EA005630B1 - Способ (варианты) и система извлечения меди из содержащего медь материала - Google Patents
Способ (варианты) и система извлечения меди из содержащего медь материала Download PDFInfo
- Publication number
- EA005630B1 EA005630B1 EA200400225A EA200400225A EA005630B1 EA 005630 B1 EA005630 B1 EA 005630B1 EA 200400225 A EA200400225 A EA 200400225A EA 200400225 A EA200400225 A EA 200400225A EA 005630 B1 EA005630 B1 EA 005630B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- stream
- leaching
- autoclave
- electrolysis
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 362
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 354
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 349
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 101
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 77
- 230000008569 process Effects 0.000 title abstract description 44
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 121
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 claims abstract description 25
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims abstract 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 83
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 74
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 70
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 62
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 37
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 35
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 29
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 28
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 21
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 21
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 18
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 16
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims description 14
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 14
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 13
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 11
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 claims description 8
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 claims description 8
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 8
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 7
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 6
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 6
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 6
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 6
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 claims description 5
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 claims description 3
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 claims description 3
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 claims description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 3
- 230000001580 bacterial effect Effects 0.000 claims description 2
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 8
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 claims 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 62
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 16
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 13
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 13
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 12
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 7
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 6
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 4
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 4
- 239000002826 coolant Substances 0.000 description 4
- 229910052955 covellite Inorganic materials 0.000 description 4
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 3
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 3
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 3
- -1 for example Chemical class 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 3
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 description 3
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 3
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical class [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 2
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 2
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 2
- 230000000740 bleeding effect Effects 0.000 description 2
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 2
- 238000005137 deposition process Methods 0.000 description 2
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 238000005063 solubilization Methods 0.000 description 2
- 230000007928 solubilization Effects 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 2
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052947 chalcocite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process 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
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000005485 electric heating Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 238000009291 froth flotation Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N heavy water Substances [2H]O[2H] XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N 0.000 description 1
- 235000012907 honey Nutrition 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000008235 industrial water Substances 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012528 membrane Substances 0.000 description 1
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000011403 purification operation Methods 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 description 1
- WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N rhenium atom Chemical compound [Re] WUAPFZMCVAUBPE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007086 side reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000002344 surface layer Substances 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000013022 venting Methods 0.000 description 1
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 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
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
- C22B15/0093—Treating solutions by chemical methods by gases, e.g. hydrogen or hydrogen sulfide
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0084—Treating solutions
- C22B15/0089—Treating solutions by chemical methods
-
- 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
В изобретении предложены система и способ извлечения меди из содержащих медь руды, концентрата или другого содержащего медь материала, чтобы получить катодную медь высокого качества из раствора выщелачивания без использования технологий или устройств для жидкостной экстракции меди. Способ извлечения меди из содержащей медь руды обычно включает в себя операции создания питающего потока измельченных, содержащих медь руды, концентрата или другого содержащего медь материала, выщелачивание питающего потока для получения содержащего медь раствора, кондиционирование содержащего медь раствора за счет использования одной или нескольких операций физического или химического кондиционирования, и электролиз меди непосредственно из содержащего медь раствора, без проведения жидкостной экстракции содержащего медь раствора.
Description
Область применения изобретения
Настоящее изобретение относится к способам извлечения меди из содержащей медь руды, концентрата или другого содержащего медь материала, а более конкретно, к созданию способа производства (получения) катодной меди без использования жидкостной экстракции, ионообмена меди или связанных с ними способов рафинирования и концентрирования (сгущения) содержащего медь раствора.
Предпосылки к созданию изобретения
Гидрометаллургическую обработку содержащих медь материалов, таких как медные руды, концентраты и другие содержащие медь материалы, широко применяют вот уже в течение многих лет. В настоящее время существует множество подходов к гидрометаллургической обработке таких материалов; однако практически во всех процессах, которые известны в настоящее время или находятся в стадии разработки, используют жидкостную экстракцию и электролиз (8Х-Е^) для очистки раствора и извлечения меди. Несмотря на то, что процесс 8Х-ЕХУ не лишен недостатков, доказанный успех его использования в области извлечения меди сделал такой подход стандартным для производства продуктов в виде меди высокого качества.
Традиционный гидрометаллургический процесс извлечения меди предусматривает сначала выщелачивание содержащего медь материала при помощи кислотного раствора в атмосферных условиях или в условиях повышенных температуры и давления. Результирующий технологический поток - так называемый насыщенный раствор выщелачивания - перемешивают в ходе жидкостной экстракции с органическим растворителем (с так называемым экстрагирующим средством, экстрагентом), который избирательно извлекает (отбирает) медь из насыщенного раствора выщелачивания. Содержащий медь экстрагент затем перемешивают с водным раствором кислоты, который отбирает медь из экстрагента, в результате чего получают поток раствора, подходящий для электролиза. Этот результирующий поток раствора имеет высокую концентрацию и является относительно чистым, что обычно позволяет получать катодную медь высокого качества в схеме электролиза.
Вообще говоря, получение меди электролизом (электрохимическое извлечение меди) состоит в электролитическом осаждении меди на катоде и в выделении кислорода у анода. В простой конструкции примерного блока электролиза имеется набор катодов и анодов, установленных в реакционной камере, заполненной содержащим медь электролитом. При подводе энергии к такому блоку, ионы меди восстанавливаются на катоде (то есть осаждаются на нем, образуют покрытие). Это осаждение меди обычно производят на медных листовых заготовках или на заготовках из нержавеющей стали. Аноды в электролите являются практически инертными и создают поверхность для выделения кислорода. Полученные при помощи блока электролиза медные листы имеют чистоту более 99.99%.
Очистка содержащего медь насыщенного раствора выщелачивания при помощи жидкостной экстракции успешно позволяет получить концентрированный медный раствор, подходящий для получения при помощи электролиза металлической меди высокой степени чистоты. Прямой электролиз меди - то есть прямое осаждение меди из насыщенного раствора выщелачивания, без проведения операции очистки при помощи жидкостной экстракции - известен. Однако медь, извлеченная при помощи так называемых процессов прямого электролиза, имеет слишком много примесей, чтобы ее можно было поставлять на рынок или использовать, и поэтому она должна быть очищена за счет дополнительных расходов или же может быть продана со скидкой. Таким образом, известные технические решения позволяют при помощи прямого электролиза меди получать медный продукт относительно низкого качества.
Таким образом, существует необходимость в создании эффективного и рентабельного способа извлечения меди из содержащих медь материалов, в особенности из сульфидов меди, таких как халькопирит и халькоцит, который позволяет достичь высокой степени извлечения меди при пониженной стоимости по сравнению с известными технологиями обработки.
Краткое изложение изобретения
Настоящее изобретение позволяет устранить недостатки известных технических решений. Вообще говоря, в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения предлагается способ извлечения меди и других металлов из содержащего металл материала, который предусматривает получение содержащего медь раствора, например из системы автоклавного выщелачивания, и затем соответствующее приведение в соответствие с нормами (кондиционирование) указанного содержащего медь раствора для электролиза. В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения состав содержащего медь раствора аналогичен составу электролита, полученного при помощи контура жидкостной экстракции, например, относительно концентраций кислоты и меди. В соответствии с различными вариантами настоящего изобретения, однако, содержащий медь раствор не подвергают жидкостной экстракции.
В соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения способ извлечения меди из содержащего медь материала включает в себя следующие операции: (ί) получение питающего потока, который содержит содержащий медь материал; (и) атмосферное выщелачивание или автоклавное выщелачивание содержащего медь питающего потока для получения содержащего медь раствора; (ш) кондиционирование содержащего медь раствора за счет использования одной или нескольких операций химического или физического кондиционирования; и (ίν) прямой электролиз меди из содержащего медь рас
- 1 005630 твора, без проведения жидкостной экстракции содержащего медь раствора. Используемый 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 первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения одну или несколько технологических операций используют для того, чтобы отделить медь от кислоты в повторно используемой части обедненного электролита из процесса прямого электролиза, в результате чего удается удалить порцию кислотного компонента из технологического контура без удаления существенной порции меди. Как это обсуждается далее более подробно, ряд известных или вновь разработанных процессов могут быть использованы для отделения меди от кислоты в питающем потоке. Например, в соответствии с первым аспектом примерного варианта настоящего изобретения операция осаждения меди может быть использована для осаждения растворенной меди из потока обедненного электролита на поверхности твердых частиц в потоке содержащего медь материала, ранее проведения операции автоклавного выщелачивания, в результате чего происходит разделение меди от кислотного раствора.
В соответствии с первым аспектом другого варианта настоящего изобретения контур рециркуляции используют в промежутке между операциями выщелачивания и электролиза, чтобы облегчить контроль состава содержащего медь раствора, поступающего на стадию электролиза, и за счет этого повысить качество извлеченной из него меди.
В соответствии с различными предпочтительными аспектами настоящего изобретения, за счет прямого электролиза меди из содержащего медь раствора, без предварительной жидкостной экстракции содержащего медь раствора, настоящее изобретение позволяет понизить стоимость извлечения меди и исключить расходы, связанные с жидкостной экстракцией, такие как стоимость специальных реагентов, технологического оборудования и энергетических ресурсов. Более того, в соответствии с одним из предпочтительных аспектов настоящего изобретения тщательный контроль состава содержащего медь раствора, поступающего в контур электролиза, позволяет получать катодную медь высокого качества с равномерным осаждением.
