EA010061B1 - Извлечение металлов из окисленных металлсодержащих материалов - Google Patents

Извлечение металлов из окисленных металлсодержащих материалов Download PDF

Info

Publication number
EA010061B1
EA010061B1 EA200601767A EA200601767A EA010061B1 EA 010061 B1 EA010061 B1 EA 010061B1 EA 200601767 A EA200601767 A EA 200601767A EA 200601767 A EA200601767 A EA 200601767A EA 010061 B1 EA010061 B1 EA 010061B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
metal
solution
stage
leaching
acid
Prior art date
Application number
EA200601767A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200601767A1 (ru
Inventor
Джон Мойес
Фрэнк Хауллис
Эндрю Тонг
Original Assignee
Интэк Лтд.
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from AU2004901591A external-priority patent/AU2004901591A0/en
Application filed by Интэк Лтд. filed Critical Интэк Лтд.
Publication of EA200601767A1 publication Critical patent/EA200601767A1/ru
Publication of EA010061B1 publication Critical patent/EA010061B1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0407Leaching processes
    • C22B23/0415Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
    • C22B23/0423Halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/02Working-up flue dust
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Способ извлечения целевого металла из окисленного металлсодержащего материала, включающий стадии, на которых на стадии получения кислоты добавляют серную кислоту в раствор, включающий галогенид металла, для образования кислого водного галогенидного раствора; на стадии выщелачивания, которая является отдельной от стадии получения кислоты, выщелачивают окисленный металлсодержащий материал кислым водным галогенидным раствором для выщелачивания целевого металла в раствор; передают раствор со стадии выщелачивания на стадию извлечения целевого металла, на которой целевой металл извлекают из раствора, пока галогенид металла сохраняется в растворе; и возвращают раствор с галогенидом металла в нем со стадии извлечения целевого металла на стадию получения кислоты.

