EA010792B1 - Способ извлечения ценных металлов из сульфидных руд цветных металлов - Google Patents

Способ извлечения ценных металлов из сульфидных руд цветных металлов Download PDF

Info

Publication number
EA010792B1
EA010792B1 EA200600691A EA200600691A EA010792B1 EA 010792 B1 EA010792 B1 EA 010792B1 EA 200600691 A EA200600691 A EA 200600691A EA 200600691 A EA200600691 A EA 200600691A EA 010792 B1 EA010792 B1 EA 010792B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
leaching
sulfide
leach
chloride
metal
Prior art date
Application number
EA200600691A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200600691A1 (ru
Inventor
Брин Дж. Харрис
Ваикунтам И. Лакшманан
Рамамритхам Сридхар
Джордж Пуввада
Original Assignee
Джегуар Никел Инк.
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
Application filed by Джегуар Никел Инк. filed Critical Джегуар Никел Инк.
Publication of EA200600691A1 publication Critical patent/EA200600691A1/ru
Publication of EA010792B1 publication Critical patent/EA010792B1/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
    • C22B23/00Obtaining nickel or cobalt
    • C22B23/04Obtaining nickel or cobalt by wet processes
    • C22B23/0453Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B23/0461Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0084Treating solutions
    • C22B15/0089Treating solutions by chemical methods
    • C22B15/0093Treating solutions by chemical methods by gases, e.g. hydrogen or hydrogen sulfide
    • 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
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • 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)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Описан способ выщелачивания ценного металла из сульфидной руды цветных металлов, включающий стадию выщелачивания руды выщелачивателем, включающим хлорид, окислитель и хлористо-водородную кислоту. Выщелачивание регулируют путем использования низких концентраций хлористо-водородной кислоты и окислительно-восстановительного потенциала для осуществления образования сероводорода из сульфидной руды цветного металла. Сероводород отгоняют от раствора для выщелачивания, тем самым снижая количество сульфата, образовавшегося в процессе выщелачивания, до очень низкого уровня. Выщелачивание может быть также осуществлено с целью ограничения совместного растворения металлов платиновой группы и золота с ценными цветными металлами. Выщелачивание приводит к получению ценного, богатого металлом продукта выщелачивания и остатка твердых веществ. Остаток твердых веществ может быть затем подвергнут выщелачиванию с целью извлечения металлов платиновой группы и золота. Ценный, богатый металлом продукт выщелачивания может быть подвергнут окислению и нейтрализации с целью извлечения ценных цветных металлов. Согласно одному из вариантов осуществления данного изобретения хлорид представляет собой хлорид магния, а раствор выщелачивателя подвергают регенерации.