Указанные ранее и другие преимущества способа в соответствии с различными аспектами настоящего изобретения будут более ясны специалистам в результате прочтения и осмысления последующего детального описания, данного в качестве примера, не имеющего ограничительного характера и приведенного со ссылкой на сопроводительные чертежи.
Краткое описание чертежей
На фиг. 1 показана блок-схема способа извлечения меди в соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения;
на фиг. 2 - блок-схема примерного способа извлечения меди в соответствии с альтернативным вариантом настоящего изобретения.
Подробное описание примерных вариантов изобретения
Настоящее изобретение является существенным шагом вперед по отношению к известным ранее процессам, в особенности по отношению к так называемым процессам прямого электролиза, особенно в том, что касается качества продукта и эффективности процесса. Более того, существующие процессы извлечения меди, в которых используют обычную последовательность атмосферного или автоклавного выщелачивания, жидкостной экстракции и электролиза, могут быть во многих случаях легко модернизированы, чтобы использовать множество коммерческих преимуществ, создаваемых за счет использования настоящего изобретения.
В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения относительно большое количество кислоты, получаемой в ходе электролиза в виде содержащего медь потока электролита, выводится из процесса извлечения меди после операции разделения, в которой главным образом вся медь удаляется из кислотного потока. Обычно экономически выгодно как-то использовать этот полученный кислотный поток, а не просто производить его нейтрализацию или направлять в отходы. Таким образом, как это обсуждается далее более подробно, настоящее изобретение особенно хорошо подходит для использования в сочетании с операциями обычного атмосферного выщелачивания, такими как, например, кучное выщелачивание, чановое выщелачивание, выщелачивание из отвалов или штабельное выщелачивание, выщелачивание с подушкой (раб), выщелачивание в резервуаре с мешалкой и бактериальное выщелачивание, в которых часто требуется главным образом непрерывный подвод кислоты.
В соответствии с первым аспектом примерного варианта настоящего изобретения сначала получают предназначенный для обработки питающий поток, имеющий содержащий медь материал. В соответствии с различными вариантами настоящего изобретения содержащим медь материалом может быть руда, концентрат или любой другой содержащий медь материал, из которого могут быть извлечены медь и/или другой металл. Медь в содержащем медь материале может находиться в виде оксидов меди, сульфидов меди или других медных минералов, причем содержащий медь материал может содержать любое количество различных других металлов, таких как, например, золото, металлы группы платины, серебро, цинк, никель, кобальт, молибден, редкоземельные металлы, рений, уран и их смеси. Различные аспекты и варианты настоящего изобретения оказались особенно предпочтительными для извлечения меди из мед
- 2 005630 ных сульфидных руд, таких как, например, халькопирит (СиРе82), халькоцит (Си28), борнит (Си5Ре84) и ковеллит (Си8).
Питающий поток содержащего медь материала может быть получен различными путями, так чтобы параметры питающего потока соответствовали выбранным способам обработки. Например, такие параметры питающего потока, как размер частиц, состав и концентрации компонентов могут влиять на полную эффективность и производительность проводимых ниже по течению технологических операций, таких как, например, атмосферное выщелачивание или автоклавное выщелачивание.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения размер частиц содержащего медь исходного материала уменьшают для того, чтобы облегчить транспортирование жидкости и оптимизировать технологические операции атмосферного или автоклавного выщелачивания и последующих процессов извлечения металла. В настоящее время известно множество приемлемых технологий и устройств для уменьшения размера частиц содержащего медь материала, таких как шаровые мельницы, башенные мельницы, мельницы сверхмелкого помола, фрикционные мельницы, мельницы с мешалкой, горизонтальные мельницы и т.п., причем для этого могут быть использованы и вновь разработанные дополнительные новые технологии, позволяющие добиться желательного результата повышения площади поверхности материала, подлежащего обработке. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения такой результат является желательным, так как скорость реакции в ходе выщелачивания обычно возрастает при увеличении площади поверхности содержащего медь материала, так что измельчение содержащего медь материала ранее проведения автоклавного выщелачивания потока материала обычно позволяет использовать более умеренные условия температуры и давления в автоклаве для выщелачивания, а также позволяет снизить время проведения реакции окисления в ходе автоклавного выщелачивания.
На фиг. 1 показан примерный вариант осуществления настоящего изобретения, в котором медь представляет собой металл, который должен быть извлечен из содержащего медь материала, такого как сульфидная руда. Для подготовки к пенной флотации питающий поток содержащего медь материала измельчают до размера частиц, подходящего для освобождения содержащих минерал частиц из материалов пустой породы. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения содержащий медь материал измельчают с использованием, например, шаровой мельницы и направляют на обычную операцию флотации. В соответствии с первым аспектом настоящего изобретения содержащий медь материал имеет Р80 ориентировочно менее 250 мкм, а преимущественно Р80 ориентировочно от 75 до 150 мкм, причем оптимальный размер зависит от характеристик флотации и освобождения. Продукт после флотации преимущественно имеет Р80 ориентировочно менее 150 мкм, а преимущественно Р80 ориентировочно от 5 до 75 мкм. Однако могут быть использованы и другие размеры и распределения частиц, которые позволяют облегчить транспортирование жидкости и последующую обработку.
В соответствии с другим аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения измельченный содержащий медь материал объединяют с жидкостью для образования потока 101 содержащего медь материала. Жидкостью преимущественно является вода, однако также может быть использована и любая другая подходящая жидкость, такая как, например, рафинат, насыщенный раствор выщелачивания или обедненный электролит. Например, часть обедненного потока электролита 108 из процесса прямого электролиза может быть объединена с измельченным содержащим медь материалом, чтобы образовать поток 101 содержащего медь материала (на фиг. 1 это объединение не показано).
Объединение жидкости с содержащим медь материалом может быть осуществлено с использованием любой одной или нескольких технологий и устройств, таких как, например, поточное смешивание или же использование смесительного резервуара или другого подходящего резервуара. В соответствии с предпочтительным аспектом этого варианта изобретения поток материала имеет концентрацию содержащего медь материала ориентировочно менее 50% в пересчете на вес потока, а преимущественно ориентировочно 40% в пересчете на вес потока. Однако могут быть использованы и другие концентрации, которые подходят для транспортирования и последующей обработки.
В соответствии с первым аспектом настоящего изобретения желательно проводить разделение меди от кислоты в повторно используемом потоке обедненного электролита из операции электролиза, а также снижать количество загрязняющих веществ в той части потока, которую используют в процессе извлечения металла. В таком процессе разделения кислота, которая удалена из повторно используемого обедненного потока электролита, может быть выведена из технологического контура таким образом, что она захватывает по меньшей мере часть загрязняющих металл веществ и других растворимых загрязняющих веществ из содержащего медь питающего потока и повторно используемого потока обедненного электролита. Любое число известных или специально разработанных новых процессов и технологий разделения могут быть использованы для того, чтобы обеспечить разделение меди от кислоты в питающем потоке. Например, для этой цели могут быть использованы такие процессы и/или технологии разделения, как осаждение, низкотемпературное автоклавное выщелачивание, кислотная жидкостная экстракция и ионообмен, мембранное отделение, цементация, снижение давления, сульфидирование и/или использования ячеек регенерации.
- 3 005630
Аспект разделения в соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения способствует получению результирующего кислотного потока, который содержит относительно малую фракцию меди, которая может быть использована для выщелачивания, для регулирования рН или для других применений. Более того, использование процесса разделения в соответствии с этим аспектом настоящего изобретения является особенно предпочтительным, так как оно позволяет удалять загрязняющие вещества из потока не рафинированного содержащего медь материала и вводить их в результирующий кислотный поток. Так как результирующий кислотный поток преимущественно удаляют из процесса извлечения металла и используют в других операциях, сбрасывают в отходы или нейтрализуют, то содержащиеся в нем загрязняющие вещества также удаляются из процесса извлечения металла и поэтому не накапливаются в технологическом потоке. Это является существенным преимуществом, так как загрязняющие вещества, в особенности металлические загрязняющие вещества, оказывают вредное влияние на эффективность и рентабельность желательного процесса извлечения металла. Например, металлические загрязняющие вещества и другие вредные примеси в технологическом потоке, если не производить их тщательный контроль и/или снижение до минимума, могут ухудшать физические и/или химические параметры катодной меди, полученной за счет электролиза, что приводит к ухудшению качества медного продукта и его экономической ценности (стоимости).
Обратимся вновь к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что в соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения поток 101 содержащего медь материала подвергается операции разделения, такой как, например, операция осаждения, которая в этом примерном процессе служит для осаждения солюбилизированной меди из потока повторно используемого обедненного электролита на поверхностях твердых частиц в потоке содержащего медь материала. Как это обсуждается далее более подробно, важным преимуществом этого аспекта настоящего изобретения является то, что он позволяет производить извлечение меди из потока обедненного электролита, которая в противном случае могла бы быть потеряна или могла бы потребовать дополнительной обработки для извлечения; это потенциально приводит к существенным экономическим выгодам.