Description

Раскрыт способ извлечения металлов из окисленных металлсодержащих материалов. Термин «окисленный металлсодержащий материал» включает латеритные материалы, пыли и остатки дуговой электропечи (ЕЛТ), остатки производства электролитического цинка, оксиды цинка и ферриты цинка, гетит, триоксид мышьяка и т.д. Латеритными материалами обычно являются латеритные руды, такие как никель, кобальт и необязательно другие латериты металлов.
Предшествующий уровень техники
Окисленные металлсодержащие материалы, такие как латериты, могут обладать огнеупорными свойствами. Ввиду этого были использованы способы плавления для извлечения металлов, таких как никель и кобальт, из таких материалов. Однако неблагоприятные экологические последствия процессов плавления привели к разработке гидрометаллургического процесса извлечения для некоторых окисленных металлсодержащих материалов.
Известные гидрометаллургические способы извлечения металлов, таких как никель и/или кобальт, из латеритных руд, прежде всего, включают кислотное выщелачивание под давлением, обычно при высоком давлении, и использование серной кислоты. Серная кислота используется из-за ее распространенности, стоимости и широко известного химического состава. В патенте И8 6261527 раскрыт гидрометаллургический процесс извлечения никеля и/или кобальта из латеритных руд, включающий атмосферное давление, однако, он все еще включает сернокислотное выщелачивание.
Недавно был предложен процесс, который основан на хлоридно-кислотном выщелачивании в отличие от сернокислотного выщелачивания. В то время как хлоридная выщелачивающая среда является мощным выщелачивателем, она является коррозийной и требует устройства, устойчивого к хлоридам. Хлоридной среды также избегают, так как она дает высокий расход кислоты и может представлять трудности при управлении выщелачиванием железа и магния, оба металла обычно содержатся в латеритах.
Компания СйскЬаг Рс5оигсс5 (в настоящее время известная как 1адиаг №скс1 1пс.) на Конференции ЛЬТЛ 2002 в Перте, Западная Австралия, прошедшей 18-20 мая 2003, представила доклад (Никель/Кобальт - 9 сессия). Доклад назывался Всуопй РАБ: Т11с СйскЬаг Ορΐίοη, ААЬ, в котором представлен способ атмосферного хлоридно-кислотного выщелачивания никеля из латеритных руд. В настоящее время способ раскрыт в \УО 2004/101833.
Способ СйскЬаг требует использования стадии процесса пирогидролиза для регенерации из щелока способа НС1 в виде газа с целью повторного использования при выщелачивании и восстановлении оксида магния для использования на стадии осаждения никеля/кобальта. Однако газ НС1 трудно обрабатывается, поскольку он является высококоррозионным. Более того, стадия пирогидролиза является эндотермической, требующей подвода значительной энергии и, следовательно, имеет высокие капитальные и эксплуатационные затраты.
Было бы выгодно, если бы мог быть предусмотрен галогенидный процесс для извлечения из окисленных металлсодержащих материалов металлов, таких как никель, кобальт, медь, драгоценные металлы, магний и т. д., которые не требуют стадии пирогидролиза, и которые не требуют повторного использования коррозийного газа для стадии кислотного выщелачивания.
Сущность изобретения
В первом варианте предлагают способ извлечения целевого металла из окисленного металлсодержащего материала, включающий стадии, на которых на стадии получения кислоты добавляют серную кислоту в раствор, включающий галогенид металла, для образования кислого водного галогенидного раствора;
на стадии выщелачивания, которая является отдельной от стадии получения кислоты, выщелачивают окисленный металлсодержащий материал кислым водным галогенидным раствором для выщелачивания целевого металла в раствор;
подают раствор со стадии выщелачивания на стадию извлечения целевого металла, на которой целевой металл извлекают из раствора, в то время как галогенид металла сохраняется в растворе; и возвращают раствор с галогенидом металла в нем со стадии извлечения целевого металла на стадию получения кислоты.
Таким способом получают кислый водный галогенидный раствор вместо применения сернокислотного выщелачивания. Полученный способ, основанный на галогенидном выщелачивании, обычно выполняют при атмосферном давлении. Пока может быть использовано выщелачивание при повышенном давлении (например, использование автоклавного выщелачивания), и это будет зависеть от окисленного металлсодержащего материала, который выщелачивают, и требует более быстрой экстракции целевого металла.
Кроме того, добавление серной кислоты для получения кислого водного галогенидного раствора является экзотермическим и, следовательно, позволяет исключить стадию пирогидролиза известного уровня техники. Эта часть процесса также исключает повторное использование хлористого водорода в виде газа согласно известному уровню техники. Таким образом, добавление серной кислоты и получение кислого водного галогенидного раствора может обеспечить значительную экономию капитальных и эксплуатационных затрат, обычно значительно больших затрат при получении серной кислоты.
Однако при применении, таком как обработка остатков производства электролитического цинка,
- 1 010061 серная кислота является побочным продуктом процесса производства электролитического цинка, так что кислота может быть затем экономно использована в процессе обработки таких остатков.
В том случае, когда установка по производству серной кислоты используется при получении серной кислоты для добавления в настоящем процессе, такие установки вырабатывают огромные количества дополнительной теплоты (т.е. как результат экзотермических реакций), которая может затем использоваться для нагрева раствора процесса, обеспечивая дальнейшую экономию капитальных и эксплуатационных затрат.
В зависимости от обрабатываемого окисленного металлсодержащего материала, целевой металл может включать никель, кобальт, цинк, медь, мышьяк, железо, магний, драгоценные металлы, такие как золото, серебро, платина и т.д.
Обычно металлом, выбранным для раствора галогенида металла, является металл, который не препятствует выщелачиванию целевого металла или его извлечению в качестве осадка. Может быть выбран металл, который образует осадок с сульфатным анионом кислоты, так что с получением выщелачивающего раствора галогенводородная кислота образуется вместе с осадком сульфата металла. При этом металлом может быть кальций, с тем чтобы осадок сульфата металла был сульфатом кальция, который может затем образовать пригодный для продажи побочный продукт. Однако может присутствовать натрий в качестве металла раствора, в тех случаях, когда галогенид получают из галоидной соли натрия. Кроме того, может также использоваться хлорид магния, когда материал содержит высокие уровни магния (например, для подавления экстракции Мд).
Как правило, и целесообразно галогенидом раствора галогенида металла является хлорид, вновь по причине относительно низкой стоимости хлоридных солей, таких как №С1. Следовательно, соляная кислота будет непрерывно получаться в виде осадков раствора металла с сульфатом, без необходимости в получении и добавлении или переработке газообразного хлористого водорода, как в известном уровне техники. Это предотвращает трудности обработки и опасности, связанные с газообразным хлористым водородом. Однако другие галогениды, такие как бромиды или йодиды, могут использоваться, например, когда металлсодержащий материал включает драгоценные металлы. При этом №1Вг может быть затем также добавлен к раствору, поскольку бромидные комплексы более устойчивые, чем хлорид, и, следовательно, могут стабилизировать драгоценные металлы в растворе.
В одном варианте стадия получения кислоты определяется второй стадией выщелачивания, на которой происходят и получение кислоты, и повторное выщелачивание окисленного металлсодержащего материала.
В одном варианте серная кислота может быть добавлена непосредственно на второй стадии выщелачивания. И в этом случае металлом раствора галогенида металла может быть металл, который образует осадок с сульфатным анионом серной кислоты, так что полученный кислый водный галогенидный раствор является галогенводородной кислотой с осадком сульфата металла, одновременно образующимся и удаляемым со вторыми выщелоченными твердыми фазами, которые будут удалены в виде остатков.
Обычно стадия извлечения целевого металла включает стадию осаждения, на которой осадок целевого металла образуется путем добавления осадителя в раствор. Это является простым и подходящим способом извлечения одного или каждого целевого металла. Когда окисленный металлсодержащий материал содержит более одного целевого металла, соответствующая стадия осаждения может быть, таким образом, предусмотрена для каждого целевого металла. Эти стадии могут быть расположены в процессе последовательно.
В зависимости от типа окисленного металлсодержащего материала, стадия выщелачивания может включать первую и вторую стадии выщелачивания, которые выполняют в обратной последовательности, на которых окисленный металлсодержащий материал добавляют на первую стадию выщелачивания для приведения в контакт с раствором и выщелачивания целевого металла в раствор и раствор с первой стадии выщелачивания отделяют от первых выщелоченных твердых фаз и отправляют на стадию извлечения целевого металла и первые выщелоченные твердые фазы отправляют на вторую стадию выщелачивания для смешивания с кислым водным галогенидным раствором, полученным на стадии получения кислоты; и раствор со второй стадии выщелачивания отделяют от вторых выщелоченных твердых фаз и отправляют на первую стадию выщелачивания, а вторые выщелоченные твердые фазы удаляют в виде остатков.