Description

Область техники
Настоящее изобретение относится к способу выщелачивания и извлечения ценных металлов, особенно никеля, меди, цинка, кобальта, металлов платиновой группы (МПГ) и золота из сульфидных руд цветных металлов, включая смеси сульфидных и оксидных руд. В конкретных вариантах осуществления данного изобретения сульфидные руды цветных металлов представляют собой содержащие ценные металлы руды или концентраты, особенно пирротит, пентландит, халькопирит, арсенопирит и другие пириты, сфалерит, а также их концентраты и штейны. Выщелачивание может быть осуществлено с использованием низкой концентрации хлористоводородной кислоты в хлоридной среде. В частности, данный способ может быть осуществлен таким образом, чтобы по существу превратить сульфид в руде в сероводород, предпочтительно, в основном в сероводород, а не в сульфат или элементарную серу. В предпочтительных вариантах образовавшийся сероводород удаляют из выщелачивающего раствора, получая в результате продукт выщелачивания с низкой концентрацией серы и/или сульфата. Превращение сульфида руды, в частности в сероводород, облегчает и/или позволяет поочередно осуществлять стадии разделения и извлечения ценных металлов.
Уровень техники
Сульфидные руды цветных металлов встречаются во многих местах земного шара и представляют собой потенциальный источник многих ценных металлов. В частности, руды могут содержать цинк, никель, медь, кобальт и МПГ, серебро и золото. Все основные руды содержат железо; примеры таких руд, в частности, включают никельсодержащий пирротит Ее889, пентландит (Ее№)988, халькопирит СиЕе82, арсенопирит ЕеАк8 и сфалерит Ζηδ. Сульфидные руды цветных металлов широко используются в коммерческом производстве никеля, кобальта, цинка и меди.
Сульфидные руды цветных металлов могут быть обработаны с использованием гидрометаллургических или пирометаллургических способов. Использование пирометаллургического способа обеспечивает высокую степень извлечения никеля, меди и МИГ, обычно более 90%, а степень извлечения кобальта обычно составляет от 30 до 70%. Использование гидрометаллургического способа также обеспечивает высокую степень извлечения никеля, кобальта, цинка и меди, однако МПГ и золото теряются в выщелачивающем остатке и требуют осуществления дополнительных, зачастую сложных и дорогостоящих способов извлечения.
Плавление концентратов сульфида никеля приводит к получению жидкого печного штейна. Затем жидкий печной штейн подвергают окислению воздухом в результате осуществления процесса, известного как конвертирование, с целью удаления большей части железа и серы. Загрязняющие примеси, состоящие из железа и пустой породы, удаляют в виде шлака. Получаемый файнштейн, также известный как просто штейн, затем может быть обработан для получения никеля, кобальта, меди и МПГ и золота. Используемые способы обработки в основном являются гидрометаллургическими, например, способы рафинирования, основанные на сульфатной, карбонильной, аммиачной и хлоридной химии. Способы рафинирования на основе сульфатов и особенно хлоридов описаны С. Уап ^еей, 8оте ОЬкегуайопк оп 111е С’Ыопбе Вакеб Тгеа1шеп1 οί №ске1-Соррег-СоЬа11 Майек, радек 277-298, С’Ыопбе Ме1а11иду, 2002 Уо1ише 1, 32пб Аппиа1 Нубготе1а11шду Меебпд, Ебйеб Ьу Е. Реек апб С. Уап ^еей, публикация С1М.
При осуществлении хлоридного способа выщелачивания наиболее ценный компонент, а именно, никель, может быть солюбилизирован первым с небольшим выщелачиванием меди, обеспечивая таким образом отделение никеля от меди. В известном хлоридном способе выщелачивания (ТйотпЫ11, Р.С., ^1дк1о1, Е. апб Уап ^еей, С., Тйе Еа1сопЬпбде Майе Ьеасй Ргосекк, 1оитпа1 оГ Ме1а1к, 23(7), 1971, р.13) с использованием очень сильной хлористо-водородной кислоты выщелачивание может быть представлено следующим образом:
Νί352 + 6НС1 => 3ΝίΟ12 + 2Н23 + Н2
Согласно альтернативному способу выщелачивания на основе хлора гранулированный файнштейн измельчают и подают на хлорный выщелачивающий процесс, где его подвергают на первой стадии регулируемому окислено-восстановительному процессу выщелачивания, солюбилизируя большую часть никеля и часть меди, но не МИГ:
Νΐ332 + ЗС12 => ЗЫ1С12 + 23°
Си23 + С12 => СиЗ + СиС12
Для удаления меди, содержащей двухвалентную медь, которая считается выщелачивателем, добавляют дополнительное количество штейна без хлора с последующим диффузным насыщением. Согласно другой альтернативе, преимущества хлорного выщелачивания могут быть реализованы благодаря использованию субазеотропной хлористо-водородной кислоты и кислорода. Выщелачивающим агентом вновь служит солюбилизированный хлорид меди (содержащий двухвалентную медь).
Гидрометаллургия комплексных сульфидных концентратов в массе описана Ό.8. Е1ей, СЫопбе Нубготе1а11шду Гог Сотр1ех 8и1Г1бек: а Веу1ете, радек 255-276, СЫопбе Ме1а11шду, 2002 -Уо1ите 1. В частности, описано выщелачивание сульфидных концентратов типа Си/РЬ^п/Ад с использованием хлорида железа (III) или меди(11). В последнее время широкое распространение также получила обработка простых сульфидных концентратов, особенно медных концентратов, например, выщелачивание под дав
- 1 010792 лением с использованием ВгС12 - в качестве окислителя. В статье делают вывод о том, что данный способ является самым многообещающим для коммерциализации, однако для окончательной коммерциализации требуется дальнейшее усовершенствование переработки сложных сульфидных концентратов.
Способ извлечения цветных металлических компонентов из металлосодержащего сульфидного материала, содержащего по меньшей мере один из таких металлов как цинк, медь, свинец, кобальт, никель, серебро и золото, а также железо, описан в патенте США 4378275 на имя Айапъоп с( а1., выданном 29 марта 1983 г. Сульфидный материал выщелачивают в окислительных условиях раствором кислотного водного хлоридного выщелачивателя, содержащего хлорид магния. Окислительные условия описаны как использование молекулярного кислорода в виде воздуха, обогащенного кислородом воздуха и чистого кислорода. Несмотря на упоминаемую возможность выщелачивания при атмосферном давлении, стадию выщелачивания предпочтительно осуществляют при повышенном парциальном давлении, т.е. в условиях давления выщелачивания. Предпочтительно использование повышенных температур, т.е. по меньшей мере приблизительно от 50 до 250°С, при этом предпочтительными являются температуры в диапазоне от 100 до 180°С. Продолжительность выщелачивания составляет от приблизительно 5 до приблизительно 12 ч. Предпочтительным является использование небольшого содержания хлорида. Например, Айапъоп с( а1. указывают, что концентрация ионов хлорида обычно составляет от приблизительно 4 до приблизительно 6 г ионов на литр. Кинетика процесса диктует необходимость осуществления длительных периодов выщелачивания при более низких температурах и атмосферном давлении. Приведен пример выщелачивания под давлением Ζη/Си/Ре руды, содержащей очень небольшое количество руды при 160°С с использованием кислорода. Во время процесса компоненты цветных металлов солюбилизируются, оставляя в качестве остатка оксид железа и серу. Щелок от выщелачивания подвергают жидкостной экстракции с использованием гидрофобного экстрагента. Рафинат, содержащий хлорид магния и любые сульфаты, образовавшиеся во время процесса выщелачивания, подвергают пирогидролизу, получая хлороводород и оксид магния. Затем сульфаты удаляют, промывая образовавшийся оксид магния, что умаляет многие преимущества получения оксида магния пирогидролизом.
Сущность изобретения
Согласно одному из аспектов данное изобретение касается осуществляемого при атмосферном давлении способа отделения серы, получаемой из сульфидов, связанных с цветными металлами, от выщелачивателя, образующегося во время выщелачивания цветных металлов из сульфидной руды цветных металлов, или концентрата, особенно никеля, меди, цинка, кобальта и МПГ, серебра и золота. В соответствии с данным аспектом способ относится к процессу восстановления количества серы в продукте выщелачивания и твердых выщелачивающих веществах путем отделения сульфида в руде в виде сероводорода во время выщелачивания компонента цветного металла из сульфидной руды цветных металлов. В частности, сера может быть удалена из продукта выщелачивания и твердого остатка выщелачивания путем образования и удаления сероводорода на стадии выщелачивания. Некоторая часть сероводорода или весь сероводород затем могут быть превращены в элементарный сульфид. Преимущество данного процесса заключается в том, что сера в виде сероводорода может быть отделена простыми способами разделения газа/жидкости. Сероводород может быть в дальнейшем использован для очистной обработки продукта выщелачивания и/или в качестве относительно чистого источника сероводорода, предназначенного для получения соединений серы, таких как элементарная сера.
Согласно другому аспекту данное изобретение касается способа извлечения компонентов металлов из сульфидной руды цветных металлов, концентрата или штейна путем выщелачивания выщелачивателем, имеющим высокую концентрацию хлорида и низкую концентрацию хлористоводородной кислоты. Использование выщелачивателя с высокой хлоридной нагрузкой позволяет использовать более низкое содержание хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе.
В настоящее время было установлено, что в результате регулирования оксилительновосстановительного потенциала и рН выщелачивателя цветные металлы, связанные с сульфидом, могут быть выщелочены из материала-источника сульфида при помощи выщелачивателя, имеющего высокое содержание хлорида и относительно низкую концентрацию хлористо-водородной кислоты, в то время как МПГ и золото, по существу, не выщелачиваются, при этом существенная часть выщелачиваемого сульфида, предпочтительно, по существу весь выщелачиваемый сульфид, превращается в сероводород. Следует отметить, что согласно другим вариантам некоторые МПГ и золото могут быть выщелочены с цветными металлами. Согласно другим вариантам выщелачивание цветных металлов может быть осуществлено таким образом, что растворенная часть серы сульфида не превращается в сероводород. Уровень, до которого некоторые МПГ и золото могут быть выщелочены с цветными металлами и растворенной серой сульфида и превращены в сероводород, варьируется в зависимости от нескольких факторов, включая состав материала-источника сульфида, степени извлечения выбранного металла и кинетики взаимодействий, выбранных для стадий выщелачивания.
Согласно одному аспекту настоящего изобретения разработан способ выщелачивания ценного металла из сульфидной руды, содержащей упомянутый ценный металл, упомянутую сульфидную руду, включающий стадию выщелачивания сульфидной руды при атмосферном давлении выщелачивателем, включающим хлористо-водородную кислоту, хлорид, выбранный из группы, состоящей из хлоридов ще
- 2 010792 лочных металлов, хлорида магния и хлорида кальция, а также их смеси, и окислитель, выбранный из группы, состоящей из пероксида щелочного металла, перхлората щелочного металла, перхлората аммония, перхлората магния, хлората щелочного металла, перхлората щелочноземельного металла, хлора, гипохлорита щелочного металла, пероксида водорода и пероксисерной кислоты, а также их смеси, для получения продукта выщелачивания и твердого остатка.
Согласно одному из вариантов способ дополнительно включает выбор сульфидного рудного материала, содержащего по меньшей мере один ценный металл, выбранный из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смесей.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор сульфидного рудного материала, дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металл платиновой группы.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор сульфидного рудного материала, включающего сульфидную руду цветных металлов, концентрат сульфидной руды цветных металлов, штейн, полученный из сульфидной руды цветных металлов, хвосты с обработки сульфидной руды цветных металлов и их смеси.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор пирротита, пентландита, халькопирита, пирита, арсенопирита и сфалерита, а также их смесей в качестве сульфида цветных металлов.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор хлорида натрия, хлорида калия, хлорида магния и хлорида кальция, а также их смесей в качестве хлорида.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор хлорида магния в качестве хлорида.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор хлора, хлората натрия, пероксида водорода, гипохлорита натрия и перхлората натрия, а также их смесей в качестве окислителя.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор хлората натрия, хлора и их смесей в качестве окислителя.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование рН и окислительновосстановительного потенциала во время выщелачивания таким образом, чтобы рН составлял менее 2,5, а окислительно-восстановительного потенциал находился в диапазоне от 200 до 600 мВ.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование окислительновосстановительного потенциала во время выщелачивания таким образом, чтобы окислительновосстановительный потенциал выщелачивающего раствора составлял 250-450 мВ.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор концентрации хлорида магния, равной по меньшей мере 200 г/л, предпочтительно - 200-500 г/л, более предпочтительно -200-400 г/л, при этом общую концентрацию по существу обеспечивают хлорид магния и хлористо-водородная кислота. Количество хлористо-водородной кислоты необязательно составляет 30-150 г/л.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает осуществление выщелачивания при температуре в диапазоне от 75°С до температуры кипения раствора при давлении окружающей среды.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование рН таким образом, чтобы в конце выщелачивания рН составлял менее 1,5, предпочтительно менее 1.
Согласно другому варианту продукт выщелачивания и твердый остаток подвергают стадии разделения твердых веществ/жидкости, а твердый остаток подвергают дальнейшей стадии выщелачивания для извлечения по меньшей мере части золота и по меньшей мере одного металла платиновой группы.
Согласно другому варианту твердый остаток также обрабатывают с целью отделения магнитной фракции.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор руды или концентрата, включающего компоненты никеля и железа, а также одного или более из таких металлов, как кобальт и медь.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает:
(a) обработку продукта выщелачивания в результате осуществления серии стадий извлечения ценных металлов и получения не содержащего ценного металла продукта выщелачивания, а также (b) обработку не содержащего ценного металла продукта выщелачивания с целью рециркуляции по меньшей мере части хлористо-водородной кислоты и хлорида.
Стадия (Ь) предпочтительно включает пирогидролиз. Стадия (а) предпочтительно включает по меньшей мере одну стадию осаждения с использованием основания. Основанием предпочтительно является оксид магния. Оксид магния предпочтительно получают из не содержащего ценного металла продукта выщелачивания.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает обработку продукта выщелачивания с целью осаждения железа.
Согласно другому варианту продукт выщелачивания обрабатывают путем повышения его рН после удаления остаточных твердых веществ с целью осаждения железа.
Согласно другому аспекту настоящего изобретения, разработан способ выщелачивания ценного металла из материала-источника сульфида, содержащего упомянутый ценный металл, выщелачивателем, включающим хлористо-водородную кислоту, хлорид металла и окислитель, при этом выщелачивание
- 3 010792 упомянутым выщелачивателем регулируют таким образом, что по меньшей мере около 50% серы сульфида, выщелачиваемого из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания с получением продукта выщелачивания и твердого остатка.
Согласно одному из вариантов выщелачивание регулируют таким образом, что по меньшей мере около 90% сульфида, выщелоченного из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания.
Согласно другому варианту выщелачивание регулируют таким образом, что по меньшей мере около 99% серы сульфида, выщелоченного из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор материала-источника сульфида, содержащего по меньшей мере один ценный металл, выбранный из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смеси, и дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металл платиновой группы, при этом выщелачивание регулируют таким образом, что золото и металлы платиновой группы, по существу, не выщелачиваются.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор материала-источника сульфида, содержащего по меньшей мере один ценный металл, выбранный из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смеси, и дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металлы платиновой группы, при этом выщелачивание регулируют таким образом, что выщелачиваются менее 10 мас.% золота и металлов платиновой группы.
Согласно другому варианту выщелачивание регулируют путем подбора рН и окислительновосстановительного потенциала.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование окислительновосстановительного потенциала выщелачивателя до величины, составляющей от 200 до 600 мВ.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование рН выщелачивателя в конце выщелачивания таким образом, чтобы он составлял менее 2,5.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает регулирование выщелачивателя таким образом, чтобы получить концентрацию ионов хлорида, составляющую 200-500 г/л.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор количества добавляемой хлористо-водородной кислоты таким образом, чтобы получить выбранный рН.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает выбор материала-источника сульфида из сульфидной руды цветных металлов или материала, полученного из сульфидной руды цветных металлов.
Согласно другому варианту хлорид включает хлорид щелочного металла, хлорид магния и хлорид кальция, а также их смеси, а окислитель включает пероксид щелочного металла, перхлорат щелочного металла, перхлорат аммония, перхлорат магния, хлорат щелочного металла, перхлорат щелочноземельного металла, хлор, гипохлорит щелочного металла, пероксид водорода и пероксисерную кислоту, а также их смеси.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает осуществление выщелачивания при атмосферном давлении.
Согласно другому аспекту настоящего изобретения разработан способ выщелачивания ценного металла из сульфидной руды, включающий выщелачивание сульфидной руды выщелачивателем, содержащим хлористоводородную кислоту, хлорид металла и окислитель для получения продукта выщелачивания и твердого остатка, в котором окислительно-восстановительный потенциал поддерживают на достаточно низком уровне, чтобы не допустить существенного выщелачивания металлов платиновой группы и золота из сульфидного рудного материала и обеспечить существенное превращение серы сульфида, выщелачиваемой из сульфидной руды, в сероводород.