В соответствии с этим предпочтительным аспектом настоящего изобретения операция осаждения требует объединения в соответствующем технологическом резервуаре потока содержащего медь материала с потоком 109 диоксида серы (8О2) и потоком 108 обедненного электролита. Например, в показанном на фиг. 1 варианте поток 108 обедненного электролита может представлять собой поток повторно используемого кислотного сульфата меди, получаемого в ходе операции электролиза. Однако могут быть использованы и другие потоки, а преимущественно богатые медью потоки. В соответствии с первым аспектом этого варианта настоящего изобретения обедненный поток электролита 108 имеет концентрацию кислоты ориентировочно от 20 до 200 г/л, преимущественно ориентировочно от 30 до 150 г/л, а еще лучше ориентировочно от 50 до 120 г/л. В соответствии с другим аспектом этого варианта настоящего изобретения обедненный поток электролита 108 имеет концентрацию меди ориентировочно от 20 до 55 г/л, преимущественно ориентировочно от 25 до 50 г/л, а еще лучше, ориентировочно от 30 до 45 г/л. На стадии 1010 осаждения меди медь из обедненного потока электролита 108 осаждается с образованием желательного, богатого медью концентрата. Осаждение преимущественно проводят таким образом, что медь из обедненного электролита осаждается, по меньшей мере частично, на поверхности частиц не прореагировавшего содержащего медь материала в потоке 101 в виде сульфидов меди, таких как, например, Си8. Не желая связывать себя какой-либо особой теорией, все же можно полагать, что химическая реакция в ходе этой примерной операции осаждения меди, в которой, например, содержащим медь материалом является главным образом халькопирит, протекает следующим образом:
2Си+2 + СиРе82 + 48О2 + 4Н2О -> ЗСи8 + 38О/2 + 8Н* + Ре+2
СиРе82 + Си+2 -> Ре+2 + 2Си8 (возможная побочная реакция)
Другие медные минералы и другие сульфиды вступают в реакцию в различной степени в соответствии с аналогичными схемами реакций, в результате чего получают осадок меди и побочный продукт в виде слабой серной кислоты. В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения стадию 1010 разделения меди проводят при слегка повышенной температуре, такой как, например, ориентировочно от 70 до 180°С, преимущественно ориентировочно от 80 до 100°С, а еще лучше при температуре около 90°С. Нагревание, если оно необходимо, может быть произведено при помощи любого обычного средства, такого как электрические нагревательные спирали, нагревание поверхностного слоя (11еа1 ЫапкеЧ), жидкостной теплообмен и другие известные или вновь разработанные средства. В примерном процессе фиг. 1 пар, который получают в других областях процесса, например в виде потока 119 из резервуара для мгновенного испарения 1040 или потока 118 из ступени автоклавного выщелачивания 1030, может быть направлен в технологический резервуар ступени разделения меди 1010, чтобы получить теплоту, желательную для усиления процесса осаждения. Время протекания процесса осаждения меди может варьировать в зависимости от таких факторов, как рабочая температура в технологическом резервуаре и состав содержащего медь материала, но типично оно лежит в диапазоне ориентировочно от 30 мин до 6 ч. Условия осаждения преимущественно выбирают таким образом, чтобы осаждалось суще- 4 005630 ственное количество меди. Например, степени осаждения меди около 98% могут быть достигнуты в технологическом резервуаре, в котором поддерживается температура около 90°С в течение ориентировочно 4 ч.
Другими параметрами, которые следует учитывать при кондиционировании предназначенного для обработки питающего потока содержащего медь материала, являются фракция твердых частиц в питающем потоке и полный объем питающего потока. Таким образом, следует учитывать указанные и другие параметры, такие как, например, температура, давление, вязкость, плотность, состав и т. п. Несмотря на то, что эти параметры могут влиять или существенно не влиять на общий (результирующий) КПД (производительность) проводимых ниже по течению технологических операций во всех случаях, эти параметры могут влиять на размер оборудования и технические требования к материалам, на потребление энергии и другие важные аспекты процесса. Таким образом, проведенная заранее расчетная подстройка параметров потока для сложных или ресурсопотребляющих технологических стадий позволяет оказать положительное влияние на рентабельность выбранного процесса. Системы разделения твердой и жидкой фаз, такие как, например, системы фильтрации, контуры декантации в противотоке (ССП). концентраторы и т.п., которые позволяют регулировать указанные параметры, широко используют в промышленности.
В соответствии с первым аспектом варианта настоящего изобретения, показанного на фиг. 1, поток продукта 102, который обычно содержит частицы ковеллита и халькопирита, а также кислоту, содержит большую фракцию кислоты, полученной в ступени 1030 автоклавного выщелачивания и в ступени электролиза 1070, а также кислоту, полученную в ступени 1010 разделения меди.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения поток содержащего медь материала, поступающий на ступень автоклавного выщелачивания, содержит ориентировочно от 10 до 50 вес.% твердых веществ, а преимущественно ориентировочно от 20 до 40 вес.% твердых веществ. Для регулирования концентрации твердых веществ в потоке продукта 102 в соответствии с желательными параметрами, в соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения, поток продукта 102 направляют в контур 1020 разделения твердой и жидкой фаз. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения контур 1020 разделения твердой и жидкой фаз преимущественно включает в себя контур 1021 промывного концентратора, имеющий несколько ступеней концентрации, образующих конфигурацию контура декантации в противотоке (ССЭ), который осуществляет разделение существенного количества кислоты в потоке продукта от содержащих медь твердых частиц в нем. В показанном варианте, нижний продукт контура концентратора 1021 представляет собой питающий поток 103 для автоклавного выщелачивания, а верхний продукт представляет собой кислотный поток 110. Кислотный поток 110 преимущественно содержит только незначительное количество меди.
Выходящий из процесса кислотный поток 110 может быть использован, обработан, нейтрализован, спущен в сбросовый водоем и/или отправлен в отходы иными способами, причем выбор способа использования зависит в существенной степени от экономических факторов и действующих положений. В соответствии с первым аспектом показанного варианта, кислотный поток преимущественно может быть использован, например, в ходе операции атмосферного выщелачивания, когда требуется добавка кислоты для выщелачивания минералов медного оксида или сульфида. Такой операцией выщелачивания может быть кучное выщелачивание, чановое выщелачивание, выщелачивание с подушкой, выщелачивание в резервуаре с мешалкой или любая другая аналогичная операция. Кислота поглощается в этих операциях за счет реакции с поглощающими кислоту компонентами в руде.
На фиг. 2 показано, что кислотный поток 110 из контура концентратора 1021 (фиг. 1) направляют на операцию обычного атмосферного выщелачивания 2010. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения операция атмосферного выщелачивания 2010 представляет собой обычную потребляющую кислоту операцию кучного выщелачивания, в которой рудную постель 201 вводят в контакт с кислотным потоком 110 и, возможно, с другими технологическими потоками, такими как поток рафината 206 из последующей операции жидкостной экстракции 2020. В операции кучного выщелачивания 2010 кислота просачивается вниз через кучу руды, солюбилизирует медь в содержащей медь руде в виде сульфата меди и образует поток 203 богатого медью насыщенного раствора выщелачивания (РЬ8). При проведении операций обычного выщелачивания РЬ8 поток 203 направляют на блок жидкостной экстракции, такой как блок 2020 жидкостной экстракции на фиг. 2, чтобы получить имеющий высокую концентрацию и относительно чистый раствор сульфата меди, пригодный для электролиза. В соответствии с альтернативным аспектом настоящего изобретения, показанным на фиг. 2, РЬ8 поток 203 может быть не подвергнут жидкостной экстракции, а вместо этого может быть перемешан с другими содержащими медь технологическими потоками, после чего результирующий поток направляют в контур электролиза. Например, весь РЬ8 поток 203 или его часть (пунктирная линия на фиг. 2) может быть перемешан с потоком 106 содержащего медь раствора и с потоком 115 обедненного электролита в резервуаре рециркуляции электролита 1060 (с фиг. 1) с образованием результирующего потока продукта, подходящего для электролиза в контуре электролиза.
В соответствии с другим аспектом этого варианта настоящего изобретения, как уже вкратце было упомянуто здесь ранее, кислотный поток 110 преимущественно может удалять примеси из процесса, на
- 5 005630 пример из процесса электролиза. Такими примесями могут быть (но без ограничения) железо, алюминий, магний, натрий, калий и т.п., которые часто представлены в виде сульфатов. Если их не удалять, то такие примеси могут накапливаться до вредных уровней и могут отрицательно влиять на рентабельность производства и качество продукта (например, катодной меди). Наличие таких примесей в кислотном потоке 110 обычно не оказывает вредного влияния на упомянутую выше обработку кислотного потока 110.
В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения, который показан на фиг. 2, блок жидкостной экстракции 2020 очищает содержащий медь РЬ8 поток 203 из операции кучного выщелачивания за счет двух операций, а именно - операции экстракции, которая может иметь несколько стадий, и последующей операции стравливания. В ходе операции экстракции РЬ8 поток 203 вводят в контакт с органической фазой, образованной разбавителем, в котором растворен избирательный реагент меди (то есть экстрагент). Когда растворы вводят в контакт друг с другом, органический экстрагент химически удаляет медь из РЬ8, в результате чего образуется водный поток рафината. Поток рафината и органический поток затем разделяют в отстойнике. После разделения органической и водной фаз в отстойнике часть водной фазы (поток 206) обычно возвращают на проведение одной или нескольких операций выщелачивания и вновь вводят вместе с медью из руды в процесс атмосферного выщелачивания, чтобы образовать РЬ8. Органический поток проходит на вторую операцию процесса жидкостной экстракции, а именно - на операцию стравливания (растворения). В ходе операции стравливания органический поток входит в контакт с сильно кислотным электролитом. Этот кислотный раствор стравливает медь из экстрагента, в результате чего остается органическая фаза, главным образом обедненная медью. По меньшей мере часть водной фазы раствора стравливания (поток 204) направляют на установку для электролиза 2030 в виде богатого медью раствора. Водный поток 204 обрабатывают в установке для электролиза 2030, в результате чего получают катодную медь 207 и содержащий медь обедненный поток электролита 208, который в соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения частично может быть повторно направлен в блок жидкостной экстракции 2020.
