EA023157B1 - Способ выщелачивания халькопиритового концентрата - Google Patents
Способ выщелачивания халькопиритового концентрата Download PDFInfo
- Publication number
- EA023157B1 EA023157B1 EA201290017A EA201290017A EA023157B1 EA 023157 B1 EA023157 B1 EA 023157B1 EA 201290017 A EA201290017 A EA 201290017A EA 201290017 A EA201290017 A EA 201290017A EA 023157 B1 EA023157 B1 EA 023157B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- leaching
- solution
- concentrate
- acid
- stage
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 88
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 54
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 27
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 27
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 65
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 49
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 15
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 12
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 11
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 6
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 49
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 39
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 39
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 19
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 15
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 7
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 7
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 5
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 3
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 34
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 30
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 30
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 30
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 18
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 8
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 8
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 3
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 3
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- 239000012633 leachable Substances 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 1
- 150000003841 chloride salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PYRZPBDTPRQYKG-UHFFFAOYSA-N cyclopentene-1-carboxylic acid Chemical compound OC(=O)C1=CCCC1 PYRZPBDTPRQYKG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002161 passivation Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910052950 sphalerite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 150000003752 zinc compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0006—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction 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
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу выщелачивания халькопиритового концентрата водным раствором, содержащим серную кислоту, с подачей кислорода при атмосферном давлении и температуре от 75°С до температуры кипения раствора. Данный способ отличается тем, что выщелачивание выполняют в виде двухстадийного противоточного выщелачивания, при котором размер частиц концентрата, подаваемого на стадию (1) выщелачивания разбавленной кислотой, соответствует степени измельчения Р80, находящейся в диапазоне от 60 до 100 мкм; концентрат выщелачивают на стадии (1) выщелачивания разбавленной кислотой выщелачивающим раствором (5), выходящим из стадии (2) выщелачивания концентрированной кислотой, для образования раствора (6) сульфата меди; остаток (7) стадии (1) выщелачивания разбавленной кислотой подают на стадию (2) выщелачивания концентрированной кислотой, на которой остаток выщелачивают рафинатом (8), концентрация кислоты в котором составляет 20-90 г/л.
Description
Изобретение относится к способу выщелачивания навального концентрата халькопиритового типа посредством водного раствора, содержащего серную кислоту, и подачи кислорода при атмосферном давлении и температуре от 75°С до температуры кипения раствора. Для данного способа характерно, что 80% размеров частиц концентрата, подаваемого в выщелачивание, находятся в диапазоне ниже 60-100 мкм, и концентрат выщелачивают раствором с концентрацией кислоты, которую регулируют так, что она находиться в диапазоне 20-90 г/л.
Уровень техники
Одним из медноколчеданных минералов является халькопирит, СиРе§2, из которого медь обычно извлекали путем пирометаллургии. Если возникала потребность в выщелачивании халькопиритового концентрата, обычным способом было выщелачивание под давлением и даже в некоторых случаях биовыщелачивание. Выщелачивание под давлением является довольно затратным способом, а биовыщелачивание является медленным. Вообще известно, что халькопирит легко пассивируется при атмосферном выщелачивании серной кислотой и по этой причине выходы остаются относительно низкими.
Способ выщелачивания, по меньшей мере, до некоторой степени содержащего железо колчедана, известный как технология Альбион (А1Ыои ргосекк), описан в патенте И8 5993635. Одной существенной особенностью данного способа является измельчение (Р80 20 мкм или менее), после которого выполняют выщелачивание колчедана при атмосферных условиях, то есть при давлении окружающей среды и температуре от 60°С до температуры кипения раствора. Особенностью способа выщелачивания является то, что он протекает с использованием раствора, содержащего серную кислоту и трехвалентное железо, и с помощью подачи кислорода на стадию выщелачивания. Концентрация серной кислоты в растворе при выщелачивании халькопирита составляет от 30 до 40 г/л. Используемое при выщелачивании железо получают в основном путем выщелачивания пирита, содержащегося в колчедане. Согласно примерам, ценными выщелачиваемыми металлами являются медь, никель, кобальт или цинк. Кислый сульфатный раствор, содержащий растворенный ценный металл, направляют далее на нейтрализацию и осаждение железа. Нейтрализацию и осаждение железа выполняют с использованием известняка. Рафинирование содержащего ценный металл сульфатного раствора осуществляют путем экстрагирования растворителем и извлечения металла путем электролиза.