Согласно одному из вариантов сульфидная руда включает сульфидную руду цветных металлов, концентрат сульфидной руды цветных металлов, хвосты с обработки сульфидной руды цветных металлов и их смеси. Подвергаемая выщелачиванию сульфидная руда предпочтительно является необожженной. Выщелачивание предпочтительно осуществляют при атмосферном давлении.
Согласно другому варианту по меньшей мере 90 мас.% серы сульфида, выщелачиваемого из сульфидного рудного материала, превращается в сероводород.
Согласно другому варианту способ дополнительно включает стадию обработки по меньшей мере некоторой части сероводорода для получения элементарной серы.
Согласно другому варианту рН выщелачивателя в конце выщелачивания составляет менее 2,5, предпочтительно менее 1,5, более предпочтительно менее 1 и наиболее предпочтительно менее 0.
Краткое описание чертежей
Настоящее изобретение далее описано со ссылкой на предпочтительные варианты его осуществления, представленные на чертежах, на которых на фиг. 1 представлена технологическая схема извлечения ценных металлов из никельсодержащей руды или концентрата на основе сульфидов и на фиг. 2 - вариант технологической схемы извлечения ценных металлов из никельсодержащей ру
- 4 010792 ды или концентрата на основе сульфидов.
Подробное описание изобретения
Настоящее изобретение касается способа выщелачивания ценного металла из материала-источника сульфида цветного металла. Материал-источник сульфида цветного металла может присутствовать вместе с материалом-источником оксида цветного металла. Например, материал источника может представлять собой смесь руд на основе сульфидов и оксидов.
Руды могут представлять собой руду рег 8е, однако предпочтительным является использование ее концентрата. Согласно другим вариантам руда может иметь вид любого из вышеописанных штейнов, особенно файнштейна, либо вид хвостов сульфидной руды цветного металла. Подразумевается, что термин руда также включает руду и любые материалы, полученные из руды. Руда предпочтительно является необожженной.
Согласно вариантам осуществления данного изобретения руда включает и предпочтительно, по существу, состоит из руды, известной как пирротит, пентландит, халькопирит, арсенопирит, сфалерит, пирит и их смеси. Как указано выше, руда может представлять собой смесь оксидных и сульфидных руд. Таким образом, согласно вариантам, руда может дополнительно содержать латеритную руду или концентрат, например сапролит или лимонит.
Сульфидные руды цветных металлов предпочтительно содержат по меньшей мере один из таких металлов, как никель, кобальт, медь и цинк, а также по меньшей мере один металл платиновой группы (МПГ) и/или золото. Содержание ценного металла в руде может широко варьироваться по виду и количеству в зависимости от источника руды. Согласно особенно предпочтительным вариантам настоящее изобретение направлено на извлечение никеля из сульфидных руд цветных металлов, особенно никельсодержащих руд на основе сульфидов и смесей таких руд со связанными с ними оксидными рудами.
Способ согласно настоящему изобретению может быть осуществлен без предварительной обработки сульфидной руды цветных металлов. В частности, способ может быть осуществлен без обжига руды. Однако может оказаться целесообразным осуществление стадии измельчения или обогащения руды до выщелачивания. Согласно конкретным вариантам осуществления данного изобретения обрабатываемая руда может иметь вид концентрата, а согласно дальнейшим вариантам обрабатываемая руда может быть подвергнута плавлению или другим стадиям для получения штейна. Такие стадии известны и описаны, например, в вышеупомянутых ссылках.
Как показано на фиг. 1 и 2, руду 10 в вышеописанном виде подают на стадию выщелачивания 12, на которой руда 10 вступает в контакт и выщелачивается выщелачивателем, содержащим по меньшей мере один хлорид, хлористо-водородную кислоту и по меньшей мере один окислитель.
Хлорид может включать хлориды щелочных металлов, хлориды щелочно-земельных металлов, хлорид железа(111) и их смеси. Хлорид предпочтительно выбран из группы, состоящей из хлоридов щелочных металлов, хлорида магния, хлорида кальция и их смесей.
Предпочтительные примеры хлоридов щелочных металлов включают хлорид натрия и хлорид калия. Предпочтительными хлоридами являются хлориды натрия и магния, при этом хлорид может включать и более предпочтительно, по существу, состоит из одного или обоих упомянутых хлоридов. Наиболее предпочтительно хлорид включает или, по существу, состоит из хлорида магния. Могут быть использованы смеси хлоридов.
Окислитель может включать пероксиды щелочных металлов, пероксиды щелочно-земельных металлов, перхлораты щелочных металлов, перхлораты щелочно-земельных металлов, перхлорат аммония, перхлорат магния, хлораты щелочных металлов, хлораты щелочно-земельных металлов, гипохлориты щелочных металлов, гипохлорит щелочно-земельного металла, хлор, пероксид водорода и пероксисерную кислоту, а также их смеси. Окислитель предпочтительно выбран из группы, состоящей из пероксидов щелочных металлов, перхлоратов щелочных металлов, перхлората аммония, перхлората магния, хлоратов щелочных металлов, хлоратов щелочно-земельных металлов, гипохлоритов щелочных металлов, хлора, пероксида водорода и пероксисерной кислоты, а также их смесей. Предпочтительными примерами пероксида щелочного металла являются пероксид натрия и пероксид калия. Предпочтительными примерами перхлоратов щелочных металлов являются перхлорат натрия и перхлорат калия. Предпочтительным примером гипохлорита щелочного металла является гипохлорит натрия. Могут быть также использованы перхлорат аммония, перхлорат магния и пероксисерная кислота (мононадсерная кислота, Н2§05). Предпочтительными примерами хлоратов щелочных металлов являются хлорат натрия и хлорат калия. Предпочтительными окислителями являются хлор, гипохлорит натрия, перхлорат натрия и хлорат натрия, при этом окислитель может включать и более предпочтительно, по существу, состоит из одного или более упомянутых окислителей.
Стадия выщелачивания может быть осуществлена любым способом, известным в данной области техники. Например, выщелачивание может быть осуществлено непрерывно в виде прямоточной стадии, противоточной стадии или другим способом, либо стадия выщелачивания может быть осуществлена в виде периодической стадии. Стадию выщелачивания предпочтительно осуществляют при атмосферном давлении (давление окружающей среды), т.е. отсутствует необходимость проводить стадию выщелачивания при повышенном давлении. В частности, согласно данному изобретению стадия выщелачивания,
- 5 010792 имеющая хорошую кинетику взаимодействия, может быть осуществлена при атмосферном давлении. В известных способах повышенное давление необходимо для достаточно быстрого получения кинетики взаимодействия, подходящей для коммерческого способа.
К удивлению, было обнаружено, что образование сульфата и совместное растворение МИГ и золота может быть снижено, предпочтительно, существенно снижено путем правильного подбора окислительно-восстановительного потенциала и рН выщелачивателя, содержащего хлористо-водородную кислоту и хлориды металлов.
Ей (окислительно-восстановительный потенциал относительно НВЭ (нормальный водородный электрод)) может быть поддержан в диапазоне 250-600 мВ, предпочтительно - 250-450 мВ, и наиболее предпочтительно - 350-450 мВ. В том случае, если окислительно-восстановительный потенциал составляет менее приблизительно 250 мВ, выщелачиватель проявляет высокую способность к восстановлению, при этом сульфиды цветных металлов не выщелачиваются существенным образом. В том случае, если окислительно-восстановительный потенциал превышает приблизительно 600 мВ, металлы платиновой группы и золото растворяются с существенной скоростью, а сульфиды, выщелоченные из руды, превращаются в сульфаты с такой же существенной скоростью. Соответственно, предпочтительным является поддержание окислительно-восстановительного потенциала на достаточно высоком уровне с целью выщелачивания сульфидов цветных металлов из руды, но на достаточно низком уровне таким образом, чтобы существенно ограничить совместное растворение МИГ и золота и превратить серу, связанную с сульфидами металлов в руде и выщелачиваемую из руды (т.е. сера сульфида), в сероводород.
Количество окислителя связано с окислительно-восстановительным потенциалом (Ей) выщелачивающего раствора. Конкретная руда имеет ЭДС. Количество окислителя, присутствующего в выщелачивателе, может быть отрегулировано таким образом, чтобы получить желательный окислительновосстановительный потенциал для выщелачивателя.
рН раствора выщелачивателя, измеряемый традиционным оборудованием, в конце операции выщелачивания может составлять менее 2,5, хотя предпочтительно рН составляет менее 1,5, более предпочтительно - менее 1,0, и наиболее предпочтительно - в диапазоне 0-0,8. Подразумевается, что рН в выщелачивающем растворе варьируется, при этом исходный рН составляет 0,5-4,0. Однако с целью сокращения продолжительности стадии выщелачивания рН предпочтительно поддерживают в рамках выбранного диапазона на протяжении большей части (т.е. более приблизительно 50%) продолжительности стадии выщелачивания. Ири рН выше приблизительно 0,6 железо начинает осаждаться в виде гематита и магнитного гидроксида (например, шпинель). Осаждение железа существенно повышается в том случае, если рН составляет более приблизительно 1-1,5. Соответственно, предпочтительно поддержание низкого рН, особенно при содержании в руде существенного количества МИГ и/или золота. Согласно одному из предпочтительных вариантов, в том случае, если руда содержит количество МИГ и/или золота, недостаточное для осуществления отдельной стадии извлечения, выщелачивание предпочтительно осуществляют таким образом, чтобы обеспечить выщелачивание железа и его осаждение. Выщелачивание и осаждение могут быть осуществлены в виде одной стадии (например, реактор). Альтернативно, выщелачивание может быть осуществлено, твердые вещества удалены, после чего продукт выщелачивания может быть обработан с целью осаждения железа с получением в результате отдельного железного остатка для извлечения железа или его удаления. Альтернативно, при желании извлечь МИГ и золото, выщелоченное железо предпочтительно оставляют в продукте выщелачивания таким образом, чтобы твердый остаток был относительно свободным от железа, тем самым упрощая извлечение МИГ и золота.
рН выщелачивателя снижают, обеспечивая достаточное содержание в нем хлорида. Соответственно, содержание хлорида в выщелачивателе из всех источников регулируют, получая выбранный рН. Содержание хлорида может составлять 200-500 граммов ионов хлорида на литр раствора выщелачивателя, предпочтительно - 200-400 г/л, более предпочтительно - 300-400 г/л. Верхний предел содержания хлорида может зависеть от ионов, присутствующих в выщелачивающем растворе, особенно в результате выщелачивания руды и вызываемого образования комплексов. В частности, содержание хлорида предпочтительно выбирают таким образом, чтобы свести к минимуму анионные комплексы хлора, особенно трехвалентное железо, ЕеС14 -.
Согласно предпочтительным вариантам осуществления данного изобретения ионы хлоридов получают из хлоридов металлов и хлористо-водородной кислоты, при этом содержание хлоридов, например 200-400 г/л, рассчитывают, исходя из количества ионов хлоридов в растворах как хлоридов металлов, так и хлористо-водородной кислоты в растворе выщелачивателя. В особенно предпочтительных вариантах количество хлористо-водородной кислоты может составлять 30-150 г/л, а количество хлорида металла (например, хлорида магния) может составлять 80-350 г/л.
Соотношение хлорида металла/НС1 (металла к хлористо-водородной кислоте), выраженное в расчете на массовый процент (мас./мас.) во время выщелачивания, предпочтительно регулируют таким образом, чтобы оптимизировать выщелачивание, исходя, например, из конкретной выщелачиваемой руды и температуры стадии выщелачивания. Соотношение металла/НС1 в хлоридном растворе выщелачивателя может составлять 0,1-2,0:1, предпочтительно - 0,4-1,0:1.
Выщелачивание предпочтительно осуществляют при температуре в диапазоне от 75°С до темпера
- 6 010792 туры кипения выщелачивающего раствора при давлении окружающей среды, составляющем около 115°С.
Выщелачивание может быть осуществлено при помощи выщелачивателя, имеющего низкое содержание хлористо-водородной кислоты. Хлористо-водородную кислоту предпочтительно добавляют в количестве, достаточном для выщелачивания всех цветных металлов и, при желании, железа, и получения выбранного рН. Поэтому количество добавляемой хлористо-водородной кислоты предпочтительно равно стехиометрическому количеству кислоты, необходимому для выщелачивания выбранных ценных металлов и поддержания выщелачивателя в пределах выбранного диапазона рН, более предпочтительно с небольшим избытком (например, 105%). Поэтому количество добавляемой к выщелачивателю кислоты может быть определено путем контроля рН выщелачивателя во время стадии выщелачивания и добавления дополнительного количества кислоты по мере того, как рН выщелачивателя превышает выбранную величину. Нужное количество кислоты варьируется в зависимости от содержания ценных металлов в руде и состава руды. В частности, обычно требуется большее количество кислоты в том случае, когда руда является более концентрированной. Подобным образом, различные сульфиды требуют использования различных количеств кислоты во время процесса выщелачивания. Например, во время выщелачивания могут происходить следующие общие реакции.
Си23 + 2НС1 + С12
Халькоцит
Н23 + 2СиС12
Ковеллит
Борнит
Халькопирит
Энаргит
Пентландит
2Си23 + 8НС1 + 02
СиЗ + 2НС1 - Н23
2Си5Ге34 +
2СиРе32 +
4СиГе32 +
16НС1
8НС1 +
20НС1
2Си3Аз34 +
6НС1
Νί938 + 16НС1 +
23 + 4СиС12 + 2Н2О + СиС12 + 5С1223 + 10СиС12 + 2ЕеС13
С12 - 4НзЗ + + О2 - 8Н23 + + 8Н2О 8Н23
2СиС12 +
4СиС12 + + 6СиС12
С1223 + 9ΝίΟ12
2РеС13
4ГеС13 г 2Н2О + 2Н3АзО4
2Νί95β + 36НС1 + 02 16НгЗ + 18Ы1С12 + 2НгО
Субсульфид
Νί352 + 4НС1 +
С12 - 2Н23 + ЗЫд.С12
3Νί382 + 12НС1
02 - 4Н23 + 6ШС12 + 2Н2О
Сфалерит
Ζη3 + 2НС1 - Н23 + ΖηΟ12
Кобальтит
4СоАзЗ + 9НС1 +
2О + 5О2 - 4Н23 + 4СоС12 + 4Н3АзО4
Арсенопирит
ГеАзЗ + ЗНС1 + Н2О + О2 - Н23 + ГеС13 + Н3АзО4
Галенит
РЬЗ + 2НС1 Н23 + РЬС12
Например, 30% N1 концентрат потребует намного больше кислоты (например, в 10-20 раз больше), чем 3% руда Си. Соответственно, концентрация хлористо-водородной кислоты в выщелачивателе может иметь 1-4 н. и составлять менее 18% (отношение масс). Предполагается, что использование такой низкой концентрации хлористоводородной кислоты и подбор окислительно-восстановительного потенциала Ей и рН являются важными аспектами контроля формы серы, получаемой из сульфида в руде, т.е. превращения серы сульфида в сероводород, а не в ион сульфата. Количество и вид используемого окислителя являются существенными факторами при регулировании Ей.
Согласно особенно предпочтительным вариантам выщелачиватель и условия выщелачивания выбирают таким образом, что цветные металлы выщелачиваются из сульфидной руды цветных металлов, а металлы платиновой группы (МПГ) и золото, по существу, не выщелачиваются, т.е., как указано в данном описании, МПГ и золото остаются как часть твердых веществ в выщелачивающем растворе и отделяются в виде твердых веществ в результате разделения жидкости/твердых веществ. Регулирование выщелачивания таким образом, что МПГ и золото отделяют в виде твердых веществ, облегчает последующие стадии извлечения ценных металлов. Следует отметить, что согласно предпочтительному варианту осуществления данного изобретения стадию выщелачивания регулируют таким образом, что сера сульфида в сульфидном рудном материале превращается в сероводород, а не в сульфат, и что МПГ и золото, по существу, не выщелачиваются (например, менее 10%, предпочтительно - менее 5%, более предпочтительно - менее 1%). Однако следует отметить, что в зависимости от последующих стадий извлечения некоторые МПГ и золото могут быть выщелочены во время стадии выщелачивания цветного металла и/или может образоваться какой-либо сульфат.
Как указано в данном описании, согласно предпочтительному варианту осуществления данного изобретения стадию выщелачивания регулируют таким образом, что сера в сульфидном рудном материале превращается в сероводород, а не в сульфат. В соответствии с данным вариантом, сероводород удаляют из выщелачивающего раствора, наиболее предпочтительно удаляют из выщелачивающего раствора непрерывным способом таким образом, что концентрация сероводорода в выщелачивающем растворе является низкой. Согласно предпочтительным вариантам газ, например, воздух или азот, подают в выщелачивающий раствор, что способствует отгонке сероводорода.
- 7 010792
Следует отметить, что по меньшей мере часть израсходованного выщелачивателя предпочтительно регенерируют и подают на стадию выщелачивания 12. Как показано на фиг. 1 и 2, поток 14 рециркулированного хлоридного выщелачивателя, а также поток 16 окислителя и дополняющий поток хлорида 18 объединяют, получая выщелачиватель, используемый во время стадии выщелачивания. Следует отметить, что стадия выщелачивания 12 может быть осуществлена в одном реакторе последовательно или параллельно. Стадию выщелачивания 12 предпочтительно осуществляют в одном реакторе для выщелачивания. Следует также отметить, что некоторые или все потоки 14, 16 и 18 могут быть объединены в любом конкретном порядке перед их подачей в реактор или реакторы, в которых осуществляют стадию выщелачивания 12.
Как очевидно специалистам в данной области техники, сероводород, отделенный от выщелачивающего раствора, может быть обработан различными способами, предпочтительно, с целью извлечения элементарной серы. Например, как показано на фиг. 2, поток 20 сероводорода может быть подвергнут реакции Клауса на стадии 22. Согласно типичной реакции Клауса, добавляют кислородный поток 24, часть потока сероводорода окисляют, получая диоксид серы, а затем диоксид серы подвергают взаимодействию с оставшимся сероводородом с получением элементарной серы 26. Химическая реакция может быть описана следующим образом:
г5 + ЗО2 => ЗО2 + Н2О
ЗН23 + 3/2 О2 => З/η Зп + Н2О
Реакция может включать более одной стадии, использование более чем одного катализатора, при этом может быть достигнута высокая эффективность извлечения элементарной серы, например, 94-97%. Реакция Клауса представляет собой экзотермическую реакцию, поэтому образующаяся энергия 28 (например, в виде нагретой жидкости, циркулирующей в теплообменнике) может быть направлена на процесс выщелачивания (например, непрямой теплообменник) или использована на какой-либо иной стадии процесса.