В соответствии с первым альтернативным аспектом настоящего изобретения водный поток 204 может не поступать на электролиз непосредственно после его выхода из блока жидкостной экстракции, а вместо этого может быть смешан с другими содержащими медь технологическими потоками, после чего результирующий поток направляют в контур электролиза. Например, весь водный поток 204 или его часть (пунктирная линия) может быть смешан с содержащим медь потоком раствора 106 и с потоком обедненного электролита 115 в резервуаре рециркуляции электролита 1060 (из фиг. 1), чтобы образовать результирующий поток продукта, подходящий для проведения электролиза в контуре электролиза 1070. В таких случаях раствор стравливания, который используют в жидкостной экстракции 2020, вероятно будет образован отработанным электролитом из контура электролиза 1070.
Если выходящий кислотный поток 110 не используют в качестве побочного реагента или иным образом, то кислота может быть нейтрализована с использованием, например, поглощающей кислоту пустой породы (то есть хвостов обработки минерала) или при помощи нейтрализатора, такого как известняк или известь. Нейтрализация при помощи поглощающей кислоту пустой породы является относительно дешевой, так как нейтрализатор является бесплатным. С другой стороны, нейтрализация при помощи известняка или извести является менее экономически выгодной, так как оба эти реагента приходится покупать. Тем не менее, если нейтрализация желательна, то может быть использован любой подходящий способ нейтрализации кислоты, как известный, так и вновь разработанный.
Обратимся вновь к рассмотрению фиг. 1, на которой нижний поток суспензии из контура промывочного концентратора 1021, а именно - питающий поток 103 автоклавного выщелачивания в этом предпочтительном варианте настоящего изобретения содержит ориентировочно от 40 до 60 вес.% твердых веществ, причем баланс представляет собой разбавленный кислотный раствор. Общий состав разбавленного кислотного раствора зависит от отношения технической воды к кислоте, введенной в контур концентратора (то есть от промывочного отношения).
В соответствии с еще одним аспектом настоящего изобретения кондиционированный содержащий медь питающий поток преимущественно направляют на соответствующую обработку, такую как автоклавное выщелачивание, чтобы получить суспензию продукта 104, которая включает в себя содержащий медь раствор и остаток 114. Процесс обработки может быть выбран по желанию, но обычно таким образом, чтобы получить содержащий медь раствор, который имеет концентрации меди и кислоты, аналогичные концентрациям в потоке электролита, выходящего из контура жидкостной экстракции так, чтобы содержащий медь раствор преимущественно был пригоден для обработки в контуре электролиза. При этом могут быть использованы любые возможные технологии или комбинация технологий, которые позволяют получить соответствующий содержащий медь раствор без использования жидкостной экстракции. В соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения, как это показано на фиг. 1, питающий поток 103 автоклавного выщелачивания направляют на ступень автоклавного выщелачивания 1030, чтобы получить содержащую медь суспензию продукта 104.
В соответствии с одним из аспектов этого варианта настоящего изобретения питающий поток 103 автоклавного выщелачивания вводят в соответствующий автоклав для выщелачивания, которым может быть автоклав любой конструкции с необходимыми компонентами, позволяющий проводить обработку
- 6 005630 при желательных условиях температуры и давления в течение заданного времени обработки. В соответствии с предпочтительным вариантом для этого используют автоклав для выщелачивания 1031, который преимущественно представляет собой автоклав для выщелачивания с мешалкой, имеющий несколько отсеков.
Как правило, химические превращения, которые происходят в ходе стадии автоклавного выщелачивания 1030 при определенных условиях, приводящих к солюбилизации меди в содержащих медь материалах, таких как халькопирит, халькоцит или ковеллит, протекают в соответствии со следующими уравнениями:
4СиРе82 + 17О2 + 4Н2О Э· 4Си8О4 + 4Н28О4 + 2Ре2О3
2Си28 + 5О2 + 2Н28О4 -> 4Си8О4 + 2Н2О
Си8+2О2 ~>Си8О4
По желанию, условия в ходе автоклавного выщелачивания могут контролироваться таким образом, что часть сульфидной серы, которая имеется в питающем потоке, преобразуется в элементарную серу вместо сульфата. Можно полагать, что фракция халькопирита и ковеллита, которая образует серу вместо сульфата, вступает в реакцию в соответствии со следующими уравнениями:
4СиГе82 + 4Н28О4 + 5О2 4Си8О4 + 2Ге2О3 +88°+ 4Н2О
2Си8 + 2Н28О4 + О2 2Си+2 + 28О4'2 + 2Н2О +28°
Выщелачивание, которое протекает, например, в автоклаве для выщелачивания 1031, преимущественно проводят таким образом, чтобы содействовать солюбилизации меди с использованием предложенных здесь (или других) процессов. Как правило, должен быть предусмотрен тщательный контроль температуры и давления в автоклаве для выщелачивания. Например, в соответствии с первым аспектом изобретения в автоклаве для выщелачивания 1031 поддерживают температуру ориентировочно от 100 до 250°С, а преимущественно ориентировочно от 140 до 235°С. В соответствии с первым аспектом одного из вариантов настоящего изобретения, температуру в автоклаве для выщелачивания 1031 поддерживают ориентировочно от 140 до 180°С или в диапазоне ориентировочно от 150 до 175°С. В соответствии с другим вариантом изобретения температуру в автоклаве для выщелачивания 1031 преимущественно поддерживают ориентировочно от 200 до 235°С или в диапазоне ориентировочно от 210 до 225°С. Более того, полное рабочее давление в автоклаве для выщелачивания 1031 обязательно превышает атмосферное давление и лежит в диапазоне ориентировочно от 50 до 750 ρδΐ (фунт на квадратный дюйм). В соответствии с первым аспектом одного из вариантов настоящего изобретения давление преимущественно лежит в диапазоне ориентировочно от 200 до 450 ρδΐ, а еще лучше, ориентировочно от 250 до 400 ρδΐ. В соответствии с другим вариантом изобретения давление преимущественно поддерживают в диапазоне ориентировочно от 400 или от 500 до 700 ρδΐ.
В ходе автоклавного выщелачивания обычно желательно введение кислорода в автоклав для выщелачивания. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения в ходе автоклавного выщелачивания в автоклаве для выщелачивания 1031 достаточное количество кислорода 112 вводят в автоклав, чтобы поддерживать парциальное давление кислорода в автоклаве для выщелачивания 1031 ориентировочно от 50 до 200 ρδΐ, преимущественно ориентировочно от 75 до 150 ρδΐ, а еще лучше, ориентировочно от 100 до 125 ρδΐ.
Так как автоклавное выщелачивание многих сульфидов металлов является высоко экзотермическим процессом, причем выделяемая теплота обычно превышает теплоту, необходимую для нагревания питающего потока автоклавного выщелачивания 103 до желательной рабочей температуры, то охлаждающую жидкость 111 преимущественно вводят в контакт с питающим потоком автоклавного выщелачивания 103 в автоклаве для выщелачивания 1031 в ходе автоклавного выщелачивания. Охлаждающей жидкостью 111 преимущественно является техническая вода, но это может быть и любая другая подходящая охлаждающая жидкость из процесса рафинирования или из внешнего источника. В соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения достаточное количество охлаждающей жидкости 111 добавляют в автоклав для выщелачивания 1031, чтобы получить содержание твердых веществ в суспензии продукта 104 в диапазоне ориентировочно от 3 до 15 вес.% твердых веществ.
Время обработки при автоклавном выщелачивании обычно зависит от множества факторов, в том числе от состава содержащего медь питающего потока и рабочих давления и температуры в автоклаве для выщелачивания. В соответствии с первым аспектом настоящего изобретения время обработки при автоклавном выщелачивании лежит в диапазоне ориентировочно от 30 мин до 3 ч.
В соответствии с другим аспектом настоящего изобретения содержащий медь раствор кондиционируют для электролиза при помощи одной или нескольких химических и/или физических технологических операций. Во многом аналогично тому, как кондиционируют питающий поток содержащего медь материала для обработки в соответствии с описанными здесь выше аспектами настоящего изобретения,
- 7 005630 производят кондиционирование содержащего медь раствора, предназначенного для использования в контуре электролиза в соответствии с настоящим изобретением, чтобы обеспечить желательные значения состава, концентраций компонентов, объема, температуры и/или других физических и/или химических параметров. Обычно кондиционированный надлежащим образом содержащий медь раствор имеет относительно высокую концентрацию меди в кислотном растворе и малое содержание примесей. Параметры содержащего медь раствора, поступающего в контур электролиза, преимущественно поддерживают на постоянном уровне, чтобы повысить качество и однородность продукта в виде катодной меди.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения кондиционирование содержащего медь раствора для электролиза начинают путем подстройки некоторых физических параметров суспензии продукта из предыдущей технологической операции. В соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения, когда предыдущей технологической операцией является операция автоклавного выщелачивания, желательно понизить температуру и давление суспензии продукта. Предпочтительным способом регулировки характеристик температуры и давления предпочтительной суспензии продукта является атмосферное мгновенное испарение.