Способ выщелачивания содержащего медь минерала, описанный в патенте И8 5917116, основан на мелком измельчении и низкотемпературном (ниже 100°С) выщелачивании под давлением с давлением кислорода примерно 1 МПа (10 бар). Концентрация серной кислоты составляет примерно 100-120 г/л на стадии выщелачивания, на которую подают кислород и, помимо этого, 2-10 г/л хлоридов.
Способ выщелачивания медного концентрата описывают в заявке на патент И8 2005/269208, в которой действуют при атмосферных условиях при температуре 50-120°С и в которой концентрат подают в выщелачивание при нормальной степени измельчения (например, Р80 ниже 106 мкм), а характерной особенностью данного способа является подача пирита в выщелачивание. Отношение халькопирита к пириту устанавливают от 4:1 до 1:20. Способ функционирует при условиях, в которых пирит не растворяется и окислительно-восстановительный потенциал составляет от 350 до 520 мВ по сравнению с Ад/А§С1. Согласно примеру 6 результат выщелачивания существенно улучшался, когда концентрацию кислоты поднимали от 20 до 30 г/л, однако причина этого неизвестна.
В \УО 2007/093667 описывают способ извлечения меди из руды, содержащей медный колчедан и пирит. Руду измельчают до нормальной степени мелкости (95-100% ниже 150 мкм) и выщелачивают содержащим кислоту раствором, в котором количество железа составляет 20-70 г/л, меди 8-12 г/л и серной кислоты по меньшей мере 20 г/л. В разделе технических характеристик упоминают, что способ особенно предназначен для выщелачивания медноколчеданной пиритовой руды халькоцитового типа (Си28).
Цель изобретения
Одной существенной особенностью способов выщелачивания халькопирита, описанных в предыдущем уровне техники, является мелкое измельчение для предотвращения пассивирования халькопирита. Однако одним значительным недостатком мелкого измельчения является образование шлама и, следовательно, заметное замедление разделения жидкости и твердых веществ после выщелачивания. Помимо этого, мелкое измельчение увеличивает эксплуатационные издержки способа. Целью представленного здесь изобретения является устранение описанных выше недостатков.
Краткое описание изобретения
Существенные особенности изобретения станут ясными из приложенной формулы изобретения.
Изобретение относится к способу выщелачивания халькопиритового концентрата посредством водного раствора, содержащего серную кислоту, и подачи кислорода при атмосферном давлении и температуре от 75°С до температуры кипения раствора. Для данного способа характерно, что 80% размеров частиц концентрата, подаваемого в выщелачивание, находятся в диапазоне ниже 60-100 мкм, и концентрат выщелачивают водным раствором, концентрацию кислоты в котором регулируют так, что она составляет примерно 20-90 г/л. Согласно одному предпочтительному воплощению концентрацию кислоты в водном растворе регулируют так, что составляет примерно 40-70 г/л.
Согласно одному предпочтительному воплощению изобретения концентрат подвергают короткой
- 1 023157 очистке дроблением до выщелачивания для очистки поверхностей минералов.
Способ согласно изобретению обычно относится к халькопиритовому концентрату, который является объемным концентратом, включающему сульфид цинка.
Согласно одному воплощению изобретения выщелачивание выполняют в виде двухстадийного противоточного выщелачивания. В этом случае халькопиритовый концентрат подают на стадию выщелачивания разбавленной кислотой, на которой его выщелачивают выщелачивающим раствором, выходящим из стадии выщелачивания концентрированной кислотой.
Концентрацию кислоты в растворе сульфата меди, удаляемого из стадии выщелачивания разбавленной кислотой, регулируют в диапазоне 5-15 г/л и раствор направляют на очистку раствора и извлечение металла электролизом для получения чистой меди. Остаток от стадии выщелачивания разбавленной кислотой подают на стадию выщелачивания концентрированной кислотой, на которой остаток выщелачивают рафинатом из очистки раствора, концентрацию кислоты которого регулируют так, что она составляет 20-90 г/л, и образовавшийся раствор подают на стадию выщелачивания разбавленной кислотой. Согласно одному предпочтительному воплощению изобретения концентрацию кислоты в растворе на стадии выщелачивания концентрированной кислотой регулируют так, что она находится в диапазоне 4070 г/л.