Согласно другим вариантам сероводород может быть подвергнут контакту с раствором металла, образующим сульфид, особенно раствором соли меди. Соль меди может быть получена из отработанного выщелачивателя, например, путем селективной экстракции растворителя и отгонки. Как показано пунктирной линией на фиг. 2, поток 21 сероводорода может быть, например, соединен с богатым раствором для отгонки, получаемым на стадии извлечения 44. Примеры солей меди включают хлорид меди(1) и сульфат меди(11). В том случае, если процесс извлечения представляет собой так называемый автономный процесс, т. е. потоки жидкости в процессе извлечения серы не рециркулируют на процесс выщелачивания и извлечения ценных металлов из сульфидного рудного материала, могут быть использованы различные соли меди. Однако если потоки в процессе извлечения серы рециркулируют или могут быть рециркулированы на процесс выщелачивания и извлечения ценных металлов, в таком случае солью меди особенно предпочтительно является хлорид меди(1). Стадия выщелачивания представляет собой хлоридный процесс, поэтому использование хлорида меди(1) снижает или предотвращает загрязнение на стадии выщелачивания анионами, отличными от хлорида. Контакт сероводорода с раствором хлорида меди(1) приводит к образованию сульфида меди (сульфида меди(1)), которая может быть отделена на стадии разделения жидкости/твердых веществ. Жидкость может быть подвергнута рециркуляции и повторному контакту с сероводородом. Сульфид меди может быть превращен в сульфат меди и элементарную серу.
Условия выщелачивания, особенно выщелачиватель, окислительно-восстановительный потенциал Ей и рН, могут быть подобраны таким образом, что по меньшей мере 50%, предпочтительно по меньшей мере 90%, и более предпочтительно по меньшей мере 99 мас.% серы сульфида, выщелачиваемой из сульфидного рудного материала, превращаются в сероводород. В соответствующих условиях по меньшей мере 99,9%, в частности, по меньшей мере 99,95 мас.%, серы сульфида из сульфидного рудного материала могут быть превращены в сероводород.
Общее количество сульфата, образующегося на стадии выщелачивания, предпочтительно составляет менее 1%, более предпочтительно менее 0,1%, и наиболее предпочтительно менее 0,05% от количества серы в сульфидном рудном материале 10, выщелачиваемой из руды во время стадии выщелачивания 12. Образование отделяемого сероводорода и низкое содержание сульфата упрощает последующие стадии извлечения ценных металлов и/или извлечения и рециркуляции компонентов выщелачивающего раствора.
Выщелачивающая смесь 30 включает богатый ценными металлами раствор (продукт выщелачивания) 32 и остаток (твердые вещества) в виде суспензии 34. Выщелачивающую смесь 30 подают на стадию 36 разделения жидкости/твердых веществ, для того чтобы осуществить отделение продукта выщелачивания 32 от твердых веществ 34. Твердые вещества 34 могут включать невыщелоченную руду (например, МИГ и золото) и твердые соединения железа, несмотря на то что предпочтительным является сохранение железа в растворе при содержании в рудном сырье существенного количества МИГ и/или золота. Способы такого разделения известны, например использование напорного или вакуумного фильтра, противоточная декантация или центрифуга.
Твердые вещества 34 могут включать магнитную часть, которая может быть отделена и может ока
- 8 010792 заться полезной для получения ферро-никелевых или низколегированных нержавеющих сталей.
МИГ и золото в твердых веществах 34 могут быть извлечены любыми известными в данной области техники способами. Твердые вещества 34 предпочтительно выщелачивают с целью растворения МИГ и золота. Выщелачиватель предпочтительно представляет собой один из упомянутых здесь выщелачивателей для выщелачивания цветных металлов, за исключением того, что окислительновосстановительный потенциал предпочтительно превышает 700 мВ, более предпочтительно 800 мВ. Согласно особенно предпочтительному варианту выщелачиватель имеет такой же состав, как и выщелачиватель, используемый для выщелачивания цветных металлов из сульфидной руды, за исключением того, что состав отрегулирован для повышения окислительно-восстановительного потенциала.
Как указано выше, предпочтительно осуществление выщелачивания таким образом, чтобы металлы платиновой группы, золото и, необязательно, по меньшей мере часть серебра, не выщелачивались для того, чтобы они могли быть отделены вместе с остатком выщелачивания, а затем отделены от него при помощи известных способов. В том случае, если некоторые из металлов платиновой группы и золото присутствуют в потоке 32 продукта выщелачивания, разделяемого на стадии 36 разделения жидкости/твердых веществ, некоторая часть продукта выщелачивания 32 или весь продукт может быть подвергнут стадии 38 отделения МИГ для извлечения МИГ и золота, а также серебра при его наличии. Как показано на фиг. 1, выпускаемый поток 40 может быть удален из продукта выщелачивания 36 и подвергнут стадии 38 отделения МИГ. Иоток 42 продукта выщелачивания с низким содержанием МИГ и золота возвращают в поток 32 продукта выщелачивания. Стадия 38 отделения МИГ может представлять собой любой известный в данной области техники процесс удаления растворенных МИГ и золота, а также, необязательно, серебра при его наличии. Стадия 38 отделения МИГ предпочтительно представляет собой стадию диффузного насыщения, например с использованием меди, цинка либо неорганических или органических восстановителей, например боргидрида или гидразина натрия.
Твердые вещества, отделенные на стадии 36 разделения жидкости/твердых веществ, могут содержать сульфид меди в зависимости от Ей выщелачивающего раствора, и могут быть извлечены любым способом, известным в данной области техники.
Согласно вариантам осуществления данного изобретения, ценные металлы, например, никель, медь, цинк и/или кобальт, а также МИГ и золото могут быть извлечены из продукта выщелачивания 32 стандартными или другими известными способами, например, ионным обменом, экстрагированием растворителя, электрохимическим извлечением или осаждением сульфида. Иримеры представлены на фиг. 1 и 2.
Согласно одному из вариантов отделения ценных металлов от продукта выщелачивания 32 ионы меди присутствуют в продукте выщелачивания 32 с процесса выщелачивания компонентов меди из руды 12 или с процесса добавления солей меди, например, хлорида меди; либо сульфид меди (Си28) может быть получен в растворе, например, из сероводорода, образовавшегося во время выщелачивания. Как показано на фиг. 1 и 2, медь может быть извлечена из продукта выщелачивания 32 в результате осуществления стадии 44 экстрагирования продукта выщелачивания 32 для получения продукта выщелачивания 50 с пониженным содержанием меди. Соответственно, продукт выщелачивания 32 может быть подвергнут контакту с соответствующим экстрагирующим раствором 46 для получения богатого медью раствора 48, обрабатываемого с целью извлечения меди. Раствор 48 для экстрагирования может быть затем подвергнут регенерации и рециркуляции при помощи известных в данной области техники способов для получения экстрагирующего раствора 46. Однако, как указано выше, предпочтительным является получение сероводорода во время выщелачивания и его удаление из выщелачивающего раствора.
Иродукт выщелачивания 50 с пониженным содержанием меди может также содержать железо в виде хлорида железа. Как показано на фиг. 1, железо может быть удалено из продукта выщелачивания 50 путем добавления оксида магния 54 с целью осаждения оксида железа (такого как гематит или шпинель) либо гидратированного оксида железа на стадии осаждения 52. Иервые являются предпочтительными, поскольку они обеспечивают более легкое разделение жидкости/твердых веществ. Смесь для выщелачивания 56 включает богатый цветным металлом раствор (продукт выщелачивания) 58 и остаток (твердые вещества) в виде суспензии 60. Смесь для выщелачивания 56 может быть подана на стадию 62 разделения твердых веществ/жидкости согласно известным в данной области техники способам отделения продукта выщелачивания 58 от твердых веществ 60. Твердые вещества 60 могут быть обработаны с целью извлечения из них цветных металлов и/или удалены как отработанные твердые вещества. Железо также может быть извлечено пирогидролизом с получением оксида.
Как показано на фиг. 1, часть продукта выщелачивания 58 может быть удалена с потоком 64, а затем подвергнута осаждению на стадии 66. Например, поток 68 оксида магния может быть соединен с потоком 64, образуя осадок смешанного гидроксида (например, гидроксид никеля/кобальта), для получения продукта 70 и продукта выщелачивания 72 с извлеченным из него ценным металлом. Остаток продукта выщелачивания 58 может содержать никель и кобальт, которые могут быть извлечены по отдельности на отдельных стадиях извлечения. Например, часть продукта выщелачивания 58 может быть подвергнута стадии 74 экстракции растворителем для получения богатого кобальтом экстрагента (раствора для экстракции) 76 и продукта выщелачивания 78 с пониженным содержанием кобальта. Богатый кобальтом экстрагент может быть обработан для получения содержащего кобальт раствора 80 и продукта
- 9 010792 выщелачивания 82 с извлеченным из него ценным металлом. Продукт выщелачивания 78 с пониженным содержанием кобальта может быть обработан для извлечения никеля и потока продукта выщелачивания с извлеченным из него ценным металлом.
Продукты выщелачивания с извлеченными из них ценными металлами могут быть соединены и обработаны с целью регенерации выщелачивателя. В частности, могут быть регенерированы хлорид металла и хлористоводородная кислота. Кроме того, может быть получен оксид магния, используемый на стадиях извлечения ценных металлов. Как показано на фиг. 1, выпускаемый поток продуктов выщелачивания с извлеченными из них ценными металлами может быть обработан на стадии 84 с целью удаления из него загрязняющих примесей. Часть очищенного продукта выщелачивания 86 с извлеченным из него ценным металлом затем может быть обработана на стадии 88, например, осаждением гидроксида или сульфида для получения хлорида металла (например, хлорида магния), подвергаемого рециркуляции. Часть очищенного продукта выщелачивания 86 с извлеченным из него ценным металлом может быть подвергнута стадии пирогидролиза 90 для получения потока оксида магния 54, 68.
Продукт выщелачивания 92 с пониженным содержанием оксида магния, получаемый в результате осуществления стадии гидролиза 90, включает НС1, которая может быть подвергнута дополнительным стадиям выпаривания 94 для получения возвращаемой для рециркуляции. Отходящие газы с пирогидролиза могут быть использованы для предварительного выпаривания (не показано) с целью обогащения раствора НС1 и снижения затрат на энергию. Однако степень частичного или предварительного выпаривания может быть снижена или даже исключена в результате подачи газообразного хлороводорода в раствор. Хлороводород может быть получен из хлора. Таким образом, расход энергии, необходимой для выпаривания воды, может быть снижен или исключен.
Согласно варианту данного изобретения, представленному на фиг. 2, продукт выщелачивания 50 обрабатывают на двух или трех стадиях очистки 100 для извлечения ценных металлов, осажденных из раствора путем добавления оксида магния, поступающего из потока 102. После каждой стадии очистки 100 обработанный продукт выщелачивания 104 подвергают стадии 106 разделения твердого вещества/жидкости для получения твердого вещества 108, которое может быть удалено или отправлено на дальнейшую обработку с целью выделения ценного металла и восстановленного продукта выщелачивания 110 с ценным металлом. После этого обработанный продукт выщелачивания подвергают стадии извлечения никеля/кобальта 112 для получения восстановленного продукта выщелачивания 114 с ценным металлом, который может быть рециркулирован в результате стадии пирогидролиза, и смешанного гидроксида никеля/кобальта, который затем может быть подвергнут дальнейшей обработке для выделения ценных металлов. Альтернативно, продукт выщелачивания может быть обработан последовательно для получения никельсодержащего продукта и кобальтсодержащего продукта.
Следует отметить, что в результате последовательного добавления дополнительного количества оксида магния рН может быть постепенно повышен таким образом, чтобы осадить определенный металл или группу металлов. Необходимо также отметить, что рН продукта выщелачивания может быть отрегулирован различными средствами, включая добавление различных регулирующих рН агентов (например, оснований). Преимущество использования оксида магния заключается в том, что данный способ может обеспечить получение нужного количества оксида магния, при этом добавление оксида магния не приводит к появлению каких-либо дополнительных ионов в продукте выщелачивания, что может потребовать проведения дополнительных стадий обработки.
Выщелачиватель, особенно окислительно-восстановительный потенциал (Ей), регулируют с целью осуществления превращения сульфида в сульфидный рудный материал, подаваемый на стадию выщелачивания, в сероводород, а не в ионы сульфата. Сероводород предпочтительно удаляют со стадии выщелачивания в виде газообразного сероводорода. Согласно проиллюстрированному здесь варианту, в соответствии с которым образуется сероводород, образование сульфата может быть снижено до очень низкого уровня, например 0,05 мас.% или ниже в расчете на общее количество серы сульфида, выщелачиваемой из руды, что облегчает отделение ценных металлов на последующих стадиях процесса.
Таким образом, согласно предпочтительным вариантам осуществления настоящего изобретения, как показано, например, на фиг. 1 и 2, настоящее изобретение касается использования смесей хлорида магния по меньшей мере одного окислителя и хлористо-водородной кислоты на стадии выщелачивания. Сульфид в руде может быть отделен в виде элементарной серы или, наиболее предпочтительно, в виде сероводорода. Растворение железа может быть проконтролировано и сведено к минимуму без необходимости проведения дорогостоящих стадий предварительной обработки или последующей обработки путем регулирования концентрации хлорида, рН, кинетики, окисления-восстановления и/или температуры. Например, более низкие температуры выщелачивания, более низкие концентрации хлорида и более высокий рН снижают тенденцию железа к выщелачиванию. Поэтому температура, концентрация хлорида и условия рН для выщелачивания могут быть частично выбраны, исходя из количества выщелачиваемого железа. После выщелачивания железа рН может быть повышен, предпочтительно свыше величины, составляющей 1,5, для осаждения железа от выщелачивания. Остаток от выщелачивания может иметь форму, подходящую для фильтрования. Как указано выше, процесс предпочтительно регулируют таким образом, что во время выщелачивания образуется сероводород, отгоняемый от раствора для выщелачи
- 10 010792 вания до последующего разделения жидкости/твердых веществ раствора для выщелачивания.
В соответствии со способом согласно настоящему изобретению соотношение хлорида металла/НС1, например, соотношение металла/НС1, а также количество и вид окислителя на стадии выщелачивания могут быть отрегулированы таким образом, чтобы отвечать любым специфическим требованиям или характеристикам процесса и подаваемой на процесс руды. В некоторых случаях все ионы хлорида в растворе для выщелачивания могут поступать, например, из рециркулированного хлорида магния.
Выщелачивание цветных металлов может осуществляться непрерывно по меньшей мере в одной емкости-реакторе с перемешиванием. В качестве варианта могут быть использованы по меньшей мере два реактора: первый для добавления сульфидной руды цветного металла, а второй для удаления выщелоченного железа (например, повышения рН для осаждения железа либо как части твердого остатка с выщелачивания, либо, как показано на фиг. 1, на отдельной стадии осаждения 52 после стадии 36 разделения твердого вещества/жидкости). При содержании в подаваемом сырье существенного количества МПГ и/или золота предпочтительно оставлять железо в растворе до периода после отделения остатка от выщелачивания, который является концентратом МПГ и/или золота. При отсутствии компонентов МПГ и/или золота железо осаждают в остатке от выщелачивания путем регулирования указанных выше параметров. Более оптимальный способ включает использование трех или более реакторов. Регулирование процесса может быть осуществлено при помощи скорости подачи на процесс сульфидной руды цветного металла и/или раствора выщелачивателя, однако предпочтительным может оказаться регулирование процесса при помощи рН и окислительно-восстановительного потенциала Ей. Как указано выше, выщелачивание может быть частично или полностью осуществлено периодическим, прямоточным или противоточным способом. Следует также отметить, что любая из последующих стадий процесса может быть осуществлена непрерывным или периодическим способом.
Было отмечено повышение активности НС1 при добавлении таких солей, как №101. СаС12 и МдС12 к разбавленным растворам НС1. Не ограничиваясь теорией, авторы данного изобретения полагают, что повышение реакционной способности НС1 является функцией концентрации ионов хлорида, особенно хлорида магния. Хлорид магния имеет высокий уровень гидратации, который, предположительно, вызывает повышение активности ионов водорода в растворе выщелачивателя. Однако, как проиллюстрировано ниже сравнительными экспериментами, особенно примером II, использование постоянной концентрации хлорида в выщелачивании хлористо-водородной кислотой никельсодержащей руды может обеспечить самые различные уровни экстракции никеля.
Данный способ обеспечивает удаление серы сульфида, полученной из сульфидной руды в виде сероводорода, а не образование сульфатов. Предпочтительный вариант удаления серы в виде сероводорода облегчает и/или позволяет использовать альтернативные стадии разделения и извлечения цветных металлов после стадии выщелачивания, поскольку, как проиллюстрировано в данном описании, сульфат присутствует всего лишь в очень небольших количествах. Кроме того, таким образом могут быть проконтролированы условия выщелачивания, особенно рН, окислительно-восстановительный потенциал (Ей) и концентрация хлорида, что обеспечивает регулирование выщелачивания цветных металлов, образования хлоридных комплексов и экстрагирование железа помимо регулирования таким образом, чтобы сера сульфида была превращена в сероводород. Способ согласно настоящему изобретению не требует предварительной обработки сульфидной руды цветного металла до стадии выщелачивания.
Особое преимущество способа согласно настоящему изобретению заключается в том, что высокий уровень экстрагирования ценных цветных металлов и удаление сульфида сероводорода может быть обеспечен на стадии выщелачивания, осуществляемой при атмосферном давлении. Использование низких концентраций хлористо-водородной кислоты, а также высокого содержания хлорида в выщелачивателе, предпочтительно хлориде магния, при выбранном окислительно-восстановительном потенциале приводит к образованию сероводорода. Сероводород удаляют из раствора для выщелачивания, что обеспечивает очень низкое содержание сульфата в продукте выщелачивания и образование твердых веществ из раствора для выщелачивания. Это имеет существенные экономические преимущества на последующих стадиях извлечения цветных металлов, МПГ и золота. Кроме того, использование низких концентраций хлористо-водородной кислоты не влияет на выщелачивание МПГ и золота из руды, что также упрощает последующие стадии извлечения ценных металлов из продукта выщелачивания. Использование атмосферного давления приводит к существенным экономическим преимуществам, особенно при капитальных затратах. Использование химии хлоридов обеспечивает преимущества при осуществлении процесса и капитальных затратах на него. Выщелачивающий агент регенерируют и рециркулируют, предпочтительно используя стадию пирогидролиза с образованием, при необходимости, дополнительного количества хлористо-водородной кислоты из хлора. Хлорид магния является предпочтительным хлоридом, поскольку его легче рециркулировать на стадию выщелачивания.
Без привязки к какой-либо теории предполагается, что высокая активность ионов Н+ в высококонцентрированных растворах хлоридов, особенно растворах хлорида магния, позволяет использовать более низкие концентрации хлористоводородной кислоты для осуществления выщелачивания ценных металлов; согласно вариантам также предполагается, что необходимое количество кислоты может быть всего лишь незначительно выше стехиометрического количества кислоты. Высокая активность протона, Н+, в
- 11 010792 высококонцентрированных растворах хлоридов позволяет даже небольшим количествам кислоты действовать таким образом, как если бы они были высококонцентрированными, поэтому он обладает движущей силой, следовательно, требуется очень небольшой избыток над стехиометрической кислотой. В том случае, если активность протона не так высока, требуется существенное избыточное количество кислоты для осуществления реакции выщелачивания. В хлоридных растворах наблюдается более низкая активность воды, что, предположительно, приводит к более низкой концентрации железа в растворе, однако даже при относительно низком содержании железа в рудах процент экстрагирования все еще высок. Предполагается, что присутствие ионов магния в растворах хлорида магния снижает растворение магния в результате общего ионного действия. Использование хлорида магния позволяет рециркулировать как хлористоводородную кислоту, так и едкую (с высокой химической активностью) окись магния, которые могут быть использованы в процессе. Высокая активность протона, которая может быть достигнута в данном способе при низких концентрациях кислоты, позволяет осуществлять способ в условиях, вызывающих образование сероводорода, а не ионов сульфата, в так называемых условиях восстановительного выщелачивания при низком окислительно-восстановительном потенциале. Также предполагается, что используемый в данном способе низкий окислительно-восстановительный потенциал не только приводит к образованию сероводорода вместо сульфата, но и не способствует выщелачиванию МПГ и золота. Оба приведенных аспекта составляют преимущества способа согласно настоящему изобретению.
Настоящее изобретение проиллюстрировано следующими примерами.
Пример I.
Серию сравнительных экспериментов по выщелачиванию на лабораторном уровне осуществляют, используя сульфидный рудный концентрат цветного металла, представляющий собой смесь пирротита, пентландита и халькопирита. Анализ рудного концентрата показывает следующий состав: N1 (18,65%), Си (1,38%), Со (0,19%) и Те (26,6%). Раствор для выщелачивания (приблизительно 500 мл) представляет собой раствор хлористо-водородной кислоты (2 н. в циклах 1 и 3,4 н. в цикле 2), содержащей 20 мас./мас. твердых веществ. Хлорид железа(Ш) (ЕеС13-6Н2О) добавляют к каждому раствору для выщелачивания таким образом, что общее содержание ионов хлорида (от НС1 и хлорида железа(111)) составляет 230 г/л. Температура раствора составляет 95°С, а продолжительность выщелачивания 4 ч. Окислительновосстановительный потенциал (Ей) измеряют в мВ, рН составляет менее 0.
Окислитель не добавляют в циклах 1 и 2. В цикле 3 газообразный хлор барботируют через раствор для выщелачивания со скоростью 0,5 мл/мин.
Выщелоченный раствор подвергают стадии разделения жидкость/твердые вещества. Полученные промытые твердые вещества подвергают анализу на содержание никеля, железа, кобальта и меди, а жидкость подвергают анализу на никель. Затем рассчитывают извлечение каждого металла.
Полученные результаты, выраженные в виде процентных величин в расчете на концентрат, подвергаемый контакту с выщелачивающим раствором, представлены в табл. I. Табл. I показывает окислительно-восстановительный потенциал в мВ в конце выщелачивания.
ТаблицаI
Цикл 1 Цикл 2 Цикл 3
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) 170 235 510
Экстракция Νΐ (твердые вещества) 36 23 84
Экстракция Νΐ (жидкость) 47 23 65
Ге (твердые вещества) 70 46 68
Экстракция Со (жидкость) 70 16 56
Экстракция Си (жидкость) 75 15 63
Результаты показывают, что выщелачивание образца с использованием выщелачивающего раствора хлористо-водородной кислоты и хлорида железа(Ш) обеспечивает плохое выщелачивание никеля (степень экстракции ниже 50%), за исключением случая, когда хлор барботируют через выщелачивающий раствор (цикл 3). Выщелачивающий раствор из цикла 3 имеет более высокий окислительновосстановительный потенциал.
Пример II.
В следующем сравнительном эксперименте применяют методику примера 1, используя 2 н. хлористо-водородную кислоту, за исключением цикла 4; хлорид металла представляет собой хлорид магния (МдС12-6Н2О) . Общее содержание ионов хлорида составляет 300 г/л. рН составляет <0.
Полученные результаты представлены в табл. II.
- 12 010792
Таблица II
Цикл 4
410
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей)
Экстракция Νϊ (твердые вещества)
Экстракция Νί (жидкость)
Ее (твердые вещества)
Экстракция Со (жидкость)
Экстракция Си (жидкость)
Результаты показывают, что использование хлорида магния (цикл 4) улучшает экстракцию никеля с 47 до 66% по сравнению с циклом 1 и являются такими же, как и результаты использования хлорида железа(Ш) и хлора (цикл 3) при экстракции железа, кобальта и меди, и чуть более низкими, чем при экс тракции никеля.
Пример III.
Повторяют методику примера II, за исключением того, что окислитель добавляют к раствору для выщелачивания, чтобы проиллюстрировать различные аспекты настоящего изобретения. Таким образом, в каждом цикле выщелачиватель содержит как хлорид магния, так и окислитель. Количества в расчете на 500 мл раствора представлены в табл. III; хлор добавляют к выщелачивающему раствору в указанном количестве. В цикле 5 нормальность хлористо-водородной кислоты составляет 2 н., а величина общей концентрации ионов хлорида составляет 300 г/л. В циклах 6-9 нормальность хлористо-водородной кислоты составляет 4 н., а величина общей концентрации ионов хлорида составляет 400 г/л. рН составляет <0.
Результаты представлены в табл. III.
Таблица III
Цикл 5 Цикл 6 Цикл 7 Цикл 8 Цикл 9
Окислитель №С1О3 №СЮ3 ИаСЮз №С10з С12
Количество окислителя 117 г 0,25 г 0,5 г 0,75 г 0,5 мл/мин
М^СЬ-бНзО 112 г 370 г 370 г 370 г 370 г
Окислительно-восстановительный потенциал (Рй) 340 430 440 420 510
Экстракция Νϊ (твердые вещества) 54 95 96 92 98
Экстракция Νϊ (жидкость) 57 78 86 88 92
Ее (твердые вещества) 32 91 92 88 98
Экстракция Со (жидкость) 55 90 88 85 96
Экстракция Си (жидкость) 64 48 28 24 99
Результаты показывают, что высокая степень экстракции никеля, особенно более 90%, могут быть получены в результате использования выщелачивающих растворов, содержащих хлористо-водородную кислоту, хлорид магния и окислитель. Кроме того, в то время как степень экстракции никеля повышается при величине окислительно-восстановительного потенциала более 250 мВ, степень экстракции никеля существенно повышается при величине окислительно-восстановительного потенциала более 350 м3.
Пример IV.
Серию экспериментов по выщелачиванию на лабораторном уровне осуществляют, используя сульфидный рудный концентрат цветного металла, представляющий собой смесь пирротита, пентландита и халькопирита. 100% подаваемой руды имеют размер 100 меш. Анализ рудного концентрата показывает следующий состав: N1 (18,90%), Си (1,52%), Со (0,28%) и Ее (29,0%). Раствор для выщелачивания (1 л) представляет собой раствор 4н. хлористо-водородной кислоты, содержащей 5% мас./об. твердых веществ. Раствор для выщелачивания имеет общую концентрацию ионов хлорида 400 г/л, полученную от хлористо-водородной кислоты и хлорида магния (258,2 г/л) в виде С1-. Температура выщелачивания составляет 95°С, а продолжительность выщелачивания 4 ч. Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) измеряют в мВ. Хлор барботируют через раствор для выщелачивания в качестве окислителя, рН составляет <0.
С12 барботируют через раствор для выщелачивания с целью удаления сероводорода, образовавше гося во время выщелачивания из выщелачивающего раствора.
- 13 010792
Выщелоченный раствор подвергают стадии разделения жидкости/твердых веществ. Иолученные твердые вещества (промытые) и жидкость подвергают анализу на содержание никеля, железа, меди и кобальта. Затем рассчитывают степень экстракции каждого металла. Жидкость также подвергают анализу на сульфат.
Иолученные результаты, выраженные в виде процентных величин, исходя из анализа твердых веществ и жидкости для каждого металла, представлены в табл. IV. Анализ на сульфат представлен как в виде г/л сульфата, так и процентной величины удаления серы сульфида в виде сероводорода. В табл. IV указан окислительно-восстановительный потенциал в мВ в конце выщелачивания. В каждом цикле, представленном в табл. IV, при визуальном исследовании твердых веществ признаков элементарной серы не обнаружено.
ТаблицаIV
Цикл 10 Цикл И Цикл 12
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) 190 186 295
Экстракция Νΐ (%) 87,9 59,4 67,6
Экстракция Ре (%) 83,5 72,3 73,2
Экстракция Си (%) 34,8 50,0 61,7
Экстракция Со (%) 72,0 38,8 50,1
Сульфат (жидкость, г/л) 0,011 0,020 0,010
Удален ие серы сульфида (%) >99 >99 >99
Результаты показывают, что в каждом из циклов 10-12 по меньшей мере 99% серы, присутствующей в виде сульфида в концентрате сульфидной руды, подаваемой на выщелачивание, удаляются во время стадии выщелачивания. Количество ионов сульфата в полученной жидкости является очень низким.
Иример V.
Методику примера IV повторяют, за исключением того, что хлор не барботируют через раствор для выщелачивания. Используемый оксидант представляет собой перхлорат натрия, который добавляют в следующих количествах: циклы 13 и 14-20 кг/т образца концентрата; цикл 15-10 кг/т образца концентрата. Иомимо перхлората натрия, в циклах 14-15 через раствор для выщелачивания (1 л) барботируют кислород со скоростью 100 мл/мин. Иерхлорат натрия является единственным окислителем, используемым в цикле 13, рН составляет <0.
Иолученные результаты представлены в табл. V. В каждом цикле, представленном в табл. V, при визуальном исследовании твердых веществ признаков элементарной серы не обнаружено.
Таблица V
Цикл 13 Цикл 14 Цикл 15
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) 405 250 365
Экстракция ΝΪ (%) 96,1 51,2 97,3
Экстракция Ре (%) 90,4 65,5 92,2
Экстракция Си (%) 81,7 52,4 79,3
Экстракция Со (%) 83,2 33,4 83,5
Сульфат (жидкость, г/л) 0,004 0,042 0,007
Удаление серы сульфида (%) >99 >99 >99
Результаты удаления сульфида серы с использованием перхлората натрия или перхлората натрия/кислорода в качестве окислителя близки к результатам из примера IV, в котором в качестве оксиданта использован хлор. В циклах 13 и 15 получены высокие степени экстракции никеля, более 90%. Данный пример показывает, что перхлорат натрия может быть использован в качестве окислителя вместо хлора. Во всех циклах было удалено по меньшей мере 99% серы сульфида.
Иример VI.
Методику примера V повторяют, за исключением того, что единственным используемым окислителем является гипохлорит натрия. Раствор гипохлорита натрия (5,25% мас./об.) добавляют следующим образом: цикл 16-560 л/т образца концентрата; цикл 17-160 л/т образца концентрата; а цикл 18-960 л/т образца концентрата, рН составляет <0.
Иолученные результаты представлены в табл. VI. В каждом цикле, представленном в табл. VI, при визуальном исследовании твердых веществ признаков элементарной серы не обнаружено.
- 14 010792
Таблица VI
Цикл 16 Цикл 17 Цикл 18
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) 398 295 190
Экстракция Νί (%) 98,2 98,8 42,2
Экстракция Ее (%) 91,9 89,5 56,6
Экстракция Си (%) 85,8 75,7 43,2
Экстракция Со (%) 86,2 83,4 23,1
Сульфат (жидкость, г/л) 0,023 0,017 0,018
Удаление серы сульфида (%) >99 >99 >99
Результаты удаления сульфида серы с использованием гипохлорита натрия в качестве окислителя близки к результатам из примеров IV и V, в которых в качестве окислителя использованы хлор, перхлорат натрия и перхлорат натрия/кислород. В циклах 16 и 17 получены высокие степени экстракции никеля, более 90%. Предполагается, что в цикле 18 высокая концентрация гипохлорита натрия приводит к совместному осаждению растворенных металлов, однако, тем не менее, удаление серы сульфида в виде газообразного сульфида водорода имеет высокий уровень.
Пример VII.
Серию экспериментов по выщелачиванию на лабораторном уровне осуществляют, используя материал, идентифицируемый как анодный шламовый материал и окислители, такие как гипохлорит натрия, хлорит натрия и кислород. Анализ показывает, что анодный шламовый материал имеет следующий состав: N1 (5,1%), Си (1,1%), Ре (1,2%), Аи (7,01 г/т), Ад (2,20 г/т), Р1 (24,40 г/т), Рб (87,90 г/т) и Ей (3,50 г/т). Содержание серы составляет 91,9 мас.%, при этом содержание элементарной серы составляет 80 мас.%. Раствор для выщелачивания (1 л) представляет собой раствор 4 н. хлористо-водородной кислоты, содержащий 5% мас./об. твердых веществ. Раствор для выщелачивания имеет общую концентрацию ионов хлорида 400 г/л, полученную от хлористо-водородной кислоты и хлорида магния (258,2 г/л). Температура выщелачивания составляет 95°С, а продолжительность выщелачивания 6 ч (цикл 19 и цикл 20). Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) измеряют в мВ. рН составляет <0.
Воздух барботируют через раствор для выщелачивания с целью удаления сероводорода, образовавшегося во время выщелачивания из выщелачивающего раствора.
Выщелоченный раствор подвергают стадии разделения жидкости/твердых веществ. Полученные твердые вещества (промытые) и жидкость подвергают анализу на содержание никеля, железа, меди, золота, серебра, платины, палладия и родия. Затем рассчитывают экстрагирование каждого металла.
Полученные результаты, выраженные в виде процентных величин, исходя из анализа твердых веществ, представлены в табл. VII вместе с потерей массы анодного шлама после выщелачивания. В табл. VII указан окислительно-восстановительный потенциал в мВ в конце выщелачивания. В цикле 19 окислитель представляет собой гипохлорит натрия при 120 л 5,25% мас./об. №1ОС1 на тонну анодного шламового образца, а в цикле 20 окислитель представляет собой хлорат натрия, добавляемый в количестве 160 кг/т руды.
Таблица VII
Цикл 19 Цикл 20
Окислительно-восстановительный потенциал (Ей) 550 >850
Потеря массы (%) 18,8 18,8
Экстракция Νΐ (%) 86 107
Экстракция Ее (%) 117 132
Экстракция Си (%) 92 104
Экстракция Аи (%) н/а 64
Экстракция Ад (%) н/а >82
Экстракция Р1 (%) н/а 56
Экстракция Рб (%) н/а 62
Экстракция Ей (%) н/а 64
н/а = анализ не проводился
Результаты показывают, что ценные металлы могут быть экстрагированы из вторичного сырья, такого как анодный шламовый материал. Результаты также показывают, что при более высоком уровне
- 15 010792 окислительно-восстановительного потенциала могут быть также выщелочены МИГ и золото.
Пример VIII.
Образец руды из сульфида/оксида меди, содержащей 1,275 мас.% меди, 2,61 мас.% железа и 0,83 мас.% серы, используя раствор хлористо-водородной кислоты (4 н.) и хлорида магния для выщелачивания при общей концентрации ионов хлорида 400 г/л, дополнительно содержащий 20 кг/т хлорита натрия. Выщелачивание осуществляют в течение 4 ч при температуре 95-105°С. рН составляет <0. Руда с содержанием 5 мас.% твердых веществ имеет размер минус 150 меш. Остаток от выщелачивания анализируют на медь, железо и серу.
Было установлено, что из руды было выщелочено 97,3% меди, 69,4% железа и 54,6% серы, что демонстрирует выщелачивание смешанной сульфидной/оксидной руды меди. Потеря массы при выщелачивании составляет 10,2%, а конечный окислительно-восстановительный потенциал составляет более 4 50 мВ.
Пример IX.
Методику примера VIII повторяют, используя такую же руду, за исключением того, что выщелачивание осуществляют при содержании твердых веществ 10 мас.%, а хлорат натрия используют в количестве 10 кг/т. Кроме того, ни получаемый раствор для выщелачивания, ни остаток не подвергают анализу. В данном испытании (цикл 21) было установлено, что 96,5% меди и 88,8% железа было выщелочено в раствор, тем самым иллюстрируя настоящее изобретение. Потеря массы при выщелачивании составляет 17,8%, а конечный окислительно-восстановительный потенциал составляет более 450 мВ. рН <0.
Методику примера VIII повторяют, используя такую же руду, за исключением того, что в качестве окислителя используют пероксид водорода в количестве 48 кг/т, а выщелачивание осуществляют в течение 6,5 ч. Анализ выщелачивающего раствора показывает, что 92,4 мас.% меди и 88,5 мас.% железа было выщелочено в раствор, показывая тем самым, что пероксид водорода является менее эффективным, чем хлорат натрия в качестве окислителя. Потеря массы при выщелачивании составляет 11,8%, а конечный окислительно-восстановительный потенциал составляет более 450 мВ, рН <0.
В сравнительном испытании (цикл 22) методику примера VIII повторяют, используя такую же руду, но без добавления какого-либо окислителя. Период выщелачивания увеличивают с 4 до 12 ч. Анализ выщелачивающего раствора показывает, что 96,2 мас.% меди и 82,1 мас.% железа было выщелочено в раствор, показывая тем самым, что при отсутствии окислителя требуется существенное увеличение периода выщелачивания. Потеря массы при выщелачивании составляет 11,0%, а конечный окислительновосстановительный потенциал составляет 420 мВ. рН составляет <0.
Пример X.
Образец полиметаллического сульфидного сырья, содержащего 0,93 мас.% меди, 44,9 мас.% железа, 0,66 мас.% никеля, 0,06 мас.% кобальта, 23,9 мас.% серы, 0,50 г/т платины, 1,79 г/т палладия, 0,02 г/т родия, 0,03 г/т золота и 1,6 г/т серебра подвергают выщелачиванию, используя выщелачивающий раствор хлористо-водородной кислоты (4 н.) и хлорид магния при общей концентрации ионов хлорида 400 г/л, дополнительно содержащий 20 кг/т хлората натрия. Выщелачивание осуществляют в течение 4 ч при температуре 100-105°С. Содержание твердых веществ в сырье составляет 5 мас.%. Богатый выщелачивающий раствор, полученный после выщелачивания, анализируют на медь, железо, никель и кобальт. рН составляет <0.
Было установлено, что 97,1% меди, 98,1% железа, 93,2% никеля и 71,5% кобальта в полиметаллическом сульфидном сырье было выщелочено в раствор, тем самым демонстрируя выщелачивание полиметаллического сульфидного материала. Потеря массы при выщелачивании составляет 82,8%, а конечный окислительно-восстановительный потенциал составляет 480 мВ. В данном тесте на выщелачивание с регулируемым окислением экстрагируют только 0,1% ΡΙ, 0,02% Рб, 2,6% Ей, 0,6% Аи и 16,3 Ад.