Путем использования двухступенчатого процесса выщелачивания целевой металл(ы) может быть частично выщелочен из окисленного металлсодержащего материала на первой стадии выщелачивания, и в дальнейшем может быть выщелочен в раствор на второй стадии выщелачивания путем приведения в контакт первых твердых фаз с галогенводородной кислотой. Затем выщелоченный целевой металл(ы) со второй стадии выщелачивания может быть возвращен с раствором на первую стадию выщелачивания, а затем может быть отправлен с отделенным раствором с первой стадии выщелачивания на стадию извлечения целевого металла.
Кроме того, когда твердые фазы с первой стадии выщелачивания отправляют на вторую стадию
- 2 010061 выщелачивания, они, по существу, контактируют с раствором относительно высокой кислотности (т.е. по сравнению с кислотностью раствора на первой стадии выщелачивания), так что часть оставшегося целевого металла в твердых фазах затем выщелачивают в раствор для последующего извлечения.
В одном варианте часть раствора со второй стадии выщелачивания не отправляют на первую стадию выщелачивания, а отправляют на стадию получения кислоты, после чего серную кислоту добавляют в кислый водный галогенидный раствор, полученный для подачи на вторую стадию выщелачивания для смешивания с первыми выщелоченными твердыми фазами. Эта стадия позволяет образовать осадок сульфата металла и легко отделить его от кислого водного галогенидного раствора, при этом сульфат металла может быть относительно высокой чистоты. Например, металл раствора галогенида металла может быть металлом, который образует осадок с сульфатным анионом серной кислоты так, что кислый водный галогенидный раствор, полученный на стадии получения кислоты, является галогенводородной кислотой, и так, что образуется осадок металла с сульфатным анионом.
Кроме того, до передачи кислого водного галогенидного раствора на вторую стадию выщелачивания может быть извлечен любой осадок металла, образованный с сульфатным анионом.
Более того, пока анион осадителя может вызывать осаждение целевого металла, осадитель может быть также использован для введения металла раствора галогенида металла (например, катион осадителя может быть кальцием). Таким образом, добавление осадителя может поддержать желаемую концентрацию этого металла в растворе и уравновесить процесс, металл позже может быть извлечен в виде осадка сульфата металла, когда получается галогенводородная кислота.
Кроме того, когда металл раствора галогенида металла образует осадок с сульфатным анионом и удаляется на стадии получения кислоты, соответствующее количество этого металла может быть добавлено на стадии извлечения целевого металла для поддержания желаемой концентрации.
Окисленный металлсодержащий материал может содержать более одного целевого металла, и предусматривают соответствующую стадию осаждения для каждого целевого металла.
Например, когда окисленный металлсодержащий материал включает железо, часть этого железа может быть выщелочена в раствор на стадии выщелачивания, и по меньшей мере часть выщелоченного железа может быть затем осаждена на стадии осаждения железа в виде оксида железа путем добавления карбоната кальция в качестве осадителя. В таком случае окисленному металлсодержащему материалу может быть предоставлено достаточное время нахождения на стадии выщелачивания, так что выщелоченное железо окисляют вплоть до гематита.
Кроме того, на стадии осаждения железа добавление карбоната кальция увеличивает рН раствора и вызывает осаждение железа в виде оксида железа.
Когда целевой металл включает медь, драгоценный металл может быть осажден на стадии осаждения меди путем добавления карбоната кальция в качестве осадителя.
Когда целевой металл включает драгоценный металл, драгоценный металл может быть осажден на стадии осаждения драгоценного металла путем добавления Ыа8Н в качестве осадителя.
Когда целевой металл включает никель и/или кобальт, никель и/или кобальт могут быть осаждены на стадии осаждения никеля/кобальта путем добавления гидроксида кальция в качестве осадителя.
Когда целевой металл включает магний, магний может быть осажден на стадии осаждения магния путем добавления гидроксида кальция в качестве осадителя.
В обоих этих случаях гидроксид кальция может быть гашеной известью.
В альтернативном варианте стадия извлечения целевого металла может включать стадию электролитического извлечения, на которой раствор со стадии выщелачивания отправляют к одному или более электролизерам для извлечения металла электроосаждением. Когда окисленный металлосодержащий материал содержит более одного целевого металла, то может быть предусмотрена соответствующая стадия электролитического извлечения каждого целевого металла, например, расположенная в процессе последовательно.
Для металлосодержащего материала, содержащего множество целевых металлов, может также использоваться комбинация стадий осаждения и электролитического извлечения, расположенных в процессе последовательно или параллельно.
В варианте способа, не использующем отдельную стадию получения галогенводородной кислоты, и когда присутствует железо в металлсодержащем материале, воздух может быть добавлен на первой и/или второй стадии выщелачивания с добавлением или без добавления меди в виде окислительновосстановительной пары Си+/Си2+ для увеличения до максимума окисления железа, так что все железо осаждается в виде оксида железа (гематита) на стадии выщелачивания.
Выщелоченные твердые фазы и раствор со второй стадии выщелачивания обычно отделяют на стадии отделения с раствором, который повторно используют на первой стадии выщелачивания, и твердые фазы удаляют в виде остатков выщелачивания.
В одном варианте раствор, отделенный от твердых фаз после или на каждой стадии осаждения, может быть возвращен непосредственно на первую стадию выщелачивания. В альтернативном варианте раствор, отделенный от твердых фаз после или на каждой стадии осаждения, может быть сначала отправлен на стадию отделения после повторного выщелачивания для промывания отделенных твердых
- 3 010061 фаз, а затем воссоединен с раствором, повторно используемым на первой стадии выщелачивания. Это промывание может помочь увеличить до максимума извлечение целевого металла.
Обычно окисленный металлсодержащий материал находится на стадии выщелачивания более чем 10 ч, так что металлы, такие как железо, выщелачиваются и полностью окисляются (например, вплоть до гематита). Это гарантирует то, что удаленные остатки при удалении находятся в более устойчивой и безопасной форме для окружающей среды.
Серная кислота может быть добавлена на стадии выщелачивания для достижения рН в пределах от 0 до 1 и Ей раствора 600 мВ (в зависимости от Ад/АдС1). Раствор на стадии выщелачивания может иметь температуру в пределах 85-110°С.
Когда галогенидом в растворе галогенида металла является хлорид, общая концентрация хлорида может быть в пределах от 6 до 8М, и когда металлом в растворе галогенида металла является кальций, на стадии выщелачивания может сохраняться по меньшей мере 30 г/л СаС12.
Во втором варианте предусмотрен способ выщелачивания целевого металла из окисленного металлсодержащего материала, включающий первую и вторую стадии выщелачивания, на которых кислый водный галогенидный раствор, полученный из серной кислоты и используемый для выщелачивания целевого металла в раствор, проходит обратно через них, в котором кислоту, полученную из серной кислоты, добавляют или получают на второй стадии выщелачивания, и окисленный металлсодержащий материал подают на первую стадию выщелачивания и приводят в контакт с повторно используемой остаточной кислотой в растворе со второй стадии выщелачивания для выщелачивания материала и получения первых выщелоченных твердых фаз, и в котором раствор отделяют от первых выщелоченных твердых фаз и могут передать для извлечения целевого металла, тогда как первые выщелоченные твердые фазы переходят на вторую стадию выщелачивания для приведения в контакт с кислым водным галогенидным раствором с целью дальнейшего выщелачивания твердых фаз, в то время как получают повторно используемую остаточную кислоту раствора.
Кислота, полученная из серной кислоты, может быть получена на отдельной стадии от второй стадии выщелачивания перед добавлением туда или может быть получена на второй стадии выщелачивания.
Способ согласно второму варианту находит особое применение, когда окисленный металлсодержащий материал содержит железо, особенно в больших количествах. Таким образом, часть железа может быть выщелочена в раствор на первой стадии выщелачивания, и часть выщелоченного железа может быть позже извлечена (например, осажденная в виде оксида железа, обычно гематита). Осадок оксида железа (например, гематит) может, например, перейти с твердыми фазами на вторую стадию выщелачивания для дальнейшего прохождения с выщелоченными остатками со второй стадии выщелачивания для удаления.
Способ согласно второму варианту может быть другим, как определено для первого варианта.
Настоящее описание также распространяется на любой металл, полученный с помощью способа первого и второго вариантов.
Краткое описание чертежей
Несмотря на любые другие формы, которые могут попасть в рамки способа, как определено в разделе Сущность изобретения, теперь будут описаны предпочтительные варианты способа, только посредством примера, со ссылкой на сопроводительные чертежи, на которых фиг. 1 представляет последовательность операций для первого способа извлечения металлов из латеритной руды;
фиг. 2 - последовательность операций для второго способа извлечения металлов из латеритной руды и фиг. 3 - рентгенодиффракционный график для осадка бассанита.
Подробное описание предпочтительных вариантов
Способ на фиг. 1.
