climax Inc | Procede d'oxydation en phase liquide |
| GB1281606A (en) * | 1970-04-14 | 1972-07-12 | Sparcatron Ltd | Improvements in electrical discharge machining apparatus |
| US3669651A (en) | 1970-04-15 | 1972-06-13 | Kennecott Copper Corp | Reduction of ferric ions in cyclic process of leaching and precipitation of copper |
| US3775099A (en) | 1970-07-17 | 1973-11-27 | Ethyl Corp | Method of winning copper, nickel, and other metals |
| US3967958A (en) | 1970-07-17 | 1976-07-06 | Ethyl Corporation | Method of winning copper, nickel, and other metals |
| US3961028A (en) | 1971-04-02 | 1976-06-01 | Anumin Pty. Limited | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions |
| US4020106A (en) | 1972-03-21 | 1977-04-26 | Imperial Chemical Industries Limited | Metal extraction process |
| US3896208A (en) | 1972-06-26 | 1975-07-22 | Ethyl Corp | HCl Treatment of copper sulfide minerals |
| US4028462A (en) | 1972-08-28 | 1977-06-07 | Corporacion De Fomento De La Produccion, Represented By Comite De Investigaciones Technologicas | Method of extraction involving the use of solvents and new combination of reactors used |
| AT319617B (de) | 1973-02-21 | 1974-12-27 | Pawlek Dr Ing Franz | Verfahren zur hydrometallurgischen Gewinnung von Kupfer aus Kupferkies- bzw. Buntkupferkieskonzentraten |
| US3868440A (en) | 1973-05-30 | 1975-02-25 | Anaconda Co | Recovery of metal values from copper slag |
| US4039406A (en) | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
| US3962402A (en) | 1974-02-27 | 1976-06-08 | Freeport Minerals Company | Oxidation-leaching of chalcopyrite |
| FR2262699B1 (ru) | 1974-02-28 | 1976-12-10 | Commissariat Energie Atomique | |
| CA1024352A (en) | 1974-10-17 | 1978-01-17 | Wasyl Kunda | Process for the recovery of copper and ammonium sulphate from copper-bearing mineral sulphide ores or concentrates |
| US3991159A (en) | 1975-01-09 | 1976-11-09 | Amax Inc. | High temperature neutralization of laterite leach slurry |
| US3958985A (en) | 1975-02-07 | 1976-05-25 | Chemsep Corporation | Extraction method for non-ferrous metals |
| US4017309A (en) | 1975-03-28 | 1977-04-12 | Holmes & Narver, Inc. | Thin layer leaching method |
| CA1036829A (en) | 1975-07-30 | 1978-08-22 | Kohur N. Subramanian | Two stage sulfuric acid leaching of sea nodules |
| US4069119A (en) | 1976-05-14 | 1978-01-17 | Continental Oil Company | Copper recovery by leaching and ion exchange |
| US4039405A (en) | 1976-05-14 | 1977-08-02 | Continental Oil Company | Leaching copper ores and solvent extraction of the copper-bearing solutions |
| US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
| CA1093837A (en) | 1976-06-04 | 1981-01-20 | Gerald F. Fountain | Dump leaching |
| US4165362A (en) | 1977-04-08 | 1979-08-21 | Engelhard Minerals & Chemicals Corporation | Hydrometallurgical processing of molybdenite ore concentrates |
| CA1104837A (en) | 1977-08-19 | 1981-07-14 | Donald R. Weir | Process for recovery of copper and zinc from complex sulfides |
| US4415540A (en) | 1978-05-05 | 1983-11-15 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
| US4619814A (en) | 1978-05-05 | 1986-10-28 | Provincial Holdings Ltd. | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates |
| US4150976A (en) | 1978-06-19 | 1979-04-24 | Dart Industries Inc. | Method for the recovery of metallic copper |
| ES476055A1 (es) | 1978-12-15 | 1979-11-01 | Redondo Abad Angel Luis | Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro |
| US4272341A (en) | 1980-01-09 | 1981-06-09 | Duval Corporation | Process for recovery of metal values from lead-zinc ores, even those having a high carbonate content |
| US4256553A (en) | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
| CA1150062A (en) | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
| US4405569A (en) | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
| US4507268A (en) | 1982-01-25 | 1985-03-26 | Henkel Corporation | Solvent extraction |
| ZA835167B (en) | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