Claims (43)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ выщелачивания ценного металла из сульфидного рудного материала, содержащего упомянутый ценный металл, упомянутый сульфидный рудный, включающий стадию выщелачивания сульфидного рудного материала при атмосферном давлении выщелачивателем, включающим хлористоводородную кислоту, хлорид, выбранный из группы, состоящей из хлоридов щелочных металлов, хлорида магния и хлорида кальция и их смесей, а также окислитель, выбранный из группы, состоящей из пероксида щелочного металла, перхлората щелочного металла, перхлората аммония, перхлората магния, хлората щелочного металла, перхлората щелочно-земельного металла, хлора, гипохлорита щелочного металла, пероксида водорода, пероксисерной кислоты и их смесей, для получения продукта выщелачивания и твердого остатка.
  2. 2. Способ выщелачивания ценного металла из материала-источника сульфида, содержащего упомянутый ценный металл, выщелачивателем, включающим хлористо-водородную кислоту, хлорид, выбранный из группы, состоящей из хлоридов щелочных металлов, хлорида магния и хлорида кальция и их смесей, и окислитель, выбранный из группы, состоящей из пероксида щелочного металла, перхлората щелочного металла, перхлората аммония, перхлората магния, хлората щелочного металла, перхлората
    - 16 010792 щелочно-земельного металла, хлора, гипохлорита щелочного металла, пероксида водорода, пероксисерной кислоты и их смесей, при этом выщелачивание упомянутым выщелачивателем регулируют таким образом, что по меньшей мере около 50% серы сульфида, выщелачиваемого из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания с получением продукта выщелачивания и твердого остатка.
  3. 3. Способ выщелачивания ценного металла из сульфидной руды, включающий выщелачивание сульфидной руды выщелачивателем, включающим хлористо-водородную кислоту, хлорид, выбранный из группы, состоящей из хлоридов щелочных металлов, хлорида магния и хлорида кальция и их смесей, и окислитель, выбранный из группы, состоящей из пероксида щелочного металла, перхлората щелочного металла, перхлората аммония, перхлората магния, хлората щелочного металла, перхлората щелочноземельного металла, хлора, гипохлорита щелочного металла, пероксида водорода, пероксисерной кислоты и их смесей, для получения продукта выщелачивания и твердого остатка, в котором окислительновосстановительный потенциал поддерживают на достаточно низком уровне, чтобы не допустить существенного выщелачивания металлов платиновой группы и золота из сульфидного рудного материала и, по существу, превратить серу сульфида, выщелачиваемую из сульфидной руды, в сероводород.
  4. 4. Способ по любому из пп.1-3, дополнительно включающий выбор сульфидного рудного материала, содержащего по меньшей мере один ценный металл, выбранный из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смесей.
  5. 5. Способ по п.4, дополнительно включающий выбор сульфидного рудного материала, дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металл платиновой группы.
  6. 6. Способ по п.4, дополнительно включающий выбор сульфидного рудного материала, включающего обедненную сульфидную руду, концентрат обедненной сульфидной руды, штейн, полученный из обедненной сульфидной руды, хвосты от обработки сульфидной руды и их смеси.
  7. 7. Способ по п.6, дополнительно включающий выбор пирротита, пентландита, халькопирита, пирита, арсенопирита и сфалерита, а также их смесей в качестве сульфидов металлов.
  8. 8. Способ по любому из пп.1-3, в котором сульфидная руда перед выщелачиванием является необожженной.
  9. 9. Способ по п.4, дополнительно включающий выбор хлорида натрия, хлорида калия, хлорида магния и хлорида кальция, а также их смесей в качестве хлорида.
  10. 10. Способ по любому из пп.1-3, дополнительно включающий выбор хлорида магния в качестве хлорида.
  11. 11. Способ по любому из пп.1-3, дополнительно включающий выбор хлора, хлората натрия, пероксида водорода, гипохлорита натрия и перхлората натрия, а также их смесей в качестве окислителя.
  12. 12. Способ по любому из пп.1-3, в котором в качестве окислителя выбирают хлорат натрия, хлор и их смеси.
  13. 13. Способ по любому из пп.1-3, в котором выщелачивание регулируют таким образом, что по меньшей мере около 90% сульфида, выщелоченного из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания.
  14. 14. Способ по любому из пп.1-3, в котором выщелачивание регулируют таким образом, что по меньшей мере около 99% серы сульфида, выщелоченного из материала-источника сульфида, превращаются в сероводород во время упомянутого выщелачивания.
  15. 15. Способ по любому из пп.1-3, в котором рН выщелачивателя в конце выщелачивания составляет менее 2,5.
  16. 16. Способ по любому из пп.1-3, в котором рН выщелачивателя в конце выщелачивания составляет менее 1,5.
  17. 17. Способ по любому из пп.1-3, в котором рН выщелачивателя в конце выщелачивания составляет менее 1.
  18. 18. Способ по любому из пп.1-3, в котором рН выщелачивателя в конце выщелачивания составляет менее 0.
  19. 19. Способ по п.15, в котором окислительно-восстановительный потенциал (Ей) составляет от 250 до 600 мВ.
  20. 20. Способ по п.16, в котором окислительно-восстановительный потенциал (Ей) составляет от 250 до 450 мВ.
  21. 21. Способ по любому из пп.1-3, в котором окислительно-восстановительный потенциал (Ей) составляет от 250 до 350 мВ.
  22. 22. Способ по п.19, в котором выщелачиватель имеет концентрацию ионов хлорида по меньшей мере 200 г/л.
  23. 23. Способ по любому из пп.1-3, в котором выщелачиватель имеет концентрацию ионов хлорида в диапазоне 200-500 г/л.
  24. 24. Способ по любому из пп.1-3, в котором выщелачиватель имеет концентрацию ионов хлорида, составляющую 300-400 г/л.
  25. 25. Способ по п.19, в котором общая концентрации ионов хлорида находится в диапазоне 200-400
    - 17 010792 г/л, при этом упомянутую общую концентрацию, по существу, обеспечивают хлорид магния и хлористоводородная кислота.
  26. 26. Способ по п.25, где хлористо-водородная кислота присутствует в количестве в диапазоне 30-150 г/л.
  27. 27. Способ по п.19, дополнительно включающий осуществление выщелачивания при температуре в диапазоне от 75°С до температуры кипения раствора при давлении окружающей среды.
  28. 28. Способ по любому из пп.1-3, в котором материал-источник сульфида, содержащий по меньшей мере один ценный металл, выбирают из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смесей, и дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металл платиновой группы, при этом выщелачивание регулируют таким образом, что золото и металлы платиновой группы по существу не выщелачиваются.
  29. 29. Способ по любому из пп.1-3, в котором материал-источник сульфида, содержащий по меньшей мере один ценный металл, выбирают из группы, состоящей из никеля, меди, цинка и кобальта, а также их смесей, и дополнительно содержащего по меньшей мере один из таких элементов, как золото и металл платиновой группы, при этом выщелачивание регулируют таким образом, что выщелачиваются менее 10 мас.% золота и металлов платиновой группы.
  30. 30. Способ по любому из пп.1-3, в котором выщелачивание регулируют путем регулирования рН и окислительно-восстановительного потенциала.
  31. 31. Способ по п.15, в котором количество добавляемой хлористо-водородной кислоты подбирают таким образом, чтобы получить выбранный рН.
  32. 32. Способ по п.2 или 3, дополнительно включающий стадию обработки, по меньшей мере, некоторой части сероводорода для получения элементарной серы.
  33. 33. Способ по п.2 или 3, дополнительно включающий осуществление выщелачивания при атмосферном давлении.
  34. 34. Способ по п.5, в котором продукт выщелачивания и твердый остаток подвергают стадии разделения твердых веществ/жидкости, а затем твердый остаток подвергают дальнейшей стадии выщелачивания для извлечения по меньшей мере части золота и по меньшей мере одного металла платиновой группы.
  35. 35. Способ по п.34, в котором твердый остаток также обрабатывают с целью отделения магнитной фракции.
  36. 36. Способ по любому из пп.1-3, дополнительно включающий выбор руды или концентрата, включающего компоненты никеля и железа, а также одного или более из таких металлов, как кобальт и медь.
  37. 37. Способ по любому из пп.1-3, дополнительно включающий:
    (a) обработку продукта выщелачивания путем осуществления серии стадий по извлечению ценных металлов и получению лишенного ценного металла продукта выщелачивания, а также (b) обработку лишенного ценного металла продукта выщелачивания с целью рециркуляции по меньшей мере части хлористо-водородной кислоты и хлорида.
  38. 38. Способ по п.37, в котором стадия (Ь) по п.37 включает пирогидролиз.
  39. 39. Способ по п.38, в котором стадия (а) по п.37 включает по меньшей мере одну стадию осаждения с использованием основания.
  40. 40. Способ по п.39, в котором в качестве основания выбирают оксид магния.
  41. 41. Способ по п.40, в котором стадия (Ь) по п.37 включает получение оксида магния из не содержащего ценного металла продукта выщелачивания.
  42. 42. Способ по п.37, дополнительно включающий обработку продукта выщелачивания с целью осаждения железа.
  43. 43. Способ по п.42, в котором продукт выщелачивания обрабатывают путем повышения рН продукта выщелачивания после удаления остаточных твердых веществ для осаждения железа.
EA200600691A 2003-09-30 2004-09-28 Способ извлечения ценных металлов из сульфидных руд цветных металлов EA010792B1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US50677303P 2003-09-30 2003-09-30
US55857104P 2004-04-02 2004-04-02
PCT/CA2004/001753 WO2005031012A1 (en) 2003-09-30 2004-09-28 A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200600691A1 EA200600691A1 (ru) 2006-08-25
EA010792B1 true EA010792B1 (ru) 2008-12-30

Family

ID=34139076

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200600691A EA010792B1 (ru) 2003-09-30 2004-09-28 Способ извлечения ценных металлов из сульфидных руд цветных металлов

Country Status (9)

Country Link
US (2) US7736606B2 (ru)
EP (1) EP1678336B9 (ru)
AR (1) AR046413A1 (ru)
AU (1) AU2004276391B2 (ru)
BR (1) BRPI0414905A (ru)
CA (1) CA2478516C (ru)
EA (1) EA010792B1 (ru)
PE (1) PE20050849A1 (ru)
WO (1) WO2005031012A1 (ru)

Families Citing this family (82)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US20060058174A1 (en) * 2004-09-10 2006-03-16 Chevron U.S.A. Inc. Highly active slurry catalyst composition
US7485267B2 (en) * 2005-07-29 2009-02-03 Chevron U.S.A. Inc. Process for metals recovery from spent catalyst
AU2006298625B2 (en) * 2005-10-03 2011-06-23 Metso Outotec Finland Oy Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride
WO2007071021A1 (en) * 2005-12-23 2007-06-28 Harris G Bryn Process for recovering a base metal from a sulfide ore material
WO2007134343A2 (en) 2006-05-12 2007-11-22 Bhp Billiton Sa Limited Chloride heap leaching
US7674369B2 (en) 2006-12-29 2010-03-09 Chevron U.S.A. Inc. Process for recovering ultrafine solids from a hydrocarbon liquid
US7964015B2 (en) * 2007-05-23 2011-06-21 Contact Marketing Solutions, Llc Metal extraction without cyanide
CA2659447C (en) * 2007-05-24 2010-08-03 Calera Corporation Hydraulic cements comprising carbonate compound compositions
CN101743046A (zh) * 2007-06-28 2010-06-16 卡勒拉公司 包括碳酸盐化合物沉淀的脱盐方法和系统
US7753618B2 (en) 2007-06-28 2010-07-13 Calera Corporation Rocks and aggregate, and methods of making and using the same
EA016893B1 (ru) * 2007-10-31 2012-08-30 Шеврон Ю.Эс.Эй. Инк. Объемный катализатор гидрогенизации и его применение
US7846404B2 (en) * 2007-11-28 2010-12-07 Chevron U.S.A. Inc. Process for separating and recovering base metals from used hydroprocessing catalyst
US8221710B2 (en) * 2007-11-28 2012-07-17 Sherritt International Corporation Recovering metals from complex metal sulfides
US7837960B2 (en) * 2007-11-28 2010-11-23 Chevron U.S.A. Inc. Process for separating and recovering base metals from used hydroprocessing catalyst
US7658895B2 (en) * 2007-11-28 2010-02-09 Chevron U.S.A. Inc Process for recovering base metals from spent hydroprocessing catalyst
US7754169B2 (en) * 2007-12-28 2010-07-13 Calera Corporation Methods and systems for utilizing waste sources of metal oxides
US7749476B2 (en) * 2007-12-28 2010-07-06 Calera Corporation Production of carbonate-containing compositions from material comprising metal silicates
JP2012513944A (ja) 2007-12-28 2012-06-21 カレラ コーポレイション Co2を捕捉する方法
US20100239467A1 (en) 2008-06-17 2010-09-23 Brent Constantz Methods and systems for utilizing waste sources of metal oxides
FI120943B (fi) * 2008-02-19 2010-05-14 Norilsk Nickel Finland Oy Menetelmä sinkin, raudan, kalsiumin, kuparin ja mangaanin erottamiseksi koboltin ja/tai nikkelin vesiliuoksista
EP2245214B1 (en) 2008-07-16 2014-10-15 Calera Corporation Electrochemical system and method for co2 utilization
US7993500B2 (en) 2008-07-16 2011-08-09 Calera Corporation Gas diffusion anode and CO2 cathode electrolyte system
EP2212033A4 (en) 2008-07-16 2013-04-24 Calera Corp FOUR-CELL ELECTROCHEMICAL LOW-ENERGY SYSTEM WITH CARBON DIOXIDE GAS
US7966250B2 (en) 2008-09-11 2011-06-21 Calera Corporation CO2 commodity trading system and method
DE102008047854A1 (de) * 2008-09-18 2010-04-22 Siemens Aktiengesellschaft Verfahren zum Trennen von Werterzpartikeln aus Agglomeraten, die nicht magnetische Erzpartikel und daran angelagerte magnetisierbare Partikel, insbesondere Fe-haltige Oxidkomponenten wie Fe3O4, enthalten
TW201026597A (en) 2008-09-30 2010-07-16 Calera Corp CO2-sequestering formed building materials
US7815880B2 (en) 2008-09-30 2010-10-19 Calera Corporation Reduced-carbon footprint concrete compositions
US8869477B2 (en) 2008-09-30 2014-10-28 Calera Corporation Formed building materials
US7939336B2 (en) 2008-09-30 2011-05-10 Calera Corporation Compositions and methods using substances containing carbon
TW201033121A (en) * 2008-10-31 2010-09-16 Calera Corp Non-cementitious compositions comprising CO2 sequestering additives
US9133581B2 (en) 2008-10-31 2015-09-15 Calera Corporation Non-cementitious compositions comprising vaterite and methods thereof
BRPI0823394A2 (pt) * 2008-12-23 2015-06-16 Calera Corp Sistema e método eletroquímico de hidróxido de baixa energia
EP2245215A4 (en) 2009-02-10 2011-04-27 Calera Corp LOW VOLTAGE ALKALINE PRODUCTION USED BY HYDROGEN AND ELECTROCATALYTIC ELECTRODES
CA2694959A1 (en) 2009-03-02 2010-09-02 Calera Corporation Gas stream multi-pollutants control systems and methods
US20100224503A1 (en) * 2009-03-05 2010-09-09 Kirk Donald W Low-energy electrochemical hydroxide system and method
US8137444B2 (en) 2009-03-10 2012-03-20 Calera Corporation Systems and methods for processing CO2
CA2756556A1 (en) * 2009-03-25 2010-09-30 Chevron U.S.A. Inc. Process for recovering metals from coal liquefaction residue containing spent catalysts
AU2012100072B4 (en) * 2009-04-24 2012-05-24 Precious Metals Recovery Pty Ltd Method for processing precious metal source materials
JP2012528243A (ja) * 2009-05-26 2012-11-12 メタリーチ リミテッド 硫化鉱及び/又は硫化精鉱の酸化浸出方法
US7993511B2 (en) 2009-07-15 2011-08-09 Calera Corporation Electrochemical production of an alkaline solution using CO2
CA2772307A1 (en) * 2009-08-25 2011-03-03 Process Research Ortech Inc. Production of high purity silicon from amorphous silica
US8389433B2 (en) * 2009-11-24 2013-03-05 Chevron U.S.A. Hydroprocessing bulk catalyst and methods of making thereof
US8372776B2 (en) * 2009-11-24 2013-02-12 Chevron U.S.A. Inc. Hydroprocessing bulk catalyst and methods of making thereof
WO2011140593A1 (en) * 2010-05-10 2011-11-17 Wintermute Metals Pty Ltd Recovery of platinum group metals from platinum group metal-containing materials
CN101831553B (zh) * 2010-05-28 2012-06-06 北京科技大学 无氰全湿成套工艺绿色回收废旧电路板的方法
US8815184B2 (en) 2010-08-16 2014-08-26 Chevron U.S.A. Inc. Process for separating and recovering metals
CN102560130A (zh) * 2010-12-15 2012-07-11 北京有色金属研究总院 一种废杂铜冶炼渣中的铜锌选择性浸出工艺
JP5319718B2 (ja) * 2011-03-04 2013-10-16 Jx日鉱日石金属株式会社 硫化鉱からの銅及び金の浸出方法
FI20110279A0 (fi) 2011-08-29 2011-08-29 Outotec Oyj Menetelmä metallien talteenottamiseksi niitä sisältävästä materiaalista
US9051626B2 (en) * 2011-09-27 2015-06-09 Dundee, Technologies Durables Inc. Method and a system for gold extraction with halogens
US20130252798A1 (en) * 2012-03-21 2013-09-26 National Tsing Hua University Metallic sulfide photocatalyst for carbon dioxide reduction and the preparation for the same
AU2013247340A1 (en) 2012-04-09 2014-10-16 Process Research Ortech Inc. Chloride process for the leaching of gold
CN102634655A (zh) * 2012-04-13 2012-08-15 金川集团有限公司 一种红土矿硫化沉淀物氯化浸出方法
US9687823B2 (en) 2012-12-14 2017-06-27 Chevron U.S.A. Inc. Hydroprocessing co-catalyst compositions and methods of introduction thereof into hydroprocessing units
US9321037B2 (en) 2012-12-14 2016-04-26 Chevron U.S.A., Inc. Hydroprocessing co-catalyst compositions and methods of introduction thereof into hydroprocessing units
WO2014091456A1 (en) * 2012-12-14 2014-06-19 Fer-Min-Ore (Proprietary) Limited Process for recovering platinum group metals
US9909221B2 (en) * 2013-03-12 2018-03-06 Ut-Battelle, Llc Controllable reductive method for synthesizing metal-containing particles
FI125216B (en) 2013-05-23 2015-07-15 Outotec Finland Oy Process for the recovery of metals
US9206492B2 (en) 2014-03-12 2015-12-08 Dundee Sustainable Technologies Inc. Closed loop method for gold and silver extraction by halogens
PE20210787A1 (es) 2014-05-12 2021-04-22 Summit Mining Int Inc Proceso de lixiviado de salmuera para la recuperacion de metales valiosos de materiales de oxido
CN104004907A (zh) * 2014-06-06 2014-08-27 郴州市金贵银业股份有限公司 一种铅冰铜分离铜及综合利用的方法
WO2016178040A1 (en) * 2015-05-05 2016-11-10 Arcelormittal Method for the treatment of iron-containing sludge
US9968945B1 (en) * 2017-06-23 2018-05-15 Anglo American Services (UK) Ltd. Maximise the value of a sulphide ore resource through sequential waste rejection
US11203044B2 (en) 2017-06-23 2021-12-21 Anglo American Services (UK) Ltd. Beneficiation of values from ores with a heap leach process
JP7050925B2 (ja) * 2017-08-08 2022-04-08 コバルト ブルー ホールディングズ リミテッド 黄鉄鉱からの金属の回収
JP7427598B2 (ja) 2018-02-28 2024-02-05 ライラック ソリューションズ,インク. リチウム抽出用の粒子トラップを備えたイオン交換反応器
CN109013051B (zh) * 2018-07-12 2021-01-05 张雷 一种煤基直接还原磁选生产高镍合金的方法及装置
US11124858B2 (en) * 2018-08-27 2021-09-21 Flsmidth A/S Solid-state catalysts for low or moderate temperature leach applications and methods thereof
EP3882365A1 (en) * 2018-11-14 2021-09-22 Nova Mineralis S.A. Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid
WO2020131958A1 (en) * 2018-12-18 2020-06-25 Lixivia, Inc. Pond reactor for recovery of metals
CN112442591B (zh) * 2019-08-30 2023-10-20 武汉理工大学 一种铜镍硫化矿的铜镍浸出及铁分离方法
CN110607457A (zh) * 2019-10-18 2019-12-24 广西森合高新科技股份有限公司 难选金精矿焙烧渣浸出剂、浸金方法和提金方法
JP2023529444A (ja) 2020-06-09 2023-07-10 ライラック ソリューションズ,インク. スケール物質存在下におけるリチウム抽出
CN112080651B (zh) * 2020-09-23 2022-07-19 攀钢集团研究院有限公司 高钙低钠铵复合焙烧提钒的方法
US20240084416A1 (en) * 2021-01-22 2024-03-14 Extrakt Process Solutions, Llc Recovery of metal from leach processing
CN112725633B (zh) * 2021-02-07 2022-04-26 厦门海峡黄金珠宝产业园有限公司 一种负压式氯化分金工艺
EP4326413A1 (en) 2021-04-23 2024-02-28 Lilac Solutions, Inc. Ion exchange devices for lithium extraction
CN113881843B (zh) * 2021-05-31 2024-03-22 金川集团股份有限公司 一种降低镍精矿中镁含量的生产系统及生产方法
CN113373311A (zh) * 2021-06-08 2021-09-10 金川镍钴研究设计院有限责任公司 一种常温常压下铜镍合金粉硫酸全浸的方法
CN114045393B (zh) * 2021-10-25 2023-03-14 贵州大学 一种可控电位且绿色的卡林型金矿提金方法
WO2023192192A1 (en) 2022-03-28 2023-10-05 Lilac Solutions, Inc. Lithium extraction enhanced by an alternate phase
WO2023192623A2 (en) * 2022-04-01 2023-10-05 Lilac Solutions, Inc. Extraction of lithium with chemical additives

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4378275A (en) * 1981-12-03 1983-03-29 Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission Metal sulphide extraction
CA1143573A (en) * 1979-02-16 1983-03-29 Eugene J. Michal Recovery of nickel from nickeliferous sulfide material
EP0155250A1 (en) * 1984-03-06 1985-09-18 Boliden Aktiebolag A method for recovering the metal values from materials containing iron
CA2385775A1 (en) * 1999-10-01 2001-04-12 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing

Family Cites Families (37)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US752320A (en) 1904-02-16 Jose baxeees de alzugaray
CA844536A (en) 1970-06-16 Kudryk Val Recovery of sulfur and iron oxide from pyritic materials
US704639A (en) 1899-09-27 1902-07-15 Carl Hoepfner Leaching and extraction of metals from their ores.
US735098A (en) 1900-11-22 1903-08-04 Carl Hoepfner Process of obtaining lead or other metals from ores or mattes.
US1539714A (en) 1920-04-09 1925-05-26 Niels C Christensen Process of treating sulphide ores of lead, silver, and copper
GB227301A (en) 1924-02-18 1925-01-15 Alexander Nathansohn Improvements in or relating to the extraction of roasted zinciferous ores or metallurgical products
GB239720A (en) 1924-10-06 1925-09-17 Lionel Venn Brown Improvements in and relating to the extraction of metals from their ores
US2424351A (en) 1944-05-01 1947-07-22 Combined Metals Reduction Comp Process for the treatment of marmatitic zinc ores with hci
AT255775B (de) 1961-07-24 1967-07-25 Politechnika Warszawska Verfahren zur Herstellung von Nickel und Kobalt in elementarer Form oder in Form ihrer Oxyde oder Hydroxyde aus armen Silikaterzen und aus Hüttenabfällen
US3791812A (en) 1971-12-20 1974-02-12 Morton Norwich Products Inc Process for the recovery of non-ferrous metal values from sulfide ores and the reduction of gaseous emissions to the atmosphere therefrom
US3764490A (en) 1972-04-20 1973-10-09 W Chambers Method of recovering metals
DE2402464A1 (de) 1973-01-25 1974-11-14 Commw Scient Ind Res Org Verfahren zum veredeln von ilmenit
US4039406A (en) 1973-08-10 1977-08-02 Noranda Mines Limited Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach
US3923616A (en) 1973-10-01 1975-12-02 Du Pont Recovery of metal values from ores
ZA746930B (en) 1973-11-14 1975-11-26 Ici Australia Ltd Process for recovering nickel and cobalt
FR2262698B1 (ru) 1974-02-28 1976-10-08 Penarroya Miniere Metallurg
FR2323766A1 (fr) 1975-04-21 1977-04-08 Penarroya Miniere Metallurg Procede hydrometallurgique pour traiter des minerais sulfures
CA1050278A (en) 1975-06-10 1979-03-13 Inco Limited Leaching limonitic ores
GB1510676A (en) 1975-06-18 1978-05-10 Cronjaeger H Process for extraction of metals
CA1063809A (en) 1975-12-11 1979-10-09 Godefridus M. Swinkels Hydrometallurgical process for metal sulphides
FR2340376A1 (fr) 1976-02-06 1977-09-02 Minemet Rech Sa Procede hydrometallurgique pour la dissolution selective de melanges de composes oxygenes
US4536214A (en) 1983-07-07 1985-08-20 Duval Corporation Metal sulphide extraction
US4594132A (en) 1984-06-27 1986-06-10 Phelps Dodge Corporation Chloride hydrometallurgical process for production of copper
US4614543A (en) 1985-01-31 1986-09-30 Amax Inc. Mixed lixiviant for separate recovery of zinc and lead from iron-containing waste materials
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
AT388392B (de) 1987-06-26 1989-06-12 Veitscher Magnesitwerke Ag Verfahren zur herstellung von reinem, insbesondere zur herstellung feuerfester erzeugnisse geeignetem magnesiumoxid
US5232214A (en) * 1989-03-08 1993-08-03 Minolta Camera Kabushiki Kaisha Paper supplying apparatus and method using a detachable cassette
ZA92939B (en) 1990-11-13 1993-08-10 Franciszek Kazimierz Letowski A process for extracting precious metals from an ore or concentrate
US5431788A (en) 1993-06-28 1995-07-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
USRE37251E1 (en) 1993-07-29 2001-07-03 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US5709730A (en) 1995-01-23 1998-01-20 Cashman; Joseph B. Hydrometallurgical processing of flue dust
US6471743B1 (en) 1999-02-19 2002-10-29 Mbx Systems, Inc. Methods for leaching of ores
US6315812B1 (en) 1999-04-28 2001-11-13 International Pgm Technologies Ltd Oxidative pressure leach recovery using halide ions
US20020152845A1 (en) 1999-04-28 2002-10-24 Fleming Christopher A. Oxidative pressure leach recovery of precious metals using halide ions
US6770249B1 (en) 1999-09-27 2004-08-03 Chester W. Whitman Process to selectively recover metals from waste dusts, sludges and ores
US6843976B2 (en) 2001-02-27 2005-01-18 Noranda Inc. Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
ES2184630B1 (es) 2001-08-03 2004-01-16 Soc Es Carburos Metalicos Sa Procedimiento de lixiviacion selectiva de metales.

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1143573A (en) * 1979-02-16 1983-03-29 Eugene J. Michal Recovery of nickel from nickeliferous sulfide material
US4378275A (en) * 1981-12-03 1983-03-29 Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission Metal sulphide extraction
EP0155250A1 (en) * 1984-03-06 1985-09-18 Boliden Aktiebolag A method for recovering the metal values from materials containing iron
CA2385775A1 (en) * 1999-10-01 2001-04-12 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Hydrometallurgy, 27 (1991), pp 285-316 (Rene Winand), whole document *

Also Published As

Publication number Publication date
US7968065B2 (en) 2011-06-28
BRPI0414905A (pt) 2006-11-07
EP1678336B1 (en) 2014-11-12
EP1678336A4 (en) 2008-06-11
AU2004276391A1 (en) 2005-04-07
PE20050849A1 (es) 2005-12-03
AR046413A1 (es) 2005-12-07
EA200600691A1 (ru) 2006-08-25
WO2005031012A1 (en) 2005-04-07
CA2478516C (en) 2007-12-11
EP1678336A1 (en) 2006-07-12
US20050118081A1 (en) 2005-06-02
CA2478516A1 (en) 2005-02-09
US20090013829A1 (en) 2009-01-15
AU2004276391B2 (en) 2010-12-16
US7736606B2 (en) 2010-06-15
EP1678336B9 (en) 2015-04-29

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA010792B1 (ru) Способ извлечения ценных металлов из сульфидных руд цветных металлов
AU2006298627B2 (en) Method for processing nickel bearing raw material in chloride-based leaching
US7465334B2 (en) Zinc recovery process
US4097271A (en) Hydrometallurgical process for recovering copper and other metal values from metal sulphides
US5628817A (en) Method for leaching nickel-copper matte employing substantially neutral leaching solutions
US9039806B2 (en) Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions
AU2006326812A1 (en) Process for recovering iron as hematite from a base metal containing ore material
AU2011228956B2 (en) Method of processing nickel bearing raw material
ZA200501592B (en) Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction
WO2007071021A1 (en) Process for recovering a base metal from a sulfide ore material
JP5204402B2 (ja) 精鉱の生成方法
EA009453B1 (ru) Способ переработки сульфидных руд, содержащих драгоценные металлы
ZA200603384B (en) A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores
Hackl Reduction leaching of chalcopyrite
Quan The refining of copper using a copper (I)-ethylene route

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 KG MD TJ TM

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): KZ RU