На фиг. 1 показан первый способ извлечения для латеритной руды и включает процесс ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ, соединенный с процессом ОЧИСТКИ (например, осаждение), вместе с повторно используемым раствором. Способ извлечения на фиг. 1 может быть обобщен до извлечения одного или более целевого металла из других окисленных металлсодержащих материалов.
В процессе ВЫЩЕЛАЧИВАНИ Я латеритную руду 10 (которая может также быть предварительно подготовленным концентратом латерита) измельчают и перемалывают в 12 и затем подают на дополнительный двухстадийный противоточный процесс выщелачивания, имеющий первую стадию 14 выщелачивания и стадию 16 получения кислоты, которая может также выполнять функцию второй стадии выщелачивания, обе из которых проводят при атмосферном давлении. Противоточное двухстадийное выщелачивание экономит расход Н2§04 по сравнению с одностадийным выщелачиванием, но является более сложным. Кроме того, любая стадия выщелачивания может быть управляемой при высоких давлениях (и, таким образом, высоких температурах) с использованием автоклава (например, для того, чтобы минимизировать расход Н2§04 и увеличить эффективность экстракции целевого металла, даже несмотря на увеличение капитальных и эксплуатационных затрат).
- 4 010061
В то время как одностадийное выщелачивание может использоваться ввиду простоты и стоимости, данная конфигурация используется в зависимости от состава подаваемого металлсодержащего материала. С изменением подаваемого материала степень экономии расхода Н24 изменяется, и может потребоваться или не потребоваться двухстадийная схема.
Кислый водный раствор хлорида кальция проходит через стадию 16, раствор имеет рН в пределах 0-1. Это значение рН достигается путем добавления серной кислоты при уровнях, достаточных для выщелачивания в раствор целевых металлов, таких как никель, кобальт и драгоценные металлы. Раствор выщелачивает уже частично выщелоченные твердые фазы остатков латерита, которые получены со стадии выщелачивания 14 через стадию загущения 18.
На стадии 16 раствор имеет температуру в пределах от 85 до 110°С, управляемый Ей в ~600 мВ (в зависимости от Лд/ЛдС1) и общую концентрацию хлорида в пределах от 6 до 8М. Однако требуемый раствор для выщелачивания зависит от минералогии металлсодержащего материала, в частности, от типов и количества потребителей кислоты, содержащихся в руде. Например, для латеритных руд поддерживается минимум 30 г/л СаС12 в щелоке для подавления формирования ярозита, в свою очередь, оптимизируя осаждение железа в виде гематита. Время нахождения раствора обычно более чем 10 ч для достижения полного окисления железа и перехода целевого металла в раствор.
Необязательно, в раствор может быть распылен воздух для увеличения до максимума превращения железа вплоть до гематита, и может быть добавлена медь для дальнейшего содействия окислению, как описано ниже.
Когда требуются высокие температуры раствора для выщелачивания (например, приблизительно до 200°С), то может использоваться выщелачивание в автоклаве.
Суспензия выщелоченных твердых фаз и раствора затем проходит со стадии 16 на стадию фильтрации 20, где остаточные твердые фазы отфильтровывают и отделяют, твердые фазы промывают рециркуляционным потоком 22 СаС12 от процесса ОЧИСТКИ (с использованием необязательно дополнительной промывочной воды) для извлечения промежуточных целевых металлов. Промытые твердые фазы удаляют, тогда как раствор и поток 22 (и любую промывочную воду) объединяют и повторно используют на первой стадии 14 выщелачивания.
Повторно используемая, не содержащая металл кислота, теперь имеет более высокое значение рН (разница может быть 1 или более) и используется для предварительного выщелачивания руды 10. Повторно используемая, не содержащая металл кислота обычно выщелачивает часть железа в раствор из гетита (α-ЕеООН) и акагенита (β-ЕеООН) вплоть до гематита (Ге2О3), как описано ниже. Кроме того, время нахождения может быть 10 ч или более и, за исключением рН и Ей, параметры раствора на стадии 14 подобны таковым на стадии 16, описанной выше. Частично выщелоченные твердые фазы и раствор затем отправляют на стадию 18 загущения, где избыток осветленного щелока передают на процесс ОЧИСТКИ и осадок твердых фаз отправляют на стадию 16.
В процессе ОЧИСТКИ избыток осветленного щелока сначала отправляют на стадию 24 удаления железа, на которой добавляют карбонат кальция для образования и осаждения гематита (Ге2О3) (описано ниже). Гематит отфильтровывают на стадии 26 отделения.
Необязательно, когда в процессе выщелачивания используют медь для усиления окисления, медь затем удаляют из щелока на стадии 28 осаждения меди добавлением карбоната кальция и отфильтровывают на стадии 30 разделения. Медный остаток может быть извлечен или повторно использован в процессе выщелачивания для повторного использования в виде повторного продукта 32.
Щелок затем отправляют на стадию 34 извлечения драгоценного металла, на которой добавляют Иа8Н для осаждения драгоценных металлов (описано ниже). Драгоценные металлы отфильтровывают на стадии 36 отделения и извлекают плавлением и т.д.
Затем щелок отправляют на стадию 38 извлечения никеля/кобальта, на которой добавляют гашеную известь (Са(ОН)2) для осаждения никеля и кобальта. Никель и кобальт отфильтровывают на стадии 40 отделения и затем извлекают. Любой свинец (Рй) в руде может быть также извлечен на этой стадии.
Наконец, когда в руде присутствует магний, щелок может быть отправлен на стадию 42 извлечения магния, на которой снова добавляют гашеную известь (Са(ОН)2) для осаждения магния (описано ниже). Магний затем отфильтровывают на стадии 44 отделения и извлекают, необязательно, с любыми другими металлами, еще присутствующими в щелоке. Полученный в результате очищенный щелок (повторно используемый раствор 22 СаС12) затем возвращают в процесс ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ.
Способ на фиг. 2.
На фиг. 2 показан второй альтернативный вариант способа извлечения, в котором используются подобные числовые обозначения для обозначения подобных или одинаковых стадий способа на фиг. 1. Способ извлечения на фиг. 2 вновь показан для подачи латерита, но может быть использован для извлечения одного или более целевых металлов из других окисленных металлсодержащих материалов.
Способ извлечения на фиг. 2 вновь включает двухстадийный процесс выщелачивания с раствором, отделенным от первой стадии выщелачивания, который повторно отправляют на стадии извлечения целевого металла (например, осаждение и/или электролитическое извлечение), но с повторно используе
- 5 010061 мым раствором со стадий извлечения целевого металла, направленным на первую стадию выщелачивания.
В двухстадийном способе выщелачивания измельченный и перемолотый подаваемый латерит 10 (имеющий приведенную концентрацию металла) подают на первую стадию 14 выщелачивания и затем на вторую стадию 16 выщелачивания, обе из которых вновь проводят при атмосферном давлении. Кроме того, любая стадия выщелачивания может быть управляемой при высоких давлениях (и температуре) с использованием автоклава.
В отличие от способа на фиг. 1, процесс на фиг. 2 включает отдельную стадию 17 получения кислоты, на которой получают кислый раствор хлорида, и вторую стадию выщелачивания. При этом, как и на фиг. 1, раствор Н2§04 добавляют на стадию 17 получения кислоты. Отводимый поток 19, являющийся частью повторно используемого щелока («поток 9») , также добавляют на стадию 17 получения кислоты. Поток 9 включает водный хлорид кальция, так что отводимый поток 19, который контактирует с раствором Н2§04, образует раствор кислого хлорида (НС1) и осадок сульфата кальция (отделенный на стадии 17 в виде подлежащего продаже побочного продукта).
Раствор кислого хлорида (НС1) отправляют на стадию 16 выщелачивания, причем раствор имеет значение рН в пределах 0-1, достаточное для выщелачивания в раствор целевых металлов, таких как никель, кобальт, железо, магний, драгоценные металлы и т.д. Кислый раствор выщелачивает частично выщелоченные остаточные твердые фазы («поток 8»), которые получены со стадии 14 выщелачивания при помощи стадии 18 разделения твердое/жидкость 18.
На стадии 16 выщелачивания раствор имеет температуру в диапазоне от 85 до 110°С, с другими характеристиками, подобными таковым, описанным для способа на фиг. 1.
Суспензию выщелоченных твердых фаз и раствора затем отправляют со стадии 16 на другую стадию 20 разделения твердое/жидкость, где остаточные твердые фазы отделяют и удаляют, тогда как часть раствора («поток 5») повторно используют на первой стадии 14 выщелачивания.
Кроме того, эта повторно используемая, не содержащая металл кислота, обычно выщелачивает часть любого железа, подаваемого в раствор, с характеристиками раствора на стадии 14, которые являются подобными для описанного способа на фиг. 1.
Частично выщелоченные твердые фазы и раствор отправляют на стадию 18 разделения твердое/жидкость («поток 7»), где избыток осветленного щелока («поток 6») подают для извлечения целевого металла, а осадок твердых фаз («поток 8») отправляют на вторую стадию 16 выщелачивания.
При извлечении целевого металла избыток осветленного щелока сначала подают на стадию 24 осаждения железа, на которой добавляют карбонат кальция для образования и осаждения гематита (Ее203) . Гематит отделяют (например, отфильтровывают) на стадии 26 отделения.
Часть щелока («поток 3») повторно используют на первой стадии 14 выщелачивания с остатком, который передают на стадию 38 удаления никеля/кобальта. На стадии 38 добавляют гашеную известь (Са(ОН)2) для осаждения никеля и кобальта, которые затем отделяют (например, отфильтровывают) на стадии 40 отделения для последующего извлечения.