Список чертежей
Фиг. 1 представляет собой схему одного способа по изобретению выщелачивания халькопиритового концентрата, фиг. 2 - график выхода выщелачиваемого металла и концентрации кислоты как функцию времени в соответствии с примером 1, фиг. 3 - график выхода выщелачиваемого металла и концентрации кислоты как функцию времени в соответствии с примером 2, фиг. 4 - график выхода выщелачиваемого металла и концентрации кислоты как функцию времени в соответствии с примером 3.
Подробное описание изобретения
Целью разработанного способа является выщелачивание навального халькопиритового концентрата при атмосферном давлении и температуре, которая составляет по меньшей мере 75°С и максимум равна температуре кипения водного раствора, используемого для выщелачивания концентрата. Концентрат обычно представляет собой флотационный концентрат с содержанием меди примерно 10-30 мас.%. Выщелачивание можно выполнять непосредственно на концентрате, когда обычная мелкость концентрата является такой, что примерно 80% размеров частиц находятся ниже 60-100 мкм. Однако до выщелачивания преимущественно выполняют короткую очистку дроблением не с целью получения большей степени измельчения, а скорее для очистки поверхностей минералов. В отличие от способов, описанных в предыдущем уровне техники, выщелачивание может происходить, следовательно, при размерах частиц в диапазоне Р80 >20 мкм.
Когда выщелачивание выполняют без мелкого измельчения, достигают следующих преимуществ: во-первых, не увеличиваются расходы на измельчение и энергетические затраты и, во-вторых, не образуется никакого шлама в течение выщелачивания, что значительно влияет на разделение жидкости и твердых веществ после выщелачивания. Термин навальный концентрат используют для обозначения того, что помимо меди в качестве сульфидного ценного металла в концентрате также присутствует различное количество цинка. Цинк присутствует в концентрате в виде сульфида цинка, то есть, в основном, как сфалеритный минерал Ζηδ. Выщелачивание производят кислым водным раствором с концентрацией серной кислоты примерно 20-90 г/л, но предпочтительно 40-75 г/л. Помимо этого на стадию выщелачивания подают кислородсодержащий газ, который может быть воздухом, обогащенным кислородом воздухом или кислородом. Растворенное из халькопирита железо окисляют до трехвалентной формы (Ре3+) кислотой и кислородсодержащим газом и, в свою очередь, это обеспечивает растворение сульфидов меди и цинка с образованием сульфатов.
В выполненных испытаниях было обнаружено, что как медь, так и цинк хорошо растворяются, даже если концентрация меди и железа в используемом для выщелачивания растворе является относительно низкой при начале выщелачивания. Более того, также наблюдали, что время выщелачивания, равное примерно 20 ч, обеспечивает выход 95-98% как для меди, так и для цинка. Вообще считается, что плохое растворение халькопирита обусловлено тем, что поверхности минералов халькопирита покрыты серой, образующейся при выщелачивании, однако это явление не наблюдали при выполненных испытаниях. Если в концентрате также присутствуют свинец, серебро или золото, они остаются в остатке выщелачивания и их можно извлечь из него. Раствор сульфата меди, образовавшийся при выщелачивании, очищают от примесей посредством, например, экстрагирования растворителем или осаждением металла из раствора. При экстрагировании металлическую медь извлекают из чистого раствора сульфата меди электролитическим способом. Концентрация кислоты в растворе сульфата меди, образованного при выщелачивании, настолько высока, что раствор нужно нейтрализовать до направления на экстрагирование. Обычно нейтрализующими агентами являются щелочи на основе кальция и натрия, такие как известняк, негашеная известь, гашеная известь и гидроксид натрия. Вместо них в качестве нейтрализующего агента
- 2 023157 можно использовать измельченную медную руду или медный концентрат. Одним предпочтительным нейтрализующим агентом является содержащий цинк материал, такой как кальцинированный цинк, оксидная цинковая руда или содержащая цинк пыль. Когда выщелачивание выполняют как противоточное выщелачивание описанным ниже способом, нейтрализация раствора сульфата меди происходит частично посредством подаваемого в способ концентрата.