Таким образом, в соответствии с предпочтительным аспектом варианта изобретения, который показан на фиг. 1, производят мгновенное испарение суспензии продукта 104, поступающей из автоклава для выщелачивания 1031, в атмосферном резервуаре для мгновенного испарения 1040 или в другой подходящей атмосферной системе, позволяющей сбросить давление и произвести испарительное охлаждение суспензии продукта 104 за счет стравливания пара, с получением суспензии продукта 105, образованной после мгновенного испарения. Образованная после мгновенного испарения суспензия продукта 105 преимущественно имеет температуру в диапазоне ориентировочно от 90 до 101°С, концентрацию меди ориентировочно от 40 до 75 г/л и концентрацию кислоты ориентировочно от 20 до 100 г/л. Однако в соответствии с одним из аспектов настоящего изобретения образованная после мгновенного испарения суспензия продукта 105 также содержит порошковый твердый остаток, который содержит, например, оксид железа в качестве побочного продукта автоклавного выщелачивания, другие побочные продукты, драгоценные металлы и другие компоненты, которые являются нежелательными в питающем потоке контура электролиза. Таким образом, в соответствии с обсуждавшимися здесь ранее принципами желательно провести процесс разделения твердой и жидкой фаз в образованной после мгновенного испарения суспензии продукта таким образом, чтобы разделить фазу жидкости суспензии, которая представляет собой желательный содержащий медь раствор, от твердой фазы суспензии, которая представляет собой нежелательный остаток.
Обратимся еще раз к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что образованную после мгновенного испарения суспензию продукта 105 направляют на ступень разделения твердой и жидкой фаз 1050, такую как контур ΟΟΌ 1051. В альтернативном варианте настоящего изобретения ступень разделения твердой и жидкой фаз 1050 может содержать, например, концентратор или фильтр. Различные факторы, такие как баланс обрабатываемого материала, требования охраны окружающей среды, состав остатка, экономические соображения и т.п., могут влиять на принятие решения относительно использования контура ΟΟΌ, концентратора, фильтра или любого другого подходящего устройства в ступени разделения твердой и жидкой фаз 1050. В соответствии с первым аспектом предпочтительного варианта настоящего изобретения в контуре ΟΟΌ 1051 используют обычную промывку в противотоке потока остатка промывочной водой 113, чтобы извлечь (ввести) медь после выщелачивания в содержащий медь раствор продукта и снизить до минимума количество растворимой меди, поступающей на процессы извлечения драгоценного металла или на сброс остатка в отходы. Преимущественно используют большие отношения промывки для повышения эффективности разделения твердой и жидкой фаз в ступени 1050, то есть добавляют относительно большие количества промывочной воды 113 в остаток в контуре ΟΟΌ 1051. Преимущественно, часть раствора потока остатка разбавляют промывочной водой 113 в контуре ΟΟΌ 1051 таким образом, чтобы концентрация меди составляла ориентировочно от 5 до 200 частей на миллион (ррт) в части раствора потока остатка 114.
В зависимости от его состава, поток остатка 114 из ступени 1050 разделения твердой и жидкой фаз может быть направлен в отходы или подвергнут дополнительной обработке, такой как, например, операции извлечения драгоценного металла. Например, если поток остатка 114 содержит экономически существенную фракцию золота (а также серебра и/или других драгоценных металлов), то может быть желательно извлечь эту фракцию золота при помощи процесса планирования или другого подходящего способа извлечения. Если золото или другие драгоценные металлы извлекают из потока остатка 114 при помощи процесса планирования, то содержание загрязняющих веществ в потоке, таких как элементарная сера, аморфный осадок железа и не вступившие в реакцию медные минералы, преимущественно снижается до минимума. Такие материалы обычно повышают потребление реагента в процессе цианирования, в результате чего повышается стоимость извлечения драгоценного металла. Как уже было упомянуто здесь ранее, поэтому выгодно использовать большие количества промывочной воды или другого разбавляющего раствора в ходе процесса разделения твердой и жидкой фаз, чтобы поддерживать низкие уровни меди и кислоты в содержащем твердые вещества потоке остатка и за счет этого пытаться оптимизировать условия для последующего извлечения драгоценного металла.
- 8 005630
Как уже было упомянуто здесь ранее, тщательный контроль параметров содержащего медь раствора, поступающего в контур электролиза, особенно поддержание главным образом постоянного состава меди, может повышать качество получаемой при помощи электролиза меди за счет того, среди прочего, что это позволяет добиться равномерного осаждения меди на катоде и снизить пористость поверхности катодной меди, что могло бы снижать качество медного продукта и уменьшать его экономическую ценность. В соответствии с этим аспектом настоящего изобретения такой контроль процесса может быть обеспечен за счет использования любой из возможных конфигураций технологий и оборудования при условии, что выбранная система и/или способ позволяют поддерживать достаточно постоянным питающий поток, поступающий в контур электролиза.
Обратимся еще раз к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что в соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения содержащий медь поток раствора 106 из ступени разделения твердой и жидкой фаз 1050 направляют в бак 1060 для рециркуляции электролита. Бак 1060 для рециркуляции электролита позволяет упростить контроль процесса в контуре электролиза 1070, как это обсуждается далее более подробно. Содержащий медь поток раствора 106, который обычно содержит ориентировочно от 40 до 70 г/л меди и ориентировочно от 15 до 100 г/л кислоты, преимущественно смешивают с потоком 115 обедненного электролита в баке 1060 для рециркуляции электролита при отношении, подходящем для получения потока продукта 107, параметры которого могут быть выбраны для оптимизации результирующего продукта контура электролиза 1070.
Рассмотрим вкратце альтернативный вариант настоящего изобретения, показанный на фиг. 2, где дополнительный поток 205 обедненного электролита может быть смешан с потоком 115 обедненного электролита и с содержащим медь потоком раствора 106 в баке рециркуляции электролита 1060, для получения потока продукта 107, параметры которого могут быть выбраны в соответствии с принципами контроля процесса, которые уже обсуждались здесь ранее для варианта, показанного на фиг. 1. В соответствии с первым аспектом этого альтернативного варианта настоящего изобретения, поток 205 обедненного электролита преимущественно имеет состав, аналогичный составу потока 115 обедненного электролита. Кроме того, как уже было упомянуто здесь ранее, и другие потоки могут быть введены для перемешивания в бак рециркуляции электролита 1060, такие как, например, РЬ8 поток 203 (фиг. 2).
Обратимся еще раз к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что состав меди в потоке продукта 107 преимущественно поддерживают главным образом постоянным. Несмотря на то, что поток продукта 107 в преобладающих условиях может иметь концентрацию меди на уровне растворимости меди, поток продукта 107 преимущественно имеет концентрацию меди ориентировочно от 20 до 80 г/л, а еще лучше, ориентировочно от 30 до 60 г/л, и часто выше 40 г/л. В соответствии с первым аспектом примерного варианта настоящего изобретения клапаны управления установлены на каждом из трубопроводов, по которым поток 115 обедненного электролита и поток содержащего медь раствора 106 поступают в бак рециркуляции электролита 1060, чтобы упростить контроль перемешивания в этом баке.
На фиг. 1 показано, что медь из потока продукта 107 за счет электролиза превращается в продукт в виде чистой катодной меди. В соответствии с различными аспектами настоящего изобретения предлагается способ, в котором за счет надлежащего кондиционирования содержащего медь раствора может быть получен продукт 116 в виде имеющей высокое качество, однородно осажденной катодной меди без проведения процесса жидкостной экстракции для содержащего медь раствора ранее его введения в контур электролиза.
Специалисты легко поймут, что любые различные способы и устройства, предназначенные для электролиза меди и других металлов, подходят для использования в соответствии с настоящим изобретением при условии обеспечения требуемых технологических параметров выбранного способа или устройства. Для удобства и лучшего понимания настоящего изобретения контур электролиза, который используют в соответствии с различными вариантами настоящего изобретения, представляет собой такой контур электролиза, который выполнен с возможностью работы при обычных условиях. Контур электролиза может иметь ячейки электролиза, образованные в виде удлиненных прямоугольных резервуаров, которые содержат подвешенные параллельные плоские катоды из меди, чередующиеся с анодами из свинцового сплава, установленными перпендикулярно к длинной оси резервуара. Содержащий медь раствор выщелачивания может быть введен в резервуар, например, у одного его конца и может протекать перпендикулярно к плоскости параллельных анодов и катодов, при этом, если подвести ток, медь может осаждаться на катоде, а вода может электролизоваться с образованием кислорода и протонов у анода. В обычных ячейках электролиза скорость прохождения тока через ячейку эффективно ограничена скоростью, с которой ионы меди могут поступать из раствора на поверхность катода. Эта скорость, которая называется ограничивающей плотностью тока, является функцией ряда факторов, таких как концентрация меди, коэффициент диффузии меди, конфигурация ячейки и степень перемешивания водного раствора.
Можно полагать, что общий химический процесс извлечения меди при помощи электролиза из кислотного раствора протекает следующим образом:
- 9 005630
2Си8О4 + 2Н2О -> 2Си° + 2Н28О4 + О2
Катодная полуреакция: Си2+ + 2е ’ -> Си0
Анодная полуреакция: 2Н2О > 4Н4- + О2 + 4е '
Обратимся еще раз к рассмотрению фиг. 1, на которой показано, что в соответствии с предпочтительным вариантом осуществления настоящего изобретения поток продукта 107 направляют из бака 1060 для рециркуляции электролита в контур электролиза 1070, который содержит одну или несколько обычных ячеек электролиза.
В соответствии с предпочтительным аспектом настоящего изобретения контур электролиза 1070 позволяет получать продукт 116 в виде катодной меди, а также, возможно, поток 117 отходящих газов и относительно большой объем содержащей медь кислоты, которые обозначены здесь как потоки 108 и 115 обедненного электролита. Как уже было упомянуто здесь ранее, в показанном на фиг. 1 варианте изобретения потоки 108 и 115 обедненного электролита направляют соответственно на ступень осаждения меди 1010 и в бак 1060 для рециркуляции электролита. Потоки 108 и 115 обедненного электролита обычно имеют более низкую концентрацию меди, чем поток продукта 107, причем типичная концентрация меди в них составляет менее ориентировочно 40 г/л.
Несмотря на то, что были описаны несколько примерных вариантов осуществления изобретения, совершенно ясно, что конкретные описанные здесь и показанные на чертежах варианты служат только для пояснения изобретения и не носят ограничительного характера. Специалистами в данной области могут быть внесены изменения и дополнения в указанные примерные варианты, которые не выходят однако за рамки формулы изобретения. Например, несмотря на то, что в данном описании были сделаны ссылки на извлечение меди, настоящее изобретение с успехом может быть использовано и для извлечения других металлов из содержащих такие металлы материалов. Более того, несмотря на то, что некоторые предпочтительные аспекты настоящего изобретения, такие как технологии и устройства для кондиционирования технологических потоков и для осаждения меди, например, были описаны здесь как примерные варианты, следует иметь в виду, что такие аспекты настоящего изобретения могут быть достигнуты за счет использования любых других известных или вновь разработанных средств.
Claims (44)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, включающий в себя следующие операции:создание питающего потока, который содержит содержащий медь материал и кислоту;отделение по меньшей мере части указанного содержащего медь материала от кислоты в указанном питающем потоке с получением кислотного потока, содержащего по меньшей мере часть загрязнений и других примесей питающего потока, и питающего потока автоклавного выщелачивания, который включает в себя содержащий медь материал;автоклавное выщелачивание по меньшей мере части питающего потока автоклавного выщелачивания с получением суспензии продукта, которая включает в себя содержащий медь раствор и остаток;кондиционирование указанной суспензии продукта без использования технологий жидкостной экстракции с получением содержащего медь раствора, пригодного для электролиза;электролиз меди по меньшей мере из части указанного, содержащего медь раствора с получением катодной меди и содержащего медь потока обедненного электролита.
- 2. Способ по п.1, в котором операция создания питающего потока, который содержит содержащий медь материал, предусматривает создание питающего потока, который содержит руду или концентрат сульфида меди.
- 3. Способ по п.1, в котором операция отделения предусматривает введение в реакцию по меньшей мере части меди в содержащем медь потоке электролита в присутствии диоксида серы, в результате чего по меньшей мере часть меди в указанном, содержащем медь потоке электролита осаждается в виде сульфида меди по меньшей мере на части содержащего медь материала в питающем потоке.
- 4. Способ по п.1, в котором операция выщелачивания предусматривает выщелачивание по меньшей мере части питающего потока автоклавного выщелачивания в автоклаве для выщелачивания при температуре от 100 до 250 °С и при полном рабочем давлении от 50 до 750 фунтов на квадратный дюйм.
- 5. Способ по п.1, в котором операция выщелачивания предусматривает выщелачивание по меньшей мере части питающего потока автоклавного выщелачивания в автоклаве для выщелачивания и дополнительно предусматривает введение кислорода в автоклав для выщелачивания для поддерживания парциального давления кислорода в автоклаве для выщелачивания от 50 до 200 фунтов на квадратный дюйм.
- 6. Способ по п.4, в котором операция выщелачивания дополнительно предусматривает введение кислорода в автоклав для выщелачивания для поддержания парциального давления кислорода в автоклаве для выщелачивания от 50 до 200 фунтов на квадратный дюйм.- 10 005630
- 7. Способ по п.1, в котором операция кондиционирования дополнительно предусматривает проведение разделения твердой и жидкой фаз по меньшей мере в части указанной суспензии продукта, за счет чего по меньшей мере часть содержащего медь раствора отделяют от указанного остатка.
- 8. Способ по п.7, в котором операция кондиционирования дополнительно предусматривает смешивание по меньшей мере части содержащего медь раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков для достижения желательной концентрации меди в указанном, содержащем медь растворе.
- 9. Способ по п.7, в котором операция кондиционирования дополнительно предусматривает смешивание по меньшей мере части содержащего медь раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков для достижения концентрации меди в содержащем медь растворе от 20 до 75 г/л.
- 10. Способ по п.1, который дополнительно включает в себя операцию использования по меньшей мере части указанного кислотного потока, выходящего из операции отделения, для проведения по меньшей мере одной из операций, выбранных из группы, в которую входят кучное выщелачивание, чановое выщелачивание, выщелачивание из отвалов или штабельное выщелачивание, выщелачивание с подушкой, выщелачивание в резервуаре с мешалкой и бактериальное выщелачивание.
- 11. Способ по п.7, в котором операция кондиционирования дополнительно предусматривает смешивание по меньшей мере части содержащего медь раствора по меньшей мере с частью содержащего медь потока электролита для достижения концентрации меди в указанном, содержащем медь растворе от 20 до 75 г/л.
- 12. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, предусматривающий:создание питающего потока измельченного содержащего медь материала;введение в реакцию по меньшей мере части указанного питающего потока по меньшей мере с частью содержащего медь потока обедненного электролита в кислотной среде с получением потока осажденного продукта, который содержит твердый, содержащий медь осадок;проведение разделения твердой и жидкой фаз указанного потока осажденного продукта с получением потока раствора, который содержит кислоту, и потока автоклавного выщелачивания, который содержит содержащий медь материал и остаток кислоты;кондиционирование по меньшей мере части указанного потока автоклавного выщелачивания для изменения по меньшей мере одного физического параметра, выбранного из группы, в которую входят температура, давление, объем, содержание твердых веществ, состав и плотность;автоклавное выщелачивание по меньшей мере части указанного потока автоклавного выщелачивания с получением суспензии продукта, которая содержит содержащий медь раствор и остаток;снижение температуры и давления указанной суспензии продукта в баке для мгновенного испарения;отделение по меньшей мере части указанного, содержащего медь раствора от указанного остатка с использованием технологии физического разделения;смешивание по меньшей мере части указанного содержащего медь раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков с получением содержащего медь потока продукта, имеющего желательную концентрацию меди;электролиз меди из указанного содержащего медь раствора или из указанного содержащего медь потока продукта с получением катодной меди и содержащего медь поток обедненного электролита;повторное направление по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита из указанной операции электролиза в указанную операцию проведения реакции;возможно, повторное направление по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита из указанной операции электролиза в указанную операцию смешивания.
- 13. Способ по п.12, в котором операция создания питающего потока измельченного содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока измельченных руды или концентрата сульфида меди.
- 14. Способ по п.12, в котором операция создания питающего потока измельченного содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока измельченного халькопирита.
- 15. Способ по п.12, в котором операция введения в реакцию предусматривает введение в реакцию по меньшей мере части указанной меди в указанном содержащем медь потоке обедненного электролита, в присутствии диоксида серы, в результате чего по меньшей мере часть указанной меди из указанного содержащего медь потока обедненного электролита осаждается в виде сульфида меди по меньшей мере на части содержащего медь материала в указанном питающем потоке.
- 16. Способ по п.12, в котором операция автоклавного выщелачивания по меньшей мере части потока автоклавного выщелачивания предусматривает проведение автоклавного выщелачивания по меньшей мере части указанного потока в автоклаве для выщелачивания, при температуре от 100 до 250°С и давлении от 50 до 750 фунтов на квадратный дюйм.- 11 005630
- 17. Способ по п.16, в котором операция выщелачивания дополнительно предусматривает введение кислорода в автоклав для выщелачивания для поддержания парциального давления в автоклаве для выщелачивания от 50 до 200 фунтов на квадратный дюйм.
- 18. Способ по п.12, в котором операция смешивания предусматривает смешивание по меньшей мере части содержащего медь раствора с по меньшей мере частью одного или нескольких содержащих медь потоков с получением концентрации меди в содержащем медь растворе от 20 до 75 г/л.
- 19. Способ по п.12, в котором операция смешивания предусматривает смешивание по меньшей мере части содержащего медь раствора с по меньшей частью содержащего медь потока электролита с получением концентрации меди в содержащем медь растворе от 20 до 75 г/л.