Часть щелока («поток 2») вновь повторно используют на первой стадии 14 выщелачивания, тогда как для отделения магния, присутствующего в подаваемом материале, остаток щелока передают на стадию 42 удаления магния. На стадии 42 снова добавляют гашеную известь (Са(ОН)2) для осаждения магния. Магний затем отделяют (например, отфильтровывают) на стадии 44 отделения для последующего извлечения. Отделенный щелок со стадии 44 («поток 1») повторно используют на первой стадии 14 выщелачивания (объединяя с потоками 2 и 3 в виде потока 4).
Примеры
Теперь будут описаны не ограничивающие примеры способов, описанных выше.
Пример 1.
Первый способ, в дальнейшем именуемый как 1и1ее 0х1615е6 Ме1а11гГегои8 Ма1епа1§ Ргосекк (10ММР) был разработан в качестве альтернативы, основанной на галогенидах, для извлечения никеля и соответствующих побочных продуктов из латеритных месторождений. Раньше обработка таких месторождений осуществлялась, в основном, с помощью кислотного выщелачивания под давлением (РАТ) или кислотного выщелачивания под высоким давлением (НРАЬ).
В способе 10ММР используется хлоридная среда, в отличие от обычной сульфатной среды в РАТ и НРАЬ. Главное преимущество хлоридной среды заключается в возможности проведения выщелачивания при атмосферном давлении, без зависимости от пирогидролиза с извлечением НС1 для выщелачивания и Мд0 для очистки щелока.
Способ 10ММР был основан на подаче Н2§04 для выщелачивания и щелочи на основе кальция для очистки, которая исключала потребность в пирогидролизе. Способ 10ММР не был также ограничен типами используемых галогенидных солей. В этом отношении ЫаС1 был экономически более эффективным источником иона хлорида, в то время как №1Вг был пригоден при использовании для увеличения образования комплекса драгоценных металлов (Аи, Ад, Р1 и т.д) .
Условия в 10ММР выщелачивании способствовали осаждению гематита. В частности, температура была в пределах от 85 до 110°С, рН 0-1, время нахождения >10 ч, Ей контролировался при ~600 мВ (в
- 6 010061 зависимости от Ад/АдС1) , и общая концентрация хлорида находилась в пределах от 6 до 8М.
Химия
Теперь будет сделана отсылка к двум главным схемам выщелачивания и извлечению целевого металла фиг. 1 и 2.
Выщелачивание
Схема выщелачивания и условия зависят от минералогии подаваемого материала и соотношения между расходом кислоты и экстракцией металла.
Противоточное двухстадийное выщелачивание на фиг. 1 и 2 было исследовано для экономии расхода Н2804 по сравнению с одностадийным выщелачиванием.
Раствор для выщелачивания зависит от минералогии материала, в частности, от типов и количества содержащихся потребителей кислоты. Минимум 30 г/л СаС12 поддерживается в щелоке для подавления формирования ярозита, в свою очередь, оптимизируя осаждение железа в виде гематита.
Предпочтительным источником хлорида был №101 из-за его низкой стоимости, но когда подаваемый материал содержал высокие уровни Мд, тогда использовался МдС12, чтобы подавить экстракцию Мд и минимизировать расход Н2804. Фактический расход Н2804 является компромиссом между его стоимостью и количеством извлеченных металлов.
Уровень СаС12 в поступающем щелоке от выщелачивания был эквивалентен расходу Н2804, согласно следующему механизму:
Н2804 + СаС12 Са804 + 2НС1 (добавление кислоты для выщелачивания) (1)
2НС1 + МО Н2О + МС12 (выщелачивание оксида металла) (2)
МС12 + Са0 СаС12 + МО (очистка) (3)
Таким образом, чем более полное выщелачивание металла, тем больше содержание СаС12 в фоновом растворе, за счет увеличения добавления кислоты к щелоку и щелочи при очистке.
Существует возможность добавления ЫаВг к фоновому раствору, где существуют высокие уровни драгоценных металлов в подаваемом материале. Бромид рассматривался как более сильный комплекс, чем хлорид, исходя из его способности обеспечивать устойчивость ионов драгоценных металлов в растворе.
Важным аспектом выщелачивания является увеличение до максимума выделения железа в виде гематита (Ее203). Было отмечено образование гетита (а-Ее00Н) и акагенита (3-Ее00Н) в хлоридной среде, и с течением времени Ее00Н подвергался дегидратации до гематита согласно реакции:
2Ее00Н Ее20з + Н20 (4)
Гематит является основной формой полученного оксида железа, и это объясняется большим временем нахождения, >10 ч, относительно высокой температурой, >85°С, эффектом обезвоживания хлоридной среды и способностью образования зерен при непрерывном выщелачивании.
Другим важным аспектом способа является сведение к минимуму расхода Н2804 и следовательно СаСО4. Это было достигнуто с помощью реакции дегидратации (4), описанной выше. Гематит (Ее203) является значительно более устойчивой формой оксида железа, чем гетит или его различные формы, обнаруженные в латерите и других подаваемых материалах.
Переход минералов железа от гетита в гематит не показал фактического расхода кислоты, что демонстрируется реакциями ниже:
(минералы железа) + 6Н+ 2Ее3+ + 3Н20 (5)
2Ее3+ + 3Н20 Ее203 + 6Н+ (6) (минералы железа) Ее203 (7)
Расход кислоты был очень значительно сокращен таким путем и, следовательно, была значительно улучшена экономичность процесса.
Воздух может быть добавлен к щелоку для увеличения до максимума осаждения железа, чтобы любые восстановленные частицы, такие как Ее0, были окислены до Ее203 согласно реакции
4Ее0 + 02 2Ее203 (8)
Скорость добавления воздуха регулировалась так, чтобы поддержать Ей в ~600 мВ (в зависимости от Ад/АдС1). Также существует возможность добавления в раствор меди в виде окислительновосстановительной пары Си/Си2+, которая является более эффективной, чем окислительновосстановительная пара Ее2+/Ге3+, в восприимчивости кислорода.
Остаток, полученный от щелока, сначала промывают соляным раствором с цикла очистки для вытеснения целевых ионов металла из промежуточного щелока. Впоследствии используют режим противоточного промывания для сведения к минимуму промывочной воды, которая, в конечном счете, должна испаряться из щелока путем подвода тепла.
Извлечение целевых металлов
Извлечение металла на фиг. 1 в целом основано на осаждении с использованием щелочей на основе кальция СаСО3 и Са(ОН)2. Альтернативой осаждению является электролитическое извлечение или даже экстракция растворителем, или ионный обмен, где в процессе можно было экстрагировать различные
- 7 010061 катионы металла, дополняя раствор кислотой (Н+). Выбор стадии извлечения металла является соотношением между стоимостью стадии процесса и его повышенной сложностью, в сравнении с пониженным расходом кислоты и возможностью получения большого количества продукта.
В случае щелочного осаждения сначала осаждается железо при рН 2 с добавлением известняка согласно реакции:
2Те3+ + ЗСаСОз ^Оз + ЗСО2 + 3Са2+ (9)
Затем осаждают медь (которую добавляют или она уже присутствует) при рН 3-4 с добавлением известняка согласно реакции:
4СиС12 + ЗСаСОз + ЗН2О 2Си2(ОН)зС1 + ЗСО2 + 3СаС12 (10)
Экстракцию драгоценного металла осуществляют путем добавления Ха311 с последующим осаждением оставшихся ионов основного металла путем добавления гашеной извести согласно реакции:
М2+ + Са(ОН)2 МО + Са2+ + Н2О (11)
На стадии удаления никеля и кобальта, никель и кобальт осаждают добавлением гашеной извести.
На заключительной стадии удаления магний осаждают добавлением гашеной извести согласно реакции: Мё 2+ + Са(ОН)2 МёО + Са2+ + Н2О (12)
Оставшийся насыщенный щелок СаС12 возвращают для выщелачивания.
Пример 2. Испытание по выщелачиванию феррита цинка
Испытание по выщелачиванию выполняли на образце остатка феррита цинка электролитического цинкового производства для определения эффективности экстракции металла.
кг (сырого) образца феррита цинка растворяли при плотности 200 г/л в соляном растворе, образованном для соответствия условиям процесса первой стадии выщелачивания.
Соляной раствор имеет следующие основные компоненты:
Таблица 1
Компонент Концентрация, г/л
СаС12 280
N301 50
ЕеС1з 50
ΖηΟ12 75
Концентрации металла раствора измеряли через некоторое время с результатами, показанными в таблице ниже.
Таблица 2
Время (часы) [Ре] г/л [Си] г/л [РЬ] г/л [Ζη] г/л [Ад] млн.д. Темп. рн Вес в сухом состоянии
0 20,5 1,0 6,2 36,4 20 105 0,05 4 6,0
1 21,0 - - 40,4 - 106 0,30 -
3 21,3 - - 42,5 - 106 0,55 -
5 22,5 - - 43,7 - 105 0,56 -
7 21,4 - - 44,3 - 106 0,48 -
9 23,4 - - - - 106 0,50 -
11 24,6 1,6 7,6 45,4 88 106 0,49 32,9
Первая стадия выщелачивания
Остаток щелока с первой стадии имитации выщелачивания отфильтровывали и промывали водой, а затем анализировали. Результаты показаны в таблице ниже.
Таблица 3
Элемент Единица измерения Подача феррита цинка Остаток первой стадии выщелачивания Экстракция первой стадии выщелачивания
Ад млн.д. 444 15 97,6%
Си млн.д. 4960 2295 66,9%
Ее % 22,2 27,5 11,3%
РЬ % 9,22 1,3 90,0%
Ζη % 15,0 14, 6 30,6%
Масса кг 46, 00 32, 9
Как может быть видно из таблицы выше, были экстрагированы по существу все серебро и свинец, в
- 8 010061 то время как цинка экстрагировалось только 30%.
Остаток щелока с первой стадии имитации выщелачивания затем использовали для подачи на вторую стадию имитации выщелачивания согласно схемам способа (фиг. 1 и 2). Остаток растворяли в 250 л соляного раствора, приготовленного согласно схеме способа, и через некоторое время добавляли серную кислоту. Результаты показаны в таблице ниже.
Таблица 4
Время бисы) Добавление Н24 (кг) [Ре] (г/л) [Си] (г/л) [Ζη] (г/л) Остаток [Ζη] (масс.%) Сумм. экстракция Ζη (%) [Αβ] (млн.д) Темп. рН Вес в сухом состоянии, кг
0 0 78 3,1 36 14,55 30,6 30 106 0 32,9
6 15 Г ПЛ υ,ζ,υ л η σ ч /, / 1 ЛО Л V
18 5,70 60,3 107 0
22 7,5 2,77 76,6 107 0
26 0,40 96,6 106 0
30 7,5 0,37 96,9 101 0
34 0,08 99,4 106 0 -
44 98 3,6 61 0,04 99,6 35 106 0 63,2
Вторая стадия выщелачивания
Всего в течение 44 ч добавляли 30 кг серной кислоты и приготавливали три отдельные дозы, эквивалентные количествам добавления 330 кг/т, 490 кг/т и 650 кг/т остатка феррита цинка (сухой). Небольшой образец остатка щелока собирали непосредственно перед каждым добавлением кислоты и анализировали на цинк с результатами, показанными в таблице ниже, вместе с экстракцией цинка со второй стадии имитации выщелачивания и суммарной экстракцией как для первой, так и второй стадий выщелачивания.
Таблица 5
Добавление Н2ЗО4, (кг/т) Цинк в остатке (масс.%) Экстракция второй стадии выщелачивания, (%) Суммарная экстракция (%)
0 14,55% 0,0% 30,6%
330 5,70% 42, 8% 60,3%
490 0,40% 95,4% 96, 9%
650 0,12% 98,4% 99, 6%
Из этих результатов может быть видно, что высокой степени экстракции цинка можно достигнуть при добавлении количества кислоты 490 кг/т.
Весь остаток щелока со второй стадии имитации выщелачивания отфильтровывали и промывали водой, а затем анализировали для ряда металлов с результатами, показанными в таблице ниже (и включающими результаты первой стадии выщелачивания для ясности и сравнения).
Таблица 6
Элемент Единица измерения Подача феррита цинка Остаток первой стадии выщелачивания Экстракция первой стадии выщелачивания Остаток второй стадии выщелачивания Экстракция второй стадии выщелачивания Суммарная экстракция
Αβ млн.д. 444 15 97,6% 10 -28% 97%
Си млн.д. 4960 2295 66,9% 52,5 96% 99%
Ре % 22,2 27,5 11,3% 2,15 85% 87%
РЬ % 9,22 1,3 90,0% 0,18 74% 97%
Ζη % 15,0 14,6 30,6% 0,12 98% 99,6%
Масса кг 46,00 32,9 63,2
Из этих результатов может быть видно, что эффективность экстракции для Ад, Си, РЪ и Ζη очень высока, в 97% или выше, что ясно демонстрирует способность процесса обрабатывать остатки феррита цинка для извлечения частиц металла.
Пример 3. Испытания по выщелачиванию пыли электродуговых печей
Ряд испытаний по выщелачиванию выполняли на образце пыли электродуговых печей. Эти типы материалов были известны, главным образом, поскольку состоят из устойчивых ферритов цинка наряду с различными количествами других более простых оксидов металла, которые образуются при высоких температурах в электродуговой печи.
- 9 010061
Первая стадия выщелачивания
Эффективность первой стадии выщелачивания проверяли путем приготовления раствора 240 г пыли электродуговой печи, растворенных в 4 л соляного раствора на основе бромида со следующим составом.
Таблица 7
Концентрации раствора металла проверяли через некоторое время с результатами, показанными в таблице ниже.
Таблица 8
Минуты Т (°С) рн Ад (млн.д.) Си (г/л) Ее (г/л) РЬ (г/л) Ζη (г/л) Вес в сухом состоянии (г)
0 90 <0,1 <0,1 20,3 56,7 7,0 79,7 240
10 91 <0,1 - - - - - -
30 94 /П 1 О 1 г 9П О / 50,3 Ί (Ί 1 Г ат £ ' г -
60 97 <0,1 2,2 19, 9 49,2 Ί,Ί 97, 1 -
90 97 <0, 1 - 19, 9 49, 1 Ί,ζ. 97,4 -
120 93 <0,1 2,3 19, 9 49,0 97,4 -
150 94 <0,1 2,4 19, 9 49, 1 6, 0 95, 1 -
180 96 <0,1 2,2 20,2 49,7 6,0 - 180
Остаток щелока с первой стадии имитации выщелачивания отфильтровывали и промывали водой и анализировали с результатами, показанными в таблице ниже.
Таблица 9
Металл Единица измерения Подача пыли электродуговой печи Остаток первой стадии выщелачивания Экстракция первой стадии выщелачивания
Ад млн.д. 45,5 0,9 98,5%
Си млн.д. 15150 1200 94,1%
Ее О. Ό 20,55 39,0 -42,4%
РЬ О О 2,81 4,2 -10,9%
Ζη о, о 30,6 6,8 83,3%
Масса г 240 180
Осаждение железа в остаток щелока является результатом расхода кислоты от выщелачивания пыли электродуговой печи. Главным образом, были выщелочены все серебро и медь, наряду с 83% цинка. Немного свинца присутствует в осадке раствора, который возможно является следствием охлаждения раствора в течение фильтрации. Ввиду высокого извлечения металлов на первой стадии выщелачивания, этот остаток не должен обрабатываться на второй стадии выщелачивания.
Проверяли эффективность первой стадии выщелачивания для системы, не содержащей бромид, путем приготовления раствора пыли электродуговой печи с плотностью 100 г/л, растворенной в соляном растворе, содержащем:
- 10 010061
Таблица 10
Компонент Концентрация, (г/л)
СаС12 100
ЦаС1 50
РеС13 60
Остаток щелока с первой стадии имитации выщелачивания отфильтровывали и промывали водой и анализировали с результатами, показанными в таблице ниже:
Таблица 11
Металл Единица измерения Подача пыли электродуговой печи Остаток первой стадии выщелачивания Экстракция первой стадии выщелачивания
Ад млн.д. 45, 5 53 0
Си О. О 1, 51 0,13 92,6
Ре О, о 20,55 46,72 -95,4
РЬ о. о 2,81 0,31 90, 6
Ζη о о 30, 6 8,06 77,4
Масса г 20 17,19
Теперь остаток использовали для подачи на вторую стадию выщелачивания для испытания.
Вторая стадия выщелачивания
Вторую стадию выщелачивания проводили с использованием эквивалента 500 кг/т Н24. Серная кислота вступала в реакцию с соляным раствором подобного состава, который используется на первой стадии выщелачивания, образуя Са8О4-0,5Н2О и НС1. Полученный раствор добавляли к остатку первой стадии выщелачивания.
Остаток щелока со второй стадии имитации выщелачивания отфильтровывали и промывали водой и анализировали с результатами, показанными в таблице ниже.
Таблица 12
Металл Единица измерения Подача пыли электродуговой печи Остаток второй стадии выщелачивания Экстракция второй стадии выщелачивания
Ад млн.д. 45,5 9,2 88,2
Си О, ъ 1, 51 0,12 95,4
Ее о. о 20,55 46, 4 -32,3
РЬ о. о 2,81 0, 12 97,5
Ζη о Ό 30,6 9,1 82, 6
Масса г 20,0 11, 7
Дополнительные исследования второй стадии выщелачивания проводили с соляным раствором, содержащим только СаС12 в количестве 165 г/л. Кислый раствор получали путем добавления Н24, приводящего к осаждению Са8О4 и образованию НС1. Получали суспензии пыли электродуговой печи с плотностью 100 г/л и эквивалентами 200 кг/т и 550 кг/т Н24 для подачи, которые добавляли к суспензиям и подвергали взаимодействию в течение 2 ч. Остатки отфильтровывали, промывали водой и анализировали с результатами, показанными в следующей таблице.
- 11 010061
Таблица 13
Металл Единица измерения Подача пыли электродуговой печи 210 кг/т Н24 550 кг/т Н24
Остаток Экстракция Остаток Экстракция
Ав млн.д. 45,5 65 3,3 5 95,2
Си млн.д. 15150 2080 90,7 1800 94,9
Ре % 20,55 28 7,8 46,1 2,8
РЬ % 2,81 3,53 15,9 0,83 87,3
Ζη % 30,6 22,9 49,3 15,6 77,9
Масса г 30 20,31 13
Различия между концентрациями металла в этих двух остатках выдвигали на первый план последовательный характер выщелачивания. Содержащие медь фазы выщелачивали небольшим количеством кислоты, в то время как серебро и свинец относились к большим количествам устойчивых фаз цинка, требующих намного больше кислоты для экстракции. Высокая степень экстракции свинца и цинка ожидалась при времени реакции более чем 2 ч. Однако эти результаты демонстрируют эффективность использования только соляного раствора СаС12 на второй стадии выщелачивания.
Пример 4. Испытания образования кислоты
Вторая стадия выщелачивания требует добавления кислоты в виде НС1. Это получали реакцией Н24 с насыщенным соляным раствором СаС12 следующим образом:
Н28О4 + СаС12 2НС1 + Са8О-хН2О
Этот пример показывает влияние температуры и состава раствора на содержание воды и чистоту осадка.
Раствор, содержащий только СаС12
Растворы, содержащие 165 г/л СаС1, нагревали до 50 и 95°С. К растворам добавляли 10 г Н24 и перемешивали в течение 1 ч. Остатки отфильтровывали и промывали водой и этиловым спиртом и сушили при 50 °С. Результаты сравнения исследований представлены в следующей таблице с идеальным содержанием кальция и серы минералов гипса и бассанита.
Таблица 14
Са (%) 3 (%) Минерал
55°С 95°С 23, 01 27,48 18,42 21, 98 Гипс Бассанит
Гипс Бассанит 23,291 27,626 18,596 22,057 Са5О4.2Н2О СаЗСЦ.О, 5Н2О
Эти результаты ясно демонстрируют, что температура образования регулирует количество кристаллической воды, содержащейся в осадке. Данные рентгенографии подтвердили образование этих минера лов.
Соляной раствор, содержащий другие галогениды металла помимо СаС12
Получение НС1 проверяли, используя соляной раствор, полученный со второй стадии выщелачивания образца латерита никеля. Нагревали 1 л соляного раствора до 100°С, добавляли 80 г Н24 и растворы перемешивали в течение 1 ч. Перед высушиванием при 50°С образцы отфильтровывали и промывали водой и этиловым спиртом. Анализ химического состава показан в следующей таблице, наряду с исходным составом соляного раствора:
Таблица 15
Соляной раствор Са (г/л) 50 Со (г/л) 2,7 Ре (г/л) 35 м§ (г/л) 30 Мп (г/л) 17 Νί (г/л) 14
Остаток Са (%) 27,3 Со (млн.д.) <0,1 Ре (млн.д.) 0,07 Мв(%) <0,01 Мп (млнд.) 20 Νΐ (млн.д.) 5 8 (%) 21,1 С1 (млн.д.) 100
Высокая чистота осадка бассанита (что подтверждено рентгенографией, показанной на фиг. 3) под
- 12 010061 тверждала, что получение НС1 путем добавления Н24 к насыщенному раствору СаС12 произошло без потери металлов в осадок. Это весьма значительно показывает, что осадок может быть продан или передан в продажу без штрафов за металлические примеси. Более того, содержание воды минерала может регулироваться температурой реакции.
Пример 5.
Триоксид мышьяка с завода и обжиговой печи хранилища отходов преобразовывали в безопасный для удаления арсенат железа, используя тип первой стадии выщелачивания, подобный описанному в примерах 2-4.
Суспензию, содержащую триоксид мышьяка, получали в окисленном (кислоту НС1 получали, как описано в примере 4) соляном растворе на основе хлорида, включающем растворенные ионы железа (например, из выщелачиваемого источника железа, такого как латерит, пирротит и т. д.). Суспензию перемешивали и разбрызгивали с воздухом в течение двух часов при 90-95°С, и извлекали кристаллический осадок арсената железа.
Соответствующие уравнения следующие:
А82О3 + 6Н+ 2А§3+ + ЗН2О (1)
2А83+ + О2 + 6Н2О 2Н3АЮ4 (2)
3А§О4 + 2Ре3+ 2РеА§О4 + 6Н+ (3)
2Ре + 1,5О2 + 6Н+ 2Ре3+ + 3Н2О (4)
А82О3 + 2Ре + 2,5О2 2РеА§О4 (5)
Хотя было описано множество вариантов способа, будет оценено, что способы, описанные здесь, могут быть воплощены во многих других формах.

Claims (34)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ извлечения целевого металла из окисленного металлсодержащего материала, включающий стадии, на которых на стадии получения кислоты добавляют серную кислоту в раствор, включающий галогенид металла, для образования кислого водного галогенидного раствора;
    на стадии выщелачивания, которая является отдельной от стадии получения кислоты, выщелачивают окисленный металлсодержащий материал кислым водным галогенидным раствором для выщелачивания целевого металла в раствор;
    подают раствор со стадии выщелачивания на стадию извлечения целевого металла, на которой целевой металл извлекают из раствора, пока галогенид металла сохраняется в растворе; и возвращают раствор с галогенидом металла в нем со стадии извлечения целевого металла на стадию получения кислоты.
  2. 2. Способ по п.1, в котором металлом раствора галогенида металла является металл, который образует осадок с сульфатным анионом серной кислоты, так что с образованием кислого водного галогенидного раствора на стадии образования кислоты галогенводородная кислота образуется вместе с осадком сульфата металла.
  3. 3. Способ по п.2, в котором металлом раствора галогенида металла является кальций с тем, чтобы осадком сульфата металла был сульфат кальция.
  4. 4. Способ по любому из пп.1-3, в котором галогенидом раствора галогенида металла является хлорид.
  5. 5. Способ по любому из пп.1-4, в котором, когда окисленный металлсодержащий материал содержит драгоценный металл(ы), галогенид раствора галогенида металла также содержит хлорид и бромид.
  6. 6. Способ по любому из пп.1-5, в котором стадия образования кислоты определяется второй стадией выщелачивания, на которой происходят и образование кислоты, и вторичное выщелачивание окисленного металлсодержащего материала.
  7. 7. Способ по п.6, в котором серную кислоту добавляют непосредственно на второй стадии выщелачивания.
  8. 8. Способ по п.7, в котором металлом раствора галогенида металла является металл, который образует осадок с сульфатным анионом серной кислоты так, что образованный кислый водный галогенидный раствор является галогенводородной кислотой с осадком сульфата металла, одновременно образующимся и удаляемым со вторыми выщелоченными твердыми фазами, которые подлежат удалению как остатки.
  9. 9. Способ по любому из пп.1-5, в котором стадия выщелачивания включает первую и вторую стадии выщелачивания, которые выполняют в обратной последовательности, на которых окисленный металлсодержащий материал добавляют на первую стадию выщелачивания для приведения в контакт с раствором и выщелачивания целевого металла в раствор; и раствор первой стадии выщелачивания отделяют от первых выщелоченных твердых фаз и передают на стадию извлечения целевого металла; и первые выщелоченные твердые фазы передают на вторую стадию выщелачивания для смешивания
    - 13 010061 с кислым водным галогенидным раствором, полученным на стадии получения кислоты; и раствор второй стадии выщелачивания отделяют от вторых выщелоченных твердых фаз и передают на первую стадию выщелачивания, и вторые выщелоченные твердые фазы удаляют как остатки.
  10. 10. Способ по п.9, в котором часть раствора второй стадии выщелачивания не передают на первую стадию выщелачивания, а передают на стадию образования кислоты, на которой после добавления серной кислоты к этому раствору также образуют кислый водный галогенидный раствор для подачи на вторую стадию выщелачивания для смешивания с первыми выщелоченными твердыми фазами.
  11. 11. Способ по п.9 или 10, в котором металлом раствора галогенида металла является металл, который образует осадок с сульфатным анионом серной кислоты так, что кислый водный галогенидный раствор, образованный на стадии образования кислоты, является галогенводородной кислотой и так, что образуется осадок металла с сульфатным анионом.
  12. 12. Способ по п.11, в котором перед передачей кислого водного галогенидного раствора на вторую стадию выщелачивания удаляют любой осадок металла, который образуется с сульфатным анионом.
  13. 13. Способ по любому из пп.1-12, в котором стадия извлечения целевого металла включает стадию осаждения, на которой осадок целевого металла образуется путем добавления в раствор осадителя.
  14. 14. Способ по п.13, в котором осадитель может содержать металл, который является металлом раствора галогенида металла, такой, что добавление осадителя может поддержать желаемую концентрацию этого металла в растворе.
  15. 15. Способ по п.14, в котором, когда металл раствора галогенида металла образует осадок с сульфатным анионом и удаляется на стадии образования кислоты, соответствующее количество этого металла добавляют на стадии извлечения целевого металла для поддержания желаемой концентрации.
  16. 16. Способ по любому из пп.13-15, в котором окисленный металлсодержащий материал содержит более чем один целевой металл, и обеспечивают соответствующую стадию осаждения для каждого целевого металла.
  17. 17. Способ по любому из пп.13-16, в котором окисленный металлсодержащий материал содержит железо, при котором часть этого железа выщелочена в раствор на стадии выщелачивания по меньшей мере с частью выщелоченного железа, далее осаждаемого на стадии осаждения железа в виде оксида трехвалентного железа путем добавления карбоната кальция в качестве осадителя.
  18. 18. Способ по п.17, в котором окисленный металлсодержащий материал имеет достаточное время нахождения на стадии выщелачивания, такое, что выщелоченное железо может быть окислено вплоть до гематита.
  19. 19. Способ по любому из пп.13-18, в котором, когда целевой металл содержит медь, драгоценный металл осаждают на стадии осаждения меди путем добавления карбоната кальция в качестве осадителя.
  20. 20. Способ по любому из пп.13-19, в котором, когда целевой металл содержит драгоценный металл, драгоценный металл осаждают на стадии осаждения драгоценного металла путем добавления Ыа8Н в качестве осадителя.
  21. 21. Способ по любому из пп.13-20, в котором, когда целевой металл содержит никель и/или кобальт, никель и/или кобальт осаждают на стадии осаждения никеля/кобальта путем добавления гидроксида кальция в качестве осадителя.
  22. 22. Способ по любому из пп.13-21, в котором, когда целевой металл содержит магний, магний осаждают на стадии осаждения магния путем добавления гидроксида кальция в качестве осадителя.
  23. 23. Способ по п.21 или 22, в котором гидроксидом кальция является гашеная известь.
  24. 24. Способ по любому из пп.1-12, в котором стадия извлечения целевого металла включает стадию электролитического извлечения, на которой раствор со стадии выщелачивания передают на один или более электролизер для извлечения металла электроосаждением.
  25. 25. Способ по п.24, в котором окисленный металлсодержащий материал содержит более чем один целевой металл, и соответствующая стадия электролитического извлечения предусмотрена для каждого целевого металла.
  26. 26. Способ по любому из пп.1-25, в котором серную кислоту добавляют на стадии образования кислоты для достижения рН в пределах от 0 до 1 и Ей раствора 600 мВ.
  27. 27. Способ по любому из пп.1-26, в котором температура раствора на стадии выщелачивания находится в пределах 85-95°С.
  28. 28. Способ по любому из пп.1-27, в котором, когда галогенидом является хлорид, общая концентрация хлорида находится в пределах 6-8М.
  29. 29. Способ по любому из пп.1-28, в котором, когда галогенидом является хлорид и металлом раствора является кальций, по меньшей мере 30 г/л СаС12 сохраняется в рабочем растворе.
  30. 30. Способ выщелачивания целевого металла из окисленного металлсодержащего материала, включающий первую и вторую стадии выщелачивания, на которых кислый водный галогенидный раствор, полученный из серной кислоты и использованный для выщелачивания целевого металла в раствор, проходит обратно через них, в котором кислоту, полученную из серной кислоты, добавляют или получают на второй стадии выщелачивания, и окисленный металлсодержащий материал подают на первую стадию выщелачивания и приводят в контакт с повторной используемой остаточной кислотой в растворе второй
    - 14 010061 стадии выщелачивания для выщелачивания материала и получения первых выщелоченных твердых фаз, и в котором раствор отделяют от первых выщелоченных твердых фаз и могут передать для извлечения целевого металла, тогда как первые выщелоченные твердые фазы переходят на второй этап выщелачивания для приведения в контакт с кислым водным галогенидным раствором для дальнейшего выщелачивания твердых фаз, в то время как получают повторно используемую остаточную кислоту раствора.
  31. 31. Способ по п.30, в котором кислота, полученная из серной кислоты, получена на отдельной стадии от второй стадии выщелачивания перед ее добавлением туда или получена на второй стадии выщелачивания.
  32. 32. Способ по п.30 или 31, в котором окисленный металлсодержащий материал содержит железо, так что часть железа выщелочена в раствор на первой стадии выщелачивания и осаждена в виде оксида железа с осадком оксида железа, перешедшим с твердыми фазами на вторую стадию выщелачивания.
  33. 33. Способ по любому из пп.30-32, в котором способ выщелачивания является другим, как определено по любому из пп.1-29.
  34. 34. Целевой металл, извлеченный способом по любому из предыдущих пунктов.
EA200601767A 2004-03-25 2005-03-24 Извлечение металлов из окисленных металлсодержащих материалов EA010061B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AU2004901591A AU2004901591A0 (en) 2004-03-25 Process for the recovery of metals from laterite ores
PCT/AU2005/000426 WO2005093107A1 (en) 2004-03-25 2005-03-24 Recovery of metals from oxidised metalliferous materials