Что касается цинка, его можно извлечь, например, из бокового потока после удаления железа путем очистки содержащего цинк раствора, используя обычную очистку раствора, или путем селективного экстрагирования цинка, используя экстрагирование растворителем. Цинк извлекают из очищенного раствора сульфата цинка электролитическим способом. Электролитическое удаление цинка происходит либо путем направления очищенного раствора цинка в электролит после обычной очистки раствора, либо путем десорбции цинка из экстрагирующего вещества в электролитический раствор. Также возможно извлечение цинка, например, в виде сульфата цинка или некоторых других соединений цинка либо непосредственно из исходного раствора, либо из выходящего из экстрагирования раствора.
Одним предпочтительным способом выщелачивания концентрата является выполнение выщелачивания в виде противоточного выщелачивания, которое состоит из стадии выщелачивания разбавленной кислотой и стадии выщелачивания концентрированной кислотой. Технологическая схема этого варианта способа представлена на фиг. 1. Соответственно, концентрат подают на первую стадию 1, или стадию выщелачивания разбавленной кислотой, на которую выщелачивающий раствор 5 направляют из второй стадии 2 выщелачивания. Концентрация кислоты в выщелачивающем растворе 5, подаваемом на первую стадию 1 выщелачивания, достаточно высока, 40-70 г/л, но ее нейтрализуют концентратом, подаваемым так, что концентрация кислоты в содержащем цинк растворе 6 сульфата меди, удаляемом из выщелачивания, составляет от 5 до 15 г/л. Примерно четвертая часть меди и немного большая часть цинка в концентрате растворяются на первой стадии выщелачивания. Очевидно, что разделение твердых веществ и жидкости выполняют между стадиями, но это не показано подробно на технологической схеме. Так как подлежащий выщелачиванию концентрат не подвергают мелкому измельчению, появление шлама не вызывает проблем при разделении жидкости и твердых веществ. Раствор сульфата меди из первой стадии выщелачивания направляют на очистку раствора, которая в этом случае предпочтительно является экстрагированием 3 растворителем (ЭР). Удаление железа происходит после выщелачивания и перед экстрагированием меди или из бокового потока до экстрагирования цинка.
Обработку остатка 7 первой стадии выщелачивания продолжают на второй стадии выщелачивания или стадии 2 выщелачивания концентрированной кислотой, на которой остаток выщелачивают рафинатом 8 из экстрагирования 3. Концентрацию кислоты в указанном рафинате регулируют с помощью добавления кислоты так, чтобы она находилась в диапазоне 40-70 г/л. Также в раствор подают кислородсодержащий газ. Время выщелачивания составляет 12-24 ч в зависимости от концентрата, в течение этого времени при необходимости добавляют кислоту так, чтобы концентрация кислоты в растворе оставалась более или менее одинаковой. Раствор 5 второй стадии выщелачивания, который направляют на первую стадию выщелачивания, содержит почти все медь (92-98 %) и цинк (98-99%), содержащиеся в концентрате. Нейтрализация раствора для экстрагирования происходит на первой стадии посредством свежего концентрата.
Остаток второй стадии выщелачивания представляет собой серо- и железосодержащий остаток, и его дальнейшая обработка зависит от количества ценных металлов в остатке. Ценными металлами являются, например, серебро и золото, которые извлекают с помощью известных способов.
Очистку раствора сульфата меди, поступающего из стадий выщелачивания, выполняют согласно технологической схеме посредством экстракции 3 растворителем, в которой медь из водного раствора перемещают на стадию экстракции органическим экстракционным раствором. На стадии десорбции медь перемещают из органического раствора в кислый водный раствор, то есть слабый электролит 9, выходящий из стадии 4 добычи металлов электролизом после экстрагирования. После десорбции содержащий медь водный раствор 10 направляют на извлечение металлов электролизом, в котором металлическую медь получают как конечный продукт.
Медь халькопиритового концентрата растворяется согласно следующим реакциям.