- 20. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, включающий в себя следующие операции:(a) создание питающего потока содержащего медь материала, в котором указанный содержащий медь материал содержит по меньшей мере один материал, выбранный из группы, в которую входят руда сульфида меди, концентрат сульфида меди или другой содержащий медь материал;(b) введение в реакцию по меньшей мере части указанного питающего потока по меньшей мере с частью содержащего медь потока электролита в кислотной среде с получением потока автоклавного вышелачивания, который содержит твердый осадок меди и кислоту;(c) снижение количества кислоты в потоке автоклавного вышелачивания с использованием устройства разделения твердой и жидкой фаз;(б) выщелачивание по меньшей мере части потока автоклавного выщелачивания в окисляющей среде при температуре от 100 до 250°С и давлении от 50 до 750 фунтов на квадратный дюйм с получением суспензии продукта, которая содержит содержащий медь раствор и остаток;(е) кондиционирование указанной суспензии продукта без использования технологий жидкостной экстракции с получением содержащего медь потока продукта, пригодного для электролиза, причем указанная операция кондиционирования предусматривает отделение по меньшей мере части указанного содержащего медь раствора от указанного остатка с использованием технологий разделения твердой и жидкой фаз и смешивание по меньшей мере части указанного содержащего медь раствора с по меньшей мере частью содержащего медь потока электролита, при соотношении компонентов смеси, которое позволяет получить содержащий медь поток продукта, имеющий концентрацию меди от 20 до 75 г/л;(ί) электролиз меди из указанного содержащего медь потока продукта с получением катодной меди и содержащей медь поток обедненного электролита.
- 21. Способ по п.20, который дополнительно включает в себя операцию (д) повторного направления по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита, полученного в операции электролиза (ί), в операцию проведения реакции (Ь).
- 22. Способ по п.20, который дополнительно включает в себя операцию (д) повторного направления по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита, полученного в операции электролиза (ί), в операцию смешивания (е).
- 23. Способ по п.20, который дополнительно включает в себя следующие операции:(д) повторное направление по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита, полученного в операции электролиза (ί), в операцию проведения реакции (Ь);(11) повторное направление по меньшей мере части указанного содержащего медь потока обедненного электролита, полученного в операции электролиза (ί), в операцию смешивания (е).
- 24. Способ по п.20, в котором операция создания питающего потока содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока, который содержит руду или концентрат сульфида меди, имеющие Р80 от 5 до 75 мкм, причем операция выщелачивания предусматривает выщелачивание по меньшей мере части потока автоклавного выщелачивания в окисляющей среде при температуре от 140 до 180°С и при давлении от 200 до 450 фунтов на квадратный дюйм.
- 25. Способ по п.20, в котором операция создания питающего потока содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока, который содержит руду или концентрат сульфида меди, имеющих Р80 от 5 до 75 мкм, причем операция выщелачивания предусматривает выщелачивание по меньшей мере части указанного входного потока в кислотной среде при температуре от 200 до 235°С и при давлении от 400 до 700 фунтов на квадратный дюйм.
- 26. Способ по п.20, в котором операция введения в реакцию предусматривает введение в реакцию по меньшей мере части меди из содержащего медь потока обедненного электролита с диоксидом серы, в результате чего по меньшей мере часть указанной медь из указанного содержащего медь потока обедненного электролита осаждается в виде сульфида меди по меньшей мере на части содержащего медь материала в питающем потоке.
- 27. Способ по п.20, в котором операция кондиционирования дополнительно предусматривает контроль концентрации меди в указанном содержащем медь потоке продукта с обеспечением поддержания концентрации меди в содержащем медь потоке продукта, поступающем в указанный контур электролиза на уровне 40 г/л.- 12 005630
- 28. Способ, по п.20, в котором операция снижения количества кислоты в потоке автоклавного выщелачивания дополнительно предусматривает уменьшение количества загрязняющих веществ в этом потоке.
- 29. Способ извлечения меди из содержащего медь материала, включающий в себя следующие операции:создание питающего потока измельченного, содержащего медь материала;введение в реакцию по меньшей мере части указанного питающего потока по меньшей мере с частью содержащего медь потока обедненного электролита в кислотной среде с получением потока продукта осаждения, который содержит твердый содержащий медь осадок;автоклавное выщелачивание по меньшей мере части указанного потока продукта осаждения с получением содержащего медь раствора и осадка;электролиз меди из указанного содержащего медь раствора с получением катодной меди и содержащего медь потока обедненного электролита.
- 30. Способ по п.29, в котором операция создания питающего потока измельченного содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока, который содержит измельченные руду или концентрат сульфида меди.
- 31. Способ по п.29, в котором операция создания питающего потока измельченного, содержащего медь материала предусматривает создание питающего потока, который содержит измельченный халькопирит.
- 32. Способ по п.29, в котором операция автоклавного выщелачивания по меньшей мере части потока продукта осаждения предусматривает автоклавное выщелачивание по меньшей мере части этого потока в автоклаве для выщелачивания при температуре от 100 до 250°С и при давлении от 50 до 750 фунтов на квадратный дюйм.
- 33. Способ по п.32, в котором операция выщелачивания дополнительно предусматривает введение кислорода в автоклав для выщелачивания для поддержания парциального давления кислорода в автоклаве для выщелачивания от 50 до 200 фунтов на квадратный дюйм.
- 34. Способ по п.29, который дополнительно включает в себя операцию повторного введения по меньшей мере части потока обедненного электролита из операции электролиза в операцию проведения реакции.
- 35. Система извлечения меди из содержащего медь материала, включающая в себя реактор, причем указанный реактор подходит для выщелачивания по меньшей мере части содержащего медь питающего потока при помощи по меньшей мере части содержащего медь потока электролита в кислотной среде с получением питающего потока автоклавного выщелачивания, содержащего твердый остаток меди и кислоту;автоклав для выщелачивания, причем указанный автоклав для выщелачивания подходит для выщелачивания по меньшей мере части указанного питающего потока автоклавного выщелачивания в кислотной среде при повышенных температуре и давлении с получением суспензии продукта, которая содержит содержащий медь раствор и остаток;средство для кондиционирования указанной суспензии продукта без использования технологий жидкостной экстракции с получением содержащего медь раствора, который подходит для электролиза, и остатка;контур электролиза, причем указанный контур электролиза подходит для электролиза меди из содержащего медь раствора с получением катодной меди и содержащего медь потока обедненного электролита.
- 36. Система по п.35, которая дополнительно содержит контур разделения твердой и жидкой фаз, причем указанный контур разделения твердой и жидкой фаз приспособлен для разделения по меньшей мере части указанного твердого осадка меди от кислоты с получением концентрированного, содержащего медь входного потока.
- 37. Система по п.35, в которой средство для кондиционирования суспензии продукта представляет собой контур разделения твердой и жидкой фаз, приспособленный для разделения по меньшей мере части содержащего медь раствора в суспензии продукта от остатка в суспензии продукта с получением содержащего медь раствора, который подходит для электролиза.
- 38. Система по п.35, в которой средство для кондиционирования суспензии продукта содержит средство контроля концентрации меди в содержащем медь растворе.
- 39. Система по п.35, в которой средство для кондиционирования суспензии продукта содержит средство контроля концентрации меди в содержащем медь растворе для поддержания концентрации меди в содержащем медь растворе, поступающем в контур электролиза на уровне 40 г/л.
- 40. Система по п.35, в которой средство для кондиционирования суспензии продукта содержит средство для смешивания по меньшей мере части содержащего медь раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков с достижением желательной концентрации меди в содержащем медь растворе.- 13 005630
- 41. Система по п.40, в которой средство для кондиционирования суспензии продукта содержит средство для смешивания по меньшей мере части содержащего медь раствора по меньшей мере с частью содержащего медь потока обедненного электролита с достижением концентрации меди в содержащем медь растворе от 20 до 75 г/л.
- 42. Система по п.35, которая дополнительно содержит средство для повторного направления по меньшей мере части содержащего медь потока обедненного электролита из контура электролиза в реактор.
- 43. Система по п.40, которая дополнительно содержит средство для повторного направления по меньшей мере части содержащего медь потока обедненного электролита из контура электролиза в средство для смешивания.
- 44. Система по п.40, которая дополнительно содержит средство для повторного направления по меньшей мере части содержащего медь потока обедненного электролита из контура электролиза реактор, а также средство для повторного направления по меньшей мере части содержащего медь потока обедненного электролита из контура электролиза в средство для смешивания.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US09/912,921 US6451089B1 (en) | 2001-07-25 | 2001-07-25 | Process for direct electrowinning of copper |
| PCT/US2002/023454 WO2003010362A2 (en) | 2001-07-25 | 2002-07-24 | Process for direct electrowinning of copper |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200400225A1 EA200400225A1 (ru) | 2004-06-24 |
| EA005630B1 true EA005630B1 (ru) | 2005-04-28 |
Family
ID=25432700
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200400225A EA005630B1 (ru) | 2001-07-25 | 2002-07-24 | Способ (варианты) и система извлечения меди из содержащего медь материала |
Country Status (16)
| Country | Link |
|---|---|
| US (4) | US6451089B1 (ru) |
| EP (1) | EP1412557B1 (ru) |
| JP (1) | JP4051029B2 (ru) |
| AP (1) | AP1658A (ru) |
| AT (1) | ATE321155T1 (ru) |
| AU (1) | AU2002329630B2 (ru) |
| BR (1) | BR0211410B1 (ru) |
| CA (1) | CA2454821C (ru) |
| DE (1) | DE60210112D1 (ru) |
| EA (1) | EA005630B1 (ru) |
| ES (1) | ES2259381T3 (ru) |
| MX (1) | MXPA04000749A (ru) |
| PE (1) | PE20030217A1 (ru) |
| PL (1) | PL205105B1 (ru) |
| WO (1) | WO2003010362A2 (ru) |
| ZA (1) | ZA200400539B (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 (26)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE60106269T2 (de) * | 2000-07-25 | 2006-02-16 | Phelps Dodge Corporation, Phoenix | Behandlung von elementarschwefel enthaltenden materialien durch druck-laugung bei hoher temperatur zur erzeugung von schwefelsäure und zur metallgewinnung |
| DE60116323D1 (de) * | 2000-07-25 | 2006-02-02 | Phelps Dodge Corp Phoenix | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for 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 |
| JP3948342B2 (ja) * | 2002-05-10 | 2007-07-25 | 住友金属鉱山株式会社 | 銅鉱石からの銅回収方法 |
| CA2588257C (en) * | 2004-10-29 | 2010-03-09 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| 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 |
| US7402999B2 (en) * | 2005-11-30 | 2008-07-22 | General Electric Company | Pulsed eddy current pipeline inspection system and method |
| US20090293680A1 (en) * | 2006-03-28 | 2009-12-03 | Ian Christopher Ritchie | Processing of Metal Values from Concentrates |
| CA2649851C (en) * | 2006-05-01 | 2011-09-27 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
| US7648643B1 (en) | 2006-06-21 | 2010-01-19 | Phitex, L.L.L.P. | Metal recovery process and method |
| WO2008016541A1 (en) * | 2006-07-31 | 2008-02-07 | Wayne Charles Walker | Constituent maintenance of a copper sulfate bath through chemical dissolution of copper metal |
| US7964015B2 (en) * | 2007-05-23 | 2011-06-21 | Contact Marketing Solutions, Llc | Metal extraction without cyanide |
| JP5209249B2 (ja) * | 2007-08-03 | 2013-06-12 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 銅の製造方法 |
| JP5165958B2 (ja) * | 2007-08-03 | 2013-03-21 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 |
| JP5209248B2 (ja) * | 2007-08-03 | 2013-06-12 | Ｄｏｗａメタルマイン株式会社 | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
| US7993501B2 (en) * | 2007-11-07 | 2011-08-09 | Freeport-Mcmoran Corporation | Double contact bar insulator assembly for electrowinning of a metal and methods of use thereof |
| 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 |
| JP5576221B2 (ja) * | 2010-09-10 | 2014-08-20 | 国立大学法人秋田大学 | 金属の浸出方法 |
| US9605353B2 (en) | 2011-05-27 | 2017-03-28 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for advanced electrochemical modification of liquids |
| US9011669B2 (en) | 2012-09-17 | 2015-04-21 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for electrochemical modification of liquids |
| FI125388B (en) * | 2013-06-07 | 2015-09-30 | Outotec Finland Oy | Method for the recovery of copper and precious metals |
| CN104357661B (zh) * | 2014-10-30 | 2017-05-31 | 云南铜业股份有限公司 | 一种从铅冰铜中综合回收铜、铟的方法 |
| CA2987795C (en) | 2015-07-06 | 2021-12-28 | Sherritt International Corporation | Recovery of copper from arsenic-containing process feed |
| PE20191621A1 (es) | 2017-04-14 | 2019-11-06 | Sherritt Int Corporation | Lixiviacion oxidativa presurizada, de bajo contenido de solidos y baja acidez de materiales de alimentacion sulfurados |
Family Cites Families (68)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
| US3669651A (en) | 1970-04-15 | 1972-06-13 | Kennecott Copper Corp | Reduction of ferric ions in cyclic process of leaching and precipitation of copper |
| US3961028A (en) | 1971-04-02 | 1976-06-01 | Anumin Pty. Limited | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions |
| AU4229072A (en) * | 1972-02-16 | 1973-11-22 | Solbeck E | Wide-orifice extrusion die |
| 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 |
| US3917519A (en) * | 1974-02-27 | 1975-11-04 | Freeport Minerals Co | Process for the manufacture of electrolytic copper |
| 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 |
| US4039405A (en) | 1976-05-14 | 1977-08-02 | Continental Oil Company | Leaching copper ores and solvent extraction of the copper-bearing solutions |
| US4069119A (en) | 1976-05-14 | 1978-01-17 | Continental Oil Company | Copper recovery by leaching and ion exchange |
| CA1093837A (en) | 1976-06-04 | 1981-01-20 | Gerald F. Fountain | Dump leaching |
| US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
| 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 |
| US4093526A (en) * | 1977-09-08 | 1978-06-06 | Amax Inc. | Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper |
| US4619814A (en) | 1978-05-05 | 1986-10-28 | Provincial Holdings Ltd. | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates |
| 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 |
| 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 |
| US4892715A (en) | 1982-12-20 | 1990-01-09 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
| US4880607A (en) | 1982-12-20 | 1989-11-14 | 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 |
| US4606764A (en) * | 1983-08-17 | 1986-08-19 | Resource Technology Associates | Method of recovering metals from ores using a formate reducing agent |
| 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 |
| US4895597A (en) | 1986-01-16 | 1990-01-23 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
| US4814007A (en) | 1986-01-16 | 1989-03-21 | 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 |
| CA2071626C (en) * | 1991-10-25 | 2001-08-14 | Ian James Corrans | 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 |
| US5902474A (en) | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| USRE37251E1 (en) * | 1993-07-29 | 2001-07-03 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| 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 |
| 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 |
| 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 |
| US6528784B1 (en) * | 1999-12-03 | 2003-03-04 | Thermo Finnigan Llc | Mass spectrometer system including a double ion guide interface and method of operation |
| US6660059B2 (en) * | 2000-05-19 | 2003-12-09 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
| US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
-
2001
- 2001-07-25 US US09/912,921 patent/US6451089B1/en not_active Expired - Lifetime
-
2002
- 2002-07-24 AT AT02765870T patent/ATE321155T1/de not_active IP Right Cessation
- 2002-07-24 DE DE60210112T patent/DE60210112D1/de not_active Expired - Lifetime
- 2002-07-24 EP EP02765870A patent/EP1412557B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2002-07-24 AU AU2002329630A patent/AU2002329630B2/en not_active Ceased
- 2002-07-24 MX MXPA04000749A patent/MXPA04000749A/es active IP Right Grant
- 2002-07-24 WO PCT/US2002/023454 patent/WO2003010362A2/en active IP Right Grant
- 2002-07-24 EA EA200400225A patent/EA005630B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2002-07-24 JP JP2003515706A patent/JP4051029B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 2002-07-24 CA CA002454821A patent/CA2454821C/en not_active Expired - Fee Related
- 2002-07-24 PL PL367714A patent/PL205105B1/pl not_active IP Right Cessation
- 2002-07-24 AP APAP/P/2004/002966A patent/AP1658A/en active
- 2002-07-24 ES ES02765870T patent/ES2259381T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2002-07-24 BR BRPI0211410-0A patent/BR0211410B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2002-07-25 PE PE2002000660A patent/PE20030217A1/es not_active Application Discontinuation
- 2002-09-09 US US10/238,399 patent/US6663689B2/en not_active Expired - Fee Related
-
2003
- 2003-12-15 US US10/737,420 patent/US6972107B2/en not_active Expired - Lifetime
-
2004
- 2004-01-23 ZA ZA200400539A patent/ZA200400539B/xx unknown
-
2005
- 2005-12-05 US US11/164,767 patent/US20060196313A1/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 |
|---|---|
| BR0211410B1 (pt) | 2011-12-27 |
| US20060196313A1 (en) | 2006-09-07 |
| EP1412557A2 (en) | 2004-04-28 |
| ATE321155T1 (de) | 2006-04-15 |
| US6663689B2 (en) | 2003-12-16 |
| AP2004002966A0 (en) | 2003-03-31 |
| US20030019331A1 (en) | 2003-01-30 |
| US6451089B1 (en) | 2002-09-17 |
| WO2003010362A2 (en) | 2003-02-06 |
| WO2003010362B1 (en) | 2003-10-23 |
| ZA200400539B (en) | 2004-11-19 |
| AP1658A (en) | 2006-09-04 |
| JP2004536966A (ja) | 2004-12-09 |
| WO2003010362A3 (en) | 2003-08-28 |
| EP1412557B1 (en) | 2006-03-22 |
| ES2259381T3 (es) | 2006-10-01 |
| PL205105B1 (pl) | 2010-03-31 |
| BR0211410A (pt) | 2004-11-09 |
| JP4051029B2 (ja) | 2008-02-20 |
| EA200400225A1 (ru) | 2004-06-24 |
| PL367714A1 (en) | 2005-03-07 |
| CA2454821C (en) | 2008-04-29 |
| CA2454821A1 (en) | 2003-02-06 |
| MXPA04000749A (es) | 2004-07-08 |
| US20040130076A1 (en) | 2004-07-08 |
| US6972107B2 (en) | 2005-12-06 |
| PE20030217A1 (es) | 2003-04-03 |
| DE60210112D1 (de) | 2006-05-11 |
| AU2002329630B2 (en) | 2005-10-13 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA005630B1 (ru) | Способ (варианты) и система извлечения меди из содержащего медь материала | |
| US7485216B2 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction | |
| US6680034B2 (en) | Method for recovering metal values from metal-containing materials using high temperature pressure leaching | |
| AU2002329630A1 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| US7722756B2 (en) | Process for multiple stage direct electrowinning of copper | |
| US20120060651A1 (en) | Controlled copper leach recovery circuit | |
| AU2001277182A1 (en) | Method for Recovering Copper from Sulfide Ore Materials Using High Temperature Pressure Leaching, Solvent Extraction and Electrowinning |
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 |