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200601767A1 EA200601767A1 (ru) 2007-04-27
EA010061B1 true EA010061B1 (ru) 2008-06-30

Family

ID=35056216

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200601767A EA010061B1 (ru) 2004-03-25 2005-03-24 Извлечение металлов из окисленных металлсодержащих материалов

Country Status (11)

Country Link
US (1) US8323377B2 (ru)
EP (1) EP1727916B1 (ru)
JP (1) JP2007530778A (ru)
KR (1) KR20070005669A (ru)
CN (1) CN1938436B (ru)
BR (1) BRPI0508211A (ru)
CA (1) CA2560594C (ru)
EA (1) EA010061B1 (ru)
MX (1) MXPA06010821A (ru)
WO (1) WO2005093107A1 (ru)
ZA (1) ZA200608187B (ru)

Families Citing this family (22)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU2005297143B8 (en) * 2004-10-21 2010-04-01 Anglo Operations Limited Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
AU2006236085C1 (en) * 2005-11-28 2014-02-27 Vale S.A. Process for extraction of nickel, cobalt, and other base metals from laterite ores by using heap leaching and product containing nickel, cobalt, and other metals from laterite ores
EP1954843B1 (en) * 2005-11-28 2013-01-02 Anglo Operations Limited Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
WO2007079532A1 (en) * 2006-01-10 2007-07-19 Murrin Murrin Operations Pty Ltd Hematite precipitation
WO2011035380A1 (en) * 2009-09-24 2011-03-31 Intec Ltd Recovering metals from industrial residues/wastes
WO2012071342A2 (en) 2010-11-22 2012-05-31 Barrick Gold Corporation Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials
CN102206760A (zh) * 2011-03-31 2011-10-05 株洲冶炼集团股份有限公司 一种湿法炼锌的方法
CN102226236B (zh) * 2011-06-15 2014-01-29 王钧 全面综合回收红土镍矿各组分为产品的湿法冶金方法
JP5424139B2 (ja) * 2012-03-19 2014-02-26 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法
JP5704410B2 (ja) 2012-03-21 2015-04-22 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法
JP5598778B2 (ja) * 2013-01-25 2014-10-01 住友金属鉱山株式会社 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法
FI125216B (en) 2013-05-23 2015-07-15 Outotec Finland Oy Process for the recovery of metals
JP5440823B1 (ja) 2013-09-18 2014-03-12 住友金属鉱山株式会社 製鉄用ヘマタイトの製造方法
JP6195536B2 (ja) * 2014-03-31 2017-09-13 Jx金属株式会社 鉄の除去方法及び鉄の浸出方法、並びに金の回収方法
US10457565B2 (en) 2014-09-18 2019-10-29 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Production method for hematite for iron production
MX2014016019A (es) * 2014-12-19 2016-06-20 Gmo Metalurgia S A P I De C V Método para la extracción de metales, por medio de lixiviación ácida.
US9783428B1 (en) * 2016-04-06 2017-10-10 The Royal Institution For The Advancement Of Learning/Mcgill Univerisity Production of high strength hydrochloric acid from calcium chloride feed streams by crystallization
AU2016202157B2 (en) * 2016-04-06 2019-05-16 The Royal Institution For The Advancement Of Learning / Mcgill University Production of high strength hydrochloric acid from calcium chloride feed streams by crystallization
CN106498159B (zh) * 2016-10-24 2018-07-03 黄奇向 一种金银铜选矿添加剂及其生产方法和使用方法
FI128281B (en) * 2016-12-15 2020-02-28 Teknologian Tutkimuskeskus Vtt Oy Processing of metal-containing industrial waste material
FR3062135B1 (fr) * 2017-01-24 2019-06-07 Commissariat A L'energie Atomique Et Aux Energies Alternatives Procede de recuperation du platine et du cobalt contenus dans une pile a combustible
CN112941303B (zh) * 2021-01-18 2022-12-06 中南大学 一种有色金属冶炼渣回收有价金属的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5232490A (en) * 1985-11-27 1993-08-03 Leadville Silver And Gold Oxidation/reduction process for recovery of precious metals from MnO2 ores, sulfidic ores and carbonaceous materials
AU4719000A (en) * 1999-07-13 2001-01-18 James Hamilton Kyle Process for dissolving precious metals
WO2001012865A1 (en) * 1999-08-12 2001-02-22 Outokumpu Oyj Method of removal of impurities from gold concentrate containing sulfides

Family Cites Families (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3203786A (en) * 1962-07-20 1965-08-31 Politechnika Warszawska Method for obtaining nickel and cobalt out of low-grade silicate ores and of metallurgical offals
US3545964A (en) * 1968-04-18 1970-12-08 Atomic Energy Commission Gold recovery process
US3950486A (en) * 1970-05-26 1976-04-13 Deepsea Ventures, Inc. Method for separating metal constituents from ocean floor nodules
US3793430A (en) 1973-05-31 1974-02-19 D Weston Hydrometallurgical treatment of nickel,cobalt and copper containing materials
SU753922A1 (ru) * 1978-02-03 1980-08-07 Институт Металлургии И Обогащения Ан Казахской Сср Способ кучного выщелачивани медных руд
CA1154599A (en) * 1980-09-30 1983-10-04 John A. Thomas Hydrometallurgical processing of precious metal-containing materials
US4378275A (en) * 1981-12-03 1983-03-29 Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission Metal sulphide extraction
CA1236980A (en) 1985-08-07 1988-05-24 Robert W. Stanley Process for the recovery of gold from a precious metal bearing sludge concentrate
RU1785536C (ru) * 1991-03-19 1992-12-30 В А Гуров, А П Мазуркевич, С АТерентьева, В,А Щепетков, Н И Кучерский, ЛМДемич, Е А Толстое, Н В,Александров, М.И.Фазлулпин и С Б Иноземцев Способ извлечени благородных металлов из руд и продуктов их переработки
RU2091869C1 (ru) 1994-09-08 1997-09-27 Анатолий Лазаревич Катвалюк Механический звуковой синтезатор (его варианты)
US5709730A (en) 1995-01-23 1998-01-20 Cashman; Joseph B. Hydrometallurgical processing of flue dust
US5571308A (en) * 1995-07-17 1996-11-05 Bhp Minerals International Inc. Method for recovering nickel from high magnesium-containing Ni-Fe-Mg lateritic ore
US6361753B1 (en) 1995-12-26 2002-03-26 Joseph B. Cashman Converting zinc chloride to zinc oxide during the hydrometallurgical processing of flue dust
US5961691A (en) * 1997-10-01 1999-10-05 Noranda, Inc. Recovery of lead and others metals from smelter flue dusts
US6471743B1 (en) * 1999-02-19 2002-10-29 Mbx Systems, Inc. Methods for leaching of ores
WO2002022897A1 (en) * 2000-09-15 2002-03-21 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Recovery of nickel and cobalt from leach solutions
FI110953B (fi) * 2001-10-24 2003-04-30 Outokumpu Oy Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa
US7329396B2 (en) * 2003-05-16 2008-02-12 Jaguar Nickel Inc. Process for the recovery of value metals from material containing base metal oxides

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5232490A (en) * 1985-11-27 1993-08-03 Leadville Silver And Gold Oxidation/reduction process for recovery of precious metals from MnO2 ores, sulfidic ores and carbonaceous materials
AU4719000A (en) * 1999-07-13 2001-01-18 James Hamilton Kyle Process for dissolving precious metals
WO2001012865A1 (en) * 1999-08-12 2001-02-22 Outokumpu Oyj Method of removal of impurities from gold concentrate containing sulfides

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Derwent Abstract Accession No. 28544D/16, Class M25, SU 753922 A (AS KAZA METAL ENRIC) 7 August 1980, Whole document *
Derwent Abstract accession No. 94-032801/04, Class J0l M25, SU 1785536 A (GUROV V. A.), 30 December 1992, Whole document *

Also Published As

Publication number Publication date
CN1938436B (zh) 2010-06-02
WO2005093107A1 (en) 2005-10-06
MXPA06010821A (es) 2006-12-19
EP1727916A4 (en) 2008-10-01
EP1727916A1 (en) 2006-12-06
JP2007530778A (ja) 2007-11-01
US20070295613A1 (en) 2007-12-27
EP1727916B1 (en) 2014-11-12
US8323377B2 (en) 2012-12-04
BRPI0508211A (pt) 2007-07-17
CA2560594C (en) 2015-02-03
ZA200608187B (en) 2007-12-27
CA2560594A1 (en) 2005-10-06
KR20070005669A (ko) 2007-01-10
CN1938436A (zh) 2007-03-28
EA200601767A1 (ru) 2007-04-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA010061B1 (ru) Извлечение металлов из окисленных металлсодержащих материалов
KR100352496B1 (ko) 염소보조습식제련으로구리를추출하는방법
US8961649B2 (en) System and method for extracting base metal values from oxide ores
RU2174562C2 (ru) Способ извлечения никеля и/или кобальта (варианты)
US20160340757A1 (en) Scandium recovery method
EA009841B1 (ru) Способ восстановления металлов из материала, содержащего оксиды неблагородных металлов
CN106086440B (zh) 一种湿法分离回收卡尔多炉熔炼渣中有价金属的方法
EA010771B1 (ru) Извлечение никеля и кобальта из смоляного потока элюата
US4150976A (en) Method for the recovery of metallic copper
JP2017210675A (ja) スカンジウムの回収方法
FI125216B (en) Process for the recovery of metals
JP6172099B2 (ja) スカンジウムの回収方法
WO2008080209A1 (en) Process for recovery of nickel and cobalt from an ion-exchange resin eluate and product
CN108315565A (zh) 一种从含铅硫化物材料中选择性浸出硫化铅的方法
JP2019119895A (ja) 亜鉛地金の製造方法
WO2011120093A1 (en) Recovering metals from pickle liquor
RU2670117C2 (ru) Способ селективного извлечения свинца и серебра и карбонатный концентрат свинца и серебра, полученный вышеуказанным способом
EA008574B1 (ru) Извлечение металлов платиновой группы
EA007523B1 (ru) Способ извлечения металлов с использованием хлоридного выщелачивания и экстракции
AU2013211472B2 (en) System and method for extracting base metal values from oxide ores
US4118221A (en) Copper recovery from sulfate solutions containing nickel and cobalt
AU2005225462B2 (en) Recovery of metals from oxidised metalliferous materials
JP6128166B2 (ja) 酸化スカンジウムの製造方法
AU3878201A (en) Process for the recovery of nickel, and/or cobalt from a concentrate

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