4РеЗО4 + 2Нг5О4 + Ог -> 2Рег(8О4)з + 2НгО СиРеЗг+ 2Рег(ЗО4)з Си8О4 + 5РеЗО4 + 28 (1) (2)
Суммарной реакцией является
СиРеЗг+ 2НгЗО4 + Ог -> СиЗО4 + РбЗО4 + 2НгО + 23
Цинк концентрата растворяется согласно следующим реакциям:
(3)
4Ре8О4 + 2Н28О4 + О2 > 2Ре2(8О4)3 + 2НгО Ζπ8 + Рег(ЗО4)з —► ΖηδΟ4 + 2Ре5О4 + 8 (4) (5)
Суммарной реакцией является
2Ζηδ + 2НгЗО4 + Ог 2ΖηδΟ4 + 2НгО + 28 (6)
- 3 023157
Далее способ согласно изобретению описывают с помощью приведенных ниже примеров.
Примеры
В данных примерах испытания по выщелачиванию выполняли в одну стадию, тем самым выщелачивание соответствует стадии выщелачивания концентрированной кислотой в технологической схеме 1, в которую направляют концентрат. Так как основная цель испытаний состояла в том, чтобы убедиться, что халькопирит растворился, растворы не нейтрализовали для экстрагирования на стадии выщелачивания разбавленной кислотой, как описано выше.
Пример 1.
Атмосферное выщелачивание крупного халькопиритового медного концентрата выполняли при концентрации серной кислоты 40-90 г/л и постоянной подаче кислорода при температуре 95°С. В таблице показано распределение размеров частиц концентрата. Основными компонентами медного концентрата были Си 28,5 мас.%, Ре 28,9 мас.% и Ζη 3,3 мас.%. Первоначальные концентрации в выщелачивающем растворе составляли 1 г/л Си и 10 г/л Ре. Железо добавляли в виде двухвалентного железа. Цинк не добавляли. Концентрации в конечном растворе составляли 25,0 г/л Си, 32,6 г/л Ре и 3,1 г/л Ζη.
| Размер отверстия сита | Количество проходящих частиц, % | |
| меш | ММ | |
| 100 | 0,149 | 97,50 |
| 140 | 0,105 | 88,18 |
| 200 | 0,074 | 74,53 |
| 270 | 0,053 | 54,76 |
| 400 | 0,037 | 44,22 |
0,020
29,65
На графиках фиг. 2 показано, что когда концентрацию серной кислоты в выщелачивающем растворе поддерживали достаточно высокой, на уровне 40-90 г/л, как медь, так и цинк растворялись достаточно быстро. После 12 ч было растворено 98% меди и примерно 92% цинка. После 20 ч выход цинка в раствор также составлял примерно 95%.
Пример 2.
В соответствии с таблицей крупный халькопиритовый медный концентрат выщелачивали при атмосферном давлении, так что концентрация серной кислоты в выщелачивающем растворе составляла 20-40 г/л. Постоянное количество кислорода подавали в выщелачивание при температуре 95°С. Основными компонентами медного концентрата были Си 28,5 мас.%, Ре 28,9 мас.% и Ζη 3,3 мас.%. Первоначальные концентрации в растворе составляли 1 г/л Си и 10 г/л Ре. Железо добавляли в виде двухвалентного железа. Цинк не добавляли. Концентрации в конечном растворе составляли 27,5 г/л Си, 33,7 г/л Ре и 3,2 г/л Ζη. Как показано на фиг. 3, выход выщелачивания меди более 95% требует времени пребывания 24 ч. Выход выщелачивания цинка находится на том же уровне, как и выход меди.
Пример 3.
В соответствии с таблицей крупный халькопиритовый медный концентрат выщелачивали при атмосферном давлении, так что концентрация серной кислоты в выщелачивающем растворе составляла 10-20 г/л. Постоянное количество кислорода подавали в выщелачивание при температуре 95°С. Основными компонентами медного концентрата были Си 28,5 мас.%, Ре 28,9 мас.% и Ζη 3,3 мас.%. Первоначальные концентрации в растворе составляли 1 г/л Си и 10 г/л Ре. Железо добавляли в виде двухвалентного железа. Цинк не добавляли. Концентрации в конечном растворе составляли 12,7 г/л Си, 17,8 г/л Ре и 3,4 г/л Ζη. На фиг. 4 показано, что скорость выщелачивания меди являлась чрезвычайно низкой, так как при времени пребывания 24 ч достигали выхода только немногим более 40%. Также в этом случае выход цинка составлял выше 90%.