| US4442072A (en) | 1982-10-20 | 1984-04-10 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Selective recovery of base metals and precious metals from ores |
| US4880607A (en) | 1982-12-20 | 1989-11-14 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
| US4892715A (en) | 1982-12-20 | 1990-01-09 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
| US4775413A (en) | 1983-04-08 | 1988-10-04 | Phillips Petroleum Company | Concentration and recovery of mineral values from ores |
| CA1234991A (en) | 1984-09-27 | 1988-04-12 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore |
| US4992200A (en) | 1986-01-16 | 1991-02-12 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4814007A (en) | 1986-01-16 | 1989-03-21 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4895597A (en) | 1986-01-16 | 1990-01-23 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4875935A (en) | 1988-11-04 | 1989-10-24 | Nalco Chemical Company | Anionic acrylamide polymers as copper ore agglomeration aids |
| US5028259A (en) | 1990-03-06 | 1991-07-02 | Henkel Research Corporation | Recovery of precious metal |
| US5073354A (en) | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
| US5059403A (en) | 1990-12-03 | 1991-10-22 | Compeq Manufacturing Co., Ltd. | Method for producing copper sulfate from waste copper-containing liquid |
| US5176802A (en) | 1991-07-19 | 1993-01-05 | Willem P. C. Duyvesteyn | Treatment of copper sulfide concentrates |
| US5232491A (en) * | 1991-10-25 | 1993-08-03 | Dominion Mining Limited | Activation of a mineral species |
| US5356457A (en) | 1991-12-18 | 1994-10-18 | Corporacion Nacional Del Cobre De Chile | Hydrometallurgical process for the treatment of copper-bearing ore |
| US5316567A (en) | 1992-06-19 | 1994-05-31 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
| US5223024A (en) | 1992-06-19 | 1993-06-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
| 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 |
| US5869012A (en) | 1993-07-29 | 1999-02-09 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5902474A (en) | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5874055A (en) | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US6083730A (en) | 1993-12-03 | 2000-07-04 | Geobiotics, Inc. | Nonstirred bioreactor for processing refractory sulfide concentrates and method for operating same |
| RU2113522C1 (ru) | 1993-12-03 | 1998-06-20 | Джеобиотикс, Инк. | Способ биоокисления огнеупорных сульфидных руд |
| US5431717A (en) | 1993-12-03 | 1995-07-11 | Geobiotics, Inc. | Method for rendering refractory sulfide ores more susceptible to biooxidation |
| DE4400796A1 (de) | 1994-01-13 | 1995-07-20 | Krupp Polysius Ag | Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen |
| US6149883A (en) | 1994-10-24 | 2000-11-21 | Kennecott Utah Copper Corporation | Pressure oxidation process for the production of molybdenum trioxide from molybdenite |
| GB9422476D0 (en) | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
| GB9503877D0 (en) | 1995-02-27 | 1995-04-19 | Sherritt Inc | Recovery of copper from sulphidic concentrates |
| AUPN191395A0 (en) | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| US5670035A (en) | 1995-06-06 | 1997-09-23 | Henkel Corporation | Method for recovering copper |
| AUPN476695A0 (en) * | 1995-08-14 | 1995-09-07 | Dominion Mining Limited | Method of processing a copper mineral species |
| US5698170A (en) | 1995-11-22 | 1997-12-16 | Placer Dome, Inc. | Hydrometallurgical process for copper-containing materials |
| US5914441A (en) | 1996-06-12 | 1999-06-22 | Yellowstone Environmental Science, Inc. | Biocatalyzed anaerobic oxidation of metal sulfides for recovery of metal values |
| US5849172A (en) | 1997-06-25 | 1998-12-15 | Asarco Incorporated | Copper solvent extraction and electrowinning process |
| US5989311A (en) | 1997-07-28 | 1999-11-23 | South Dakota School Of Mines And Technology | Recovery of copper from its sulfides and other sources using halogen reagents and oxidants |
| GB9914979D0 (en) | 1999-06-25 | 1999-08-25 | Anglo American Plc | Process for the extraction of copper |
| US6406200B2 (en) | 1999-07-30 | 2002-06-18 | Inovise Medical, Inc. | Printer assembly with lateral and longitudinal self-alignment |
| EA005285B1 (ru) * | 2000-07-25 | 2004-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из содержащего медь материала |
| 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 |
| US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
-
2001
- 2001-07-25 EA EA200300163A patent/EA005285B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 AP APAP/P/2003/002745A patent/AP1752A/en active
- 2001-07-25 OA OA1200300014A patent/OA12342A/en unknown
- 2001-07-25 PL PL365757A patent/PL196071B1/pl not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 JP JP2002513957A patent/JP4031705B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 2001-07-25 AU AU7716101A patent/AU7716101A/xx active Pending
- 2001-07-25 DE DE60116323T patent/DE60116323D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 ES ES01954948T patent/ES2254455T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 PE PE2001000754A patent/PE20020492A1/es active IP Right Grant
- 2001-07-25 AU AU2001277161A patent/AU2001277161B2/en not_active Ceased
- 2001-07-25 AT AT01954948T patent/ATE314494T1/de not_active IP Right Cessation
- 2001-07-25 WO PCT/US2001/023366 patent/WO2002008475A2/en active IP Right Grant
- 2001-07-25 BR BR0112755-1A patent/BR0112755A/pt not_active Application Discontinuation
- 2001-07-25 US US09/915,105 patent/US6676909B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-07-25 MX MXPA03000745A patent/MXPA03000745A/es active IP Right Grant
- 2001-07-25 EP EP01954948A patent/EP1303641B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2001-07-25 CA CA002417417A patent/CA2417417C/en not_active Expired - Fee Related
-
2003
- 2003-01-24 ZA ZA200300679A patent/ZA200300679B/en unknown
- 2003-03-06 AP AP2003002757A patent/AP2003002757A0/xx unknown
-
2004
- 2004-01-12 US US10/756,574 patent/US7341700B2/en not_active Expired - Lifetime
-
2007
- 2007-07-20 JP JP2007190237A patent/JP2007314890A/ja not_active Withdrawn
-
2008
- 2008-03-10 US US12/045,619 patent/US20080216606A1/en not_active Abandoned
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EA010942B1 (ru) * | 2004-10-29 | 2008-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Способ извлечения меди из медьсодержащего материала |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ATE314494T1 (de) | 2006-01-15 |
| MXPA03000745A (es) | 2004-11-01 |
| ES2254455T3 (es) | 2006-06-16 |
| WO2002008475A2 (en) | 2002-01-31 |
| DE60116323D1 (de) | 2006-02-02 |
| AP2003002757A0 (en) | 2003-06-30 |
| US20020044899A1 (en) | 2002-04-18 |
| OA12342A (en) | 2006-05-15 |
| PE20020492A1 (es) | 2002-06-03 |
| EA200300163A1 (ru) | 2003-10-30 |
| CA2417417A1 (en) | 2002-01-31 |
| WO2002008475A3 (en) | 2002-09-06 |
| BR0112755A (pt) | 2003-09-30 |
| AU2001277161B2 (en) | 2005-04-07 |
| PL196071B1 (pl) | 2007-12-31 |
| JP2007314890A (ja) | 2007-12-06 |
| US6676909B2 (en) | 2004-01-13 |
| AP1752A (en) | 2007-07-12 |
| PL365757A1 (en) | 2005-01-10 |
| AP2003002745A0 (en) | 2003-03-31 |
| EP1303641A2 (en) | 2003-04-23 |
| US7341700B2 (en) | 2008-03-11 |
| CA2417417C (en) | 2008-09-30 |
| EP1303641B1 (en) | 2005-12-28 |
| AU7716101A (en) | 2002-02-05 |
| JP2004504494A (ja) | 2004-02-12 |
| JP4031705B2 (ja) | 2008-01-09 |
| ZA200300679B (en) | 2003-11-11 |
| US20040146438A1 (en) | 2004-07-29 |
| US20080216606A1 (en) | 2008-09-11 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA005285B1 (ru) | Способ извлечения меди из содержащего медь материала | |
| AU2001277161A1 (en) | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching | |
| US7736488B2 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction | |
| US7736487B2 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction | |
| EA006276B1 (ru) | Способ извлечения металлов | |
| JP2010255118A (ja) | 銅の多段階直接電解抽出のためのプロセス | |
| JP2012214906A (ja) | 加圧浸出、直接電解採取および溶媒／溶液抽出を用いる、銅含有物質からの銅回収のための方法 | |
| US20050126923A1 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM RU |