Фиг. 2-4 также включают графики выходов железа, которые в основном соответствуют графикам выхода меди, что показывает, что большая часть железа в халькопирите заканчивается в растворе при этих условиях и используется при выщелачивании меди и цинка.
Claims (6)
- ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ1. Способ выщелачивания халькопиритового концентрата водным раствором, содержащим серную кислоту, с подачей кислорода при атмосферном давлении и температуре от 75°С до температуры кипения раствора, отличающийся тем, что выщелачивание выполняют в виде двухстадийного противоточного выщелачивания, при котором размер частиц концентрата, подаваемого на стадию (1) выщелачивания разбавленной кислотой, соответствует степени измельчения Р80, находящейся в диапазоне от 60 до 100 мкм, концентрат выщелачивают на стадии (1) выщелачивания разбавленной кислотой выщелачивающим раствором (5), выходящим из стадии (2) выщелачивания концентрированной кислотой для образования- 4 023157 раствора (6) сульфата меди, остаток (7) стадии (1) выщелачивания разбавленной кислотой подают на стадию (2) выщелачивания концентрированной кислотой, на которой остаток выщелачивают рафинатом (8), концентрация кислоты в котором составляет 20-90 г/л.
- 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что концентрация кислоты в водном растворе, подаваемом на стадию (1) выщелачивания разбавленной кислотой, находится в диапазоне 40-70 г/л.
- 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что перед выщелачиванием концентрат подвергают короткой очистке дроблением для очистки поверхностей минералов.
- 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что халькопиритовый концентрат является навальным концентратом, который включает сульфид цинка.
- 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что концентрацию кислоты в растворе (6) сульфата меди, подлежащему удалению из стадии выщелачивания разбавленной кислотой, регулируют так, что она находится в диапазоне 5-15 г/л, и раствор направляют на очистку (3) раствора и на извлечение (4) металлов электролизом для получения чистой меди из очистки раствора.
- 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что концентрация кислоты в растворе (5) стадии выщелачивания концентрированной кислотой составляет 40-70 г/л.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20090251A FI121713B (fi) | 2009-06-26 | 2009-06-26 | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| PCT/FI2010/050484 WO2010149841A1 (en) | 2009-06-26 | 2010-06-10 | Method for leaching chalcopyrite concentrate |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA201290017A1 EA201290017A1 (ru) | 2012-07-30 |
| EA023157B1 true EA023157B1 (ru) | 2016-04-29 |
Family
ID=40825303
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA201290017A EA023157B1 (ru) | 2009-06-26 | 2010-06-10 | Способ выщелачивания халькопиритового концентрата |
Country Status (15)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20120103827A1 (ru) |
| EP (1) | EP2449139B1 (ru) |
| CN (1) | CN102803524B (ru) |
| AU (1) | AU2010264622B2 (ru) |
| BR (1) | BRPI1013501B1 (ru) |
| CA (1) | CA2765926C (ru) |
| CL (1) | CL2011003269A1 (ru) |
| EA (1) | EA023157B1 (ru) |
| ES (1) | ES2617148T3 (ru) |
| FI (1) | FI121713B (ru) |
| MX (1) | MX347485B (ru) |
| PE (1) | PE20121078A1 (ru) |
| PL (1) | PL2449139T3 (ru) |
| WO (1) | WO2010149841A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA201200612B (ru) |
Families Citing this family (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI123884B (fi) | 2011-11-08 | 2013-11-29 | Outotec Oyj | Menetelmä sulfidisen metallirikasteen liuottamiseksi |
| WO2014074985A1 (en) * | 2012-11-12 | 2014-05-15 | Flsmidth A/S | Method and process for the enhanced leaching of copper sulfide minerals containing chalcopyrite |
| PE20170111A1 (es) * | 2014-06-06 | 2017-03-11 | Soluciones Tecnologicas Mineras Coriolis Ltda | Metodo de extraccion de cobre |
| CN105063351B (zh) * | 2015-09-22 | 2017-10-27 | 北京矿冶研究总院 | 一种从复杂钼精矿中选择性分离铜铼的方法 |
| CN108118157B (zh) | 2017-12-30 | 2019-04-12 | 北京工业大学 | 线路板焚烧烟灰预处理及溴的回收方法 |
| WO2020142856A1 (es) * | 2019-01-11 | 2020-07-16 | Compañia Minera Pargo Minerals Spa | Proceso de obtención de sulfato de cobre pentahidratado |
| WO2020142855A1 (es) * | 2019-01-11 | 2020-07-16 | Compañía Minera Pargo Minerals Spa | Planta para la obtención de sulfato de cobre pentahidratato |
| CN115772607A (zh) * | 2022-12-12 | 2023-03-10 | 昆明理工大学 | 一种利用超声强化配位剂高效浸出黄铜矿的方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3891522A (en) * | 1972-02-28 | 1975-06-24 | Cominco Ltd | Hydrometallurgical process for treating copper-iron sulphides |
| WO1997012070A1 (en) * | 1995-09-27 | 1997-04-03 | Tioxide Australia Pty. Ltd. | Process and apparatus for extracting metal |
| US20050269208A1 (en) * | 2004-06-03 | 2005-12-08 | The University Of British Columbia | Leaching process for copper concentrates |
Family Cites Families (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1857494A (en) * | 1925-10-06 | 1932-05-10 | Carson George Campbell | Method and means for treating sulphide ores and the production of sulphuric acid thereby |
| DE895530C (de) * | 1942-04-15 | 1953-11-02 | Guaranty Invest Corp Ltd | Verfahren zur Verarbeitung von sulfidischen Erzen |
| US2424866A (en) * | 1942-04-15 | 1947-07-29 | Marvin J Udy | Process for the treatment of matte to recover metallic salts |
| US3241950A (en) * | 1963-02-13 | 1966-03-22 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Aqueous acid oxidation of copper bearing mineral sulphides |
| US3888748A (en) * | 1972-06-28 | 1975-06-10 | Du Pont | Recovery of metal values from ore concentrates |
| US3868439A (en) * | 1973-02-09 | 1975-02-25 | Univ Utah | Method of increasing copper production |
| GB1598454A (en) * | 1977-03-15 | 1981-09-23 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Leaching of metal sulphides |
| US4256553A (en) * | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
| US5250273A (en) * | 1990-01-18 | 1993-10-05 | Canadian Liquid Air Ltd - Air Liquide Canada Ltee | Hydrometallurgical leaching process and apparatus |
| CN1085959A (zh) * | 1992-10-22 | 1994-04-27 | 云南师范大学 | 一种氧化铜矿湿法制取氧化铜的方法 |
| AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| US6319389B1 (en) * | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| FI118473B (fi) * | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
-
2009
- 2009-06-26 FI FI20090251A patent/FI121713B/fi active IP Right Grant
-
2010
- 2010-06-10 WO PCT/FI2010/050484 patent/WO2010149841A1/en active Application Filing
- 2010-06-10 PL PL10791667T patent/PL2449139T3/pl unknown
- 2010-06-10 PE PE2011002167A patent/PE20121078A1/es active IP Right Grant
- 2010-06-10 AU AU2010264622A patent/AU2010264622B2/en active Active
- 2010-06-10 CA CA2765926A patent/CA2765926C/en active Active
- 2010-06-10 CN CN201080028321.2A patent/CN102803524B/zh active Active
- 2010-06-10 MX MX2011013483A patent/MX347485B/es active IP Right Grant
- 2010-06-10 EP EP10791667.8A patent/EP2449139B1/en active Active
- 2010-06-10 BR BRPI1013501-4A patent/BRPI1013501B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2010-06-10 ES ES10791667.8T patent/ES2617148T3/es active Active
- 2010-06-10 US US13/380,023 patent/US20120103827A1/en not_active Abandoned
- 2010-06-10 EA EA201290017A patent/EA023157B1/ru not_active IP Right Cessation
-
2011
- 2011-12-22 CL CL2011003269A patent/CL2011003269A1/es unknown
-
2012
- 2012-01-25 ZA ZA2012/00612A patent/ZA201200612B/en unknown
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3891522A (en) * | 1972-02-28 | 1975-06-24 | Cominco Ltd | Hydrometallurgical process for treating copper-iron sulphides |
| WO1997012070A1 (en) * | 1995-09-27 | 1997-04-03 | Tioxide Australia Pty. Ltd. | Process and apparatus for extracting metal |
| US20050269208A1 (en) * | 2004-06-03 | 2005-12-08 | The University Of British Columbia | Leaching process for copper concentrates |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| AU2010264622A2 (en) | 2012-02-16 |
| WO2010149841A1 (en) | 2010-12-29 |
| FI20090251A0 (fi) | 2009-06-26 |
| MX347485B (es) | 2017-04-28 |
| ES2617148T3 (es) | 2017-06-15 |
| EA201290017A1 (ru) | 2012-07-30 |
| BRPI1013501B1 (pt) | 2017-12-12 |
| EP2449139B1 (en) | 2016-11-23 |
| CN102803524A (zh) | 2012-11-28 |
| EP2449139A4 (en) | 2015-09-23 |
| AU2010264622B2 (en) | 2013-07-11 |
| MX2011013483A (es) | 2012-01-31 |
| FI121713B (fi) | 2011-03-15 |
| CL2011003269A1 (es) | 2012-07-13 |
| US20120103827A1 (en) | 2012-05-03 |
| PL2449139T3 (pl) | 2017-06-30 |
| EP2449139A1 (en) | 2012-05-09 |
| ZA201200612B (en) | 2012-10-31 |
| CN102803524B (zh) | 2015-08-19 |
| PE20121078A1 (es) | 2012-08-29 |
| AU2010264622A1 (en) | 2012-02-02 |
| BRPI1013501A2 (pt) | 2016-04-05 |
| FI20090251A (fi) | 2010-12-27 |
| CA2765926A1 (en) | 2010-12-29 |
| CA2765926C (en) | 2015-11-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EA023157B1 (ru) | Способ выщелачивания халькопиритового концентрата | |
| US7749302B2 (en) | Method for the hydrometallurgical treatment of sulfide concentrate containing several valuable metals | |
| US6663689B2 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| US8470272B2 (en) | Magnesium recycling and sulphur recovery in leaching of lateritic nickel ores | |
| FI125575B (en) | Recycling of solids in oxidative pressure extraction of metals using halide ions | |
| JPH11506167A (ja) | 塩化物で補助される硫化物鉱石からのニッケル及びコバルトの湿式冶金的抽出方法 | |
| US20150344990A1 (en) | Hydrometallurgical treatment process for extraction of metals from concentrates | |
| EA030289B1 (ru) | Способ извлечения металлов | |
| ZA200508205B (en) | Recovery of platinum group metals | |
| US4594102A (en) | Recovery of cobalt and nickel from sulphidic material | |
| KR20210105406A (ko) | 다금속 단괴로부터 금속을 회수하는 방법 | |
| US7544231B2 (en) | Recovery of platinum group metals | |
| JPH06212304A (ja) | 亜鉛製錬法 | |
| AU2004227192B2 (en) | Recovery of platinum group metals | |
| EA007523B1 (ru) | Способ извлечения металлов с использованием хлоридного выщелачивания и экстракции | |
| US20230193418A1 (en) | Sulphide oxidation in leaching of minerals | |
| US2829967A (en) | Recovery of platinum group metals from sulfidic raw materials | |
| JPS5845339A (ja) | 亜鉛浸出鉱滓およびそれからの二次浸出残渣の処理方法 | |
| KR20160075688A (ko) | 출발 물질들로부터 비소를 분리하는 방법 및 장치 | |
| JP5423046B2 (ja) | 硫化銅鉱物を含む銅原料の浸出方法 | |
| KR930006088B1 (ko) | 금속황화물로부터 금속과 황원소를 습식야금학적으로 회수하는 방법 | |
| AU2007216761A1 (en) | A pressure oxidation leach process | |
| WO2011018550A1 (en) | Method for leaching of ore containing copper and cobalt | |
| MXPA97009729A (en) | Hydrometalurgical extraction of nickel and cobalt assisted by chloride, from sulf minerals | |
| AU3878201A (en) | Process for the recovery of nickel, and/or cobalt from a concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |