JP2004536966A - 銅の直接電解採取のためのプロセス - Google Patents
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Abstract
Description
【0001】
(本発明の分野)
本発明は、全体的に、銅含有鉱石、精鉱(concentrate)、または他の銅含有材料からの銅回収のためのプロセスに関し、そしてさらに具体的には、溶媒/溶液抽出を使用しないカソード銅の製造のためのプロセス、銅のイオン交換、または銅保有溶液の精練および濃縮のための関連プロセスに関する。
【背景技術】
【0002】
(本発明の背景)
銅含有材料(例えば、銅鉱石、精鉱、および他の銅含有材料)の湿式冶金処理は、多年月にわたり十分確立されている。現在、これらの材料の湿式冶金処理に対して多くの創造的アプローチが存在する;しかし、現在公知であるかまたは開発中であるかのいずれかのプロセスのほぼ全てに共通することは、溶液精製および銅回収のための溶媒抽出−電解採取(SX−EW)の使用である。SX−EWはその欠点を有さないわけではないが、銅のSX−EW分野において証明された成功により、高品質の銅産物の生産のために、このアプローチは標準化された。
【0003】
銅回収のための従来の湿式冶金プロセスは、最初に、大気中かまたは温度および圧力を上昇させた条件の下のいずれかで、酸性溶液を用いる銅含有材料をリーチング(leach)する工程を包含する。生じるプロセスのストリーム(いわゆる、富化(pregnant)リーチング溶液)を回収し、そして溶媒抽出(または溶液抽出と時々呼ばれる)段階において、有機溶媒(すなわち、抽出体)と混合され、これは、この富化(pregnant)リーチング溶液から銅を選択的に取り出す。次いで、この銅を負荷された抽出溶媒は、酸水溶液と混合され、この溶液は抽出溶媒から銅を奪い、電解採取に適切な溶液ストリームを生産する。この結果の溶液ストリームは、高度に濃縮されそして相対的に高純度であり、そして代表的に、電解採取回路において高品質の銅カソードへと処理される。
【0004】
一般的に、銅の電解採取は、カソード上への銅の電解析出(時々、「メッキ」と呼ばれる)およびアノードでの酸素放出からなる。例示的な電解採取ユニットの簡単な設計において、カソードおよびアノードのセットは、銅含有電解質を含む反応チャンバー中に設置される。このユニットに電圧を加えると、銅イオンがカソード上に還元される(すなわち、メッキされる)。銅メッキは代表的に、銅開始物質シートまたはステンレス鋼のブランクに生じる。アノードは、電解質中ではいわば不活性であり、そして酸素の放出のための表面を提供する。この電解採取ユニットにより生産される銅板は、純度約99.99%超であり得る。
【発明の開示】
【発明が解決しようとする課題】
【0005】
富化リーチング溶液からの溶媒抽出による銅の精製は、高純度の銅金属の電解採取に適した濃縮化銅溶液を提供する首尾良い手段であることが証明されている。銅の直接電解採取(すなわち、溶媒抽出による精製の中間工程のない、富化リーチング溶液からの直接的な銅メッキ)は、公知である。しかし、このような、いわゆる直接電解採取プロセスによって回収された銅は、しばしば、販売またはそのまま使用するには不純過ぎ、従って、一般的には追加のコストを掛けてさらに精錬されなければならないか、またはディスカウントして販売され得る。さらに具体的には、先行技術は、銅の直接的電解採取が、比較的低品質の銅産物を生産する性能を示している。
【0006】
従来のプロセス技術よりも低コストで銅の高い回収を可能にさせる、銅含有材料から銅(特に黄銅鉱および輝銅鉱のような銅硫化物からの銅)を回収する効果的かつ効率的な方法が、好都合である。
【課題を解決するための手段】
【0007】
(本発明の要旨)
本発明が、先行技術の欠点および不利な点を解消する方法が、以下により詳細に記載されるが、一般的に、本発明の種々の局面に従って、銅含有材料から銅および他の金属性の値打ちのあるものを回収するためのプロセスは、例えば加圧浸出(加圧リーチング)システムから銅含有溶液を得る工程、次いで銅含有溶液を電解採取のために適切にコンディショニングする工程を包含する。本発明の好ましい局面において、銅含有溶液の組成は、溶媒抽出回路により生産された電解質の組成(例えば、酸濃度および銅濃度に関して)と類似である。しかし、本発明の種々の実施形態に従って、この銅含有溶液は、溶媒抽出に供されない。
【0008】
本発明の例示的な実施形態に従い、銅含有材料からの銅の回収のためのプロセスは、一般的に、以下の工程を包含する:(i)銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程;(ii)銅を含む供給ストリームを大気下でのリーチングまたは加圧浸出に供して、銅含有溶液を生産する工程;(iii)1つ以上の化学的コンディショニングまたは物理的コンディショニングを介して、銅含有溶液をコンディショニングする工程;および(iv)この銅含有溶液を溶媒抽出に供さずに、銅含有溶液から直接的に銅を電解採取する工程。本明細書中で使用される場合、用語「加圧浸出」とは、金属回収プロセスをいい、ここで、材料は、上昇した温度および圧力の条件下で、酸性溶液および酸素と接触される。
【0009】
本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、1つ以上のプロセス工程を使用して、直接的な電気抽出プロセスにより、低品質電解質のうち再利用される部分において酸から銅を分離し、このようにして、銅の有意な部分を除外せずにプロセス回路から酸成分部分の除外を可能とする。以下にさらに詳細に考察されるように、多くの従来プロセスまたは以下の考案されたプロセスを利用して、供給ストリーム中の酸から銅を分離し得る。例えば、本発明の例示の実施形態の1つの局面に従って、銅沈殿工程を利用して、加圧浸出工程に先だって、銅含有材料ストリーム中の固形粒子の表面上に低品質の電解質ストリームから溶解した銅を沈殿し、このようにして酸溶液から銅を分離し得る。
【0010】
本発明の別の実施形態の1つの局面において、回収回路をリーチング工程と電解採取工程との中間に使用して、電解採取段階に入る銅含有溶液の組成の制御を容易にし、そしてこのようにしてそこから回収される銅の品質を向上させる。
【0011】
本発明の種々の好ましい局面に従って、最初に銅含有溶液を溶媒抽出に供さずに、銅含有溶液から直接的な銅の電解採取を提供することによって、本発明は、銅のより低コストの回収を可能とし、そして溶媒抽出と関連した費用(例えば、特殊な試薬、プロセス装置および設備、ならびにエネルギー供給源)を排除する。さらに、本発明の好ましい1つの局面に従って、電解採取回路に入る銅含有溶液の組成の緻密な制御は、高品質で均一にメッキされたカソード銅の生産を可能とする。
【0012】
本発明の種々の局面に従うプロセスのこれらの利点および他の利点は、添付の図面を参照して以下の詳細な説明を読み、そして理解すると、当業者に明らかとなるであろう。
(例示的な実施形態の詳細な説明)
本発明は、特に産物の品質およびプロセスの効率性に関して、先行技術のプロセスよりも有意な進歩性を示す(特に、「直接電解採取」プロセスと他でいわれる)。さらに、従来の大気中でのリーチング工程または圧力下でのリーチング工程/溶媒抽出工程/電解採取工程の連続を利用する、現存する銅回収プロセスを、多くの場合、容易に組み込んで、本発明が提供する多くの商業的利益を活用し得る。
【0013】
本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、銅含有電解質ストリームのような電解採取の間に形成された比較的多量の酸は、分離工程の後に銅回収プロセスから外に輸送され、この分離工程において、実質的に全ての銅がその酸のストリームから取り出される。一般的に、この形成された酸のストリームを、これを中和するかまたは廃棄することよりも、むしろ何らかの方法で利用することは、商業的に有利である。従って、以下でより詳細に考察されるように、本発明は、従来の大気下でのリーチング操作(例えば、堆積リーチング操作、バット(vat)リーチング操作、ダンプ(dump)リーチング操作もしくは蓄積(stockpile)リーチング操作、パッドリーチング操作、撹拌タンクリーチング操作、および細菌リーチング操作(これらは、しばしば実質的に、連続的な酸の供給を必要とする))と組み合わせた特定の利用を見出し得る。
【0014】
本発明の例示的な実施形態の1つの局面において、銅含有材料の供給ストリームがプロセスに提供される。本発明の種々の実施形態に従って、銅含有材料は、鉱石、精鉱、または銅および/または他の金属性の価値のあるものが回収され得る任意の他の銅保有材料であり得る。銅含有材料中の銅は、酸化銅、硫化銅または他の銅鉱物の形態であり得、そしてこの銅含有材料は、種々の多数の他の金属(例えば、金、白金族の金属、銀、亜鉛、ニッケル、コバルト、モリブデン、希土類金属、レニウム、ウラニウムおよびこれらの混合物)を含み得る。本発明の種々の局面および実施形態は、銅硫化物鉱石(例えば、黄銅鉱(CuFeS2)、輝銅鉱(Cu2S)、斑銅鉱(Cu5FeS4)および銅藍(CuS))からの銅の回収と組み合わせると、特に有利であることを証明する。
【0015】
銅含有材料の供給ストリームは、供給ストリームの条件が選択されるプロセス方法に適切であるように、多くの方法によって提供され得る。供給ストリームの条件(例えば、粒子サイズ、組成、および成分濃度)は、下流のプロセス操作(例えば、大気下でのリーチング、または加圧浸出)の全体的な効果性および効率性に影響し得る。
【0016】
本発明の好ましい局面に従って、銅含有供給材料の粒子サイズを小さくして、流体の移送を容易にし、そして大気下でのリーチングまたは加圧浸出のプロセス工程およびそれに続く金属回収プロセスを最適化する。銅含有材料の粒子サイズを小さくするための、種々の受容可能な技術およびデバイス(例えば、ボールミル、タワーミル、超微細グラインディングミル、アトリションミル、攪拌ミル、横ミルなど)は、現在利用可能であり、そしてプロセスされるべき材料の表面積を増加するという望ましい結果を達成し得る追加の技術は、後に開発され得る。本発明の好ましい実施形態の1つの局面に関して、このような結果は望ましい。なぜなら、リーチングの間の反応速度は一般的に、銅含有材料の表面積が増加するにつれて増加し、その結果、材料のストリームを加圧浸出工程に供する前に銅含有材料の微細度を増加させることは、一般的に、より穏やかな温度および圧力の条件が、加圧浸出容器内に使用され得ることを可能にし、そして加圧浸出工程の間の酸化反応の滞留時間を低減し得るからである。
【0017】
図1は、本発明の例示的な実施形態を図示する。ここで、銅は銅含有材料(例えば、硫化物鉱石)から回収されるべき金属である。フロス浮選の調製において、銅含有材料の供給ストリームは、脈石材料から鉱質保有粒子を遊離させるのに適切な粒子サイズまで挽かれる。好ましい実施形態の1つの局面において、銅含有材料は、例えば、ボールミルを使用して粉砕され、従来の浮選の技術および実行に供される。本発明の1つの局面において、銅含有材料は、約250ミクロン未満のP80、好ましくは約75〜約150ミクロンのP80を有し、最適なサイズは浮選特性および遊離特性に依存する。浮選からの産物は、好ましくは、約150ミクロン未満のP80を有し、そしてより好ましくは、約5〜約75ミクロンのオーダーのP80を有する。しかし、流体の移送および引き続くプロセッシングを容易にする他の粒子サイズおよび粒子分布が、利用され得る。
【0018】
本発明の好ましい実施形態の別の局面において、粉砕された銅含有材料は、液体と混ぜ合わされて、銅含有材料ストリーム101を形成する。好ましくは、この液体は水であるが、任意の適切な液体(例えば、ラフィネート、富化リーチング溶液、または低品質電解質)が使用され得る。例えば、直接的な電解採取プロセスからの低品質電解質ストリーム108の一部は、粉砕された銅含有材料と混ぜ合わされて、銅含有材料ストリーム101を形成し得る(図1には示されない)。
【0019】
液体と銅含有材料との混合は、任意の1つ以上の種々の技術および装置(例えば、インラインブレンディング、または混合タンクもしくは他の適切な容器を使用すること)を使用して達成され得る。この実施形態の好ましい局面に従って、この材料ストリームは濃縮され、この銅含有材料が、ストリームの約50重量%未満のオーダーであり、そして好ましくは、約40重量%のストリームである。移送およびそれに続くプロセッシングに適切な他の濃度が使用され得る。
【0020】
本発明の1つの局面に従って、電解採取により低品質の電解質の再利用されるストリーム中の銅を酸から分離することが望ましく、そしてまた、金属回収プロセスに供されるストリームの部分の混入物の量を低減することもまた望ましい。このような分離工程において、再利用された低品質な電解質ストリームから取り除かれた酸は、このプロセス回路から除外され得、銅含有供給ストリームおよび再利用低品質電解質ストリームから、少なくとも一部の金属混入物および他の溶解性不純物を取り出す。任意の数の従来の分離プロセスおよび分離技術、または任意の数の今後発明される分離プロセスおよび分離技術は、この供給ストリーム中の酸から銅の分離を達成するのに有用であり得る。例えば、分離プロセスおよび/または分離技術(例えば、沈殿、低温加圧浸出、酸溶媒抽出/イオン交換、膜分離、セメンテーション、圧力低減、硫化物化(sulfiding)、および/または遊離(liberator)セルの使用は、この目的に有用であり得る。
【0021】
本発明の好ましい実施形態の分離の局面は、比較的小さな銅画分を含む、得られた酸ストリームを提供するのに寄与し、この画分は、リーチング、pH制御、または他の適用に使用され得る。さらに、本発明のこの局面に従う分離プロセスの利用は、これが精錬されていない銅含有材料ストリームからの混入物が、銅含有材料ストリームから取り出されて得られた酸ストリームに取り込まれ得る場合に、特に有利であり得る。得られた酸ストリームは好ましくは、金属回収プロセス全体から同様に取り出されて、遠隔操作で利用され、廃棄されるかまたは中和されるので、それに含まれる混入物は、金属回収プロセスから取り除かれ、従ってプロセスストリームの中で蓄積するのを妨げられる。このことは、このような混入物(特に、金属混入物)が代表的に、所望の金属回収プロセスの有効性および効率性に有害に影響する場合に、有意な利点であり得る。例えば、プロセスストリームにおける金属混入物および他の不純物は、緻密に制御されず、そして/または最小化されない場合、電解採取によって生産されるカソード銅における物理的特性および/または化学的特性を損なうのに寄与し得、従って、銅産物の品質を低下させ得、そしてその経済的価値を損ない得る。
【0022】
図1を再度参照すると、本発明の好ましい実施形態の1つの局面に従って、銅含有材料ストリーム101は、分離(例えば、沈殿工程(この例示的なプロセスにおいて、回収されたリーン電解質ストリームから銅含有材料ストリームにおける固体粒子の表面上へと可溶化銅を沈殿させる))に供される。上で詳細に議論されるように、この局面は、そうでなければ失われ得るかまたは回収のためにさらなる処理を必要とし得るリーン電解質ストリームからの銅の回収を可能にするという点で、重要な利点を提供し、潜在的に、有意な経済効果を生じる。
【0023】
本発明のこの好ましい局面において、沈殿工程は、銅含有材料ストリームを、二酸化硫黄(SO2)ストリーム109およびリーン電解質ストリーム108と、適切な処理容器中で組み合わせる工程を包含する。例えば、図1に示される実施形態において、リーン電解質ストリーム108は、電解採取操作の間に生成される回収された酸性硫酸銅ストリームを含み得る。しかし、他のストリーム、好ましくは、銅リッチなストリーム、もまた使用され得る。本発明のこの実施形態の1つの局面において、リーン電解質ストリーム108は、約20〜約200g/l、好ましくは約30〜約150g/l、そして最も好ましくは、約50〜約120g/lの酸濃度を有する。本発明のこの実施形態のさらなる局面において、リーン電解質ストリーム108は、約20〜約55g/l、好ましくは約25〜約50g/l、そして最も好ましくは約30〜約45g/lの銅濃度を有する。銅沈殿段階1010において、リーン電解質ストリーム108からの銅は、沈殿して所望の銅リッチな濃縮物を形成する。好ましくは、沈殿は、うすい電解質からの銅が、少なくとも一部、ストリーム101中の未反応の銅含有材料粒子の表面に、硫化銅の形態(例えばCuS)で沈殿するように実施される。いずれの特定の理論にも束縛されることを望まないが、この例示の銅沈殿工程の間の化学反応(例えば、銅含有材料は、主に、黄銅鉱である)は、以下の通りであると考えられる。
【0024】
2Cu+2+CuFeS2+4SO2+4H2O → 3CuS+3SO4 −2+8H++Fe+2
CuFeS2+Cu+2 → Fe+2+2CuS(起こり得る副反応)
他の銅金属および他の硫化物は、同様の反応に従って、異なる程度反応し、銅沈殿および弱硫酸(副産物)を生成する。本発明の好ましい局面に従って、銅分離段階1010は、やや高めの温度(例えば、約70℃〜約180℃、好ましくは約80℃〜約100℃、そして最も好ましくは約90℃の温度)で実施される。必要な場合、加熱は、任意の従来手段(例えば、電気加熱コイル、熱ブランケット、処理液体熱交換、ならびに現在公知または後に開発される他の方法)を通して達成され得る。図1の例示のプロセスにおいて、他のプロセス領域において生成されるストリーム(例えば、フラッシュタンク1040からのストリーム119または加圧浸出段階1030からのストリーム118)は、銅分離段階1010において処理容器に向かい、沈殿処理を強化するために望まれる熱を提供し得る。銅沈殿処理についての滞留時間は、処理容器の操作温度および銅含有材料の組成のような要因に依存して変化し得るが、代表的には、約30分〜約6時間である。好ましくは、条件は、有意な量の銅が沈殿されるように選択される。例えば、銅の約98%の沈殿のオーダーの沈殿率は、約4時間にわたり約90℃に維持される処理容器において達成される。
【0025】
処理のための銅含有材料供給ストリームをコンディショニングする場合に考慮される他のパラメーターは、供給ストリーム中の固体の割合および供給ストリームの総量である。従って、これらまたは他のパラメーター(例えば、温度、圧力、粘度、密度、組成など)は、適切に調整され得る。これらのパラメーターは、全ての場合において下流の処理操作の全体的な効率に対して重要であったりなかったりするが、これらのパラメーターは、装置の大きさおよび材料の詳細、エネルギーの要求、および処理設計の他の重要な局面に影響を及ぼし得る。従って、複雑な段階または資源集中処理段階の前に算出されたこれらのストリームパラメータの調整は、選択された処理の経済的効率に正の影響を及ぼし得る。固体−液体分離系(例えば、濾過系、向流デカンテーション(CCD)回路、濃縮器など)は、これらのパラメーターを調節する上で有用であり、そして工業的に広く使用されている。
【0026】
図1に示される本発明の実施形態の1つの局面において、生成物ストリーム102(一般的に、銅藍/黄銅鉱粒子および酸を含む)は、加圧浸出段階1030および電解採取段階1070において生成される酸、および銅分離段階1010において生成される酸の大画分を含む。
【0027】
本発明の好ましい局面に従って、加圧浸出段階に侵入する銅含有材料ストリームは、約10〜約50重量%の固体、好ましくは、約20〜約40重量%の固体を含む。本発明の例示の実施形態に従って、所望のパラメーターに従う生成物ストリーム102の固体濃度を調整するために、生成物ストリーム102は、固体−液体分離回路1020に送られる。本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、固体−液体分離回路1020は、好ましくは、生成物ストリーム中のかなりの量の酸の、その中の銅含有固体粒子からの分離を達成する向流デカンテーション(CCD)構成で配置された複数の濃縮器段階を含む洗浄濃縮器回路1021を含む。例示の実施形態において、濃縮器回路1021のアンダーフローは、加圧浸出供給ストリーム103であり、オーバーフローは、酸ストリーム110である。好ましくは、酸ストリーム110は、無視できる程度の量の銅を含む。
【0028】
処理流出液酸ストリーム110は、種々の方法で利用され、処理され、中和され、貯水され、そして/または廃棄され得る。その方法の適切な選択は、経済的因子および管理的因子に大いに依存する。例示の実施形態の1つの局面において、酸ストリームは、例えば、大気リーチング操作において有益に使用され得る。ここで、酸は、酸化銅または硫化鉱物をリーチングするために必要とされる。このようなリーチング操作は、野積みリーチング、バットリーチング、タンクリーチング、パッドリーチング、または任意の他の同様の操作であり得る。酸は、鉱石中の酸消費成分との反応を通して、これらの操作において消費される。
【0029】
図2において、シックナー回路1021(図1)からの酸ストリーム110は、従来の大気リーチング操作2010に送られる。本発明の好ましい実施形態の1つの局面に従って、大気リーチング操作2010は、従来の酸消費型の野積みリーチング操作であり、ここで、二次的等級の鉱石201が、酸ストリーム110、および必要に応じて、他の処理ストリーム(例えば、下流の溶媒抽出ユニット2020からの抽残液ストリーム206)と接触される。野積みリーチング操作2010において、酸が、鉱石の山を通って下方に浸透し、銅含有鉱石中の銅を、硫酸銅の形態で可溶化して、銅に富むリーチング貴液(PLS)ストリーム203を形成する。従来の大気リーチング操作において、PLSストリーム203は、溶媒抽出ユニット(例えば、図2における溶媒抽出ユニット2020)に送られ、電解採取に適切な高濃度かつ比較的純粋な硫酸銅溶液を生成する。図2に示される、本発明の代替の局面に従って、PLSストリーム203は、溶媒抽出に供されないかもしれず、その代わりに、他の銅含有処理ストリームとブレンドされ得、そして得られるストリームが、次いで、電解採取回路に送られ得る。例えば、PLSストリーム203の全てまたは一部(破線)が、銅含有溶液ストリーム106およびリーン電解質ストリーム115と、電解質回収タンク1060(図1から)においてブレンドされ、電解採取回路における電解採取に適切な、得られる生成物ストリームを形成し得る。
【0030】
本発明のこの実施形態のさらなる局面に従って、先に簡単に言及されたように、酸ストリーム110は、有利には、プロセス(例えば、電解採取プロセス)から、不純物を除去し得る。このような不純物としては、鉄、アルミニウム、マグネシウム、ナトリウム、カリウムなど(しばしば、硫酸塩として存在する)が挙げられるが、これらに限定されない。除去されない場合、このような不純物は、有害なレベルまで蓄積し得、従って、生成効率および製品(例えば、銅カソード)の品質にネガティブな影響を与える。酸ストリーム110におけるこのような不純物の存在は、一般に、酸ストリーム110の前述の取り扱いにネガティブな影響を与えない。
【0031】
図2に示される、本発明の好ましい実施形態の1つの局面に従って、溶媒抽出ユニット2020は、野積みリーチングからの銅含有PLSストリーム203を、2つのユニット操作(抽出操作(これは、複数の段階を有し得る)、引き続くストリッピング操作)で精製する。抽出段階において、PLSストリーム203は、銅選択的試薬(すなわち、抽出剤)が溶解している希釈剤からなる有機相と接触される。この溶液が接触される場合、有機抽出剤は、銅をPLSから化学的に取り出し、水性抽残液ストリームを形成する。この抽残液ストリームおよび有機ストリームは、引き続いて、沈降機において分離される。沈降機における有機相と水相との分離の後に、水相の一部(ストリーム206)は、代表的に、1回以上のリーチング操作に戻されて、大気リーチングにおける鉱石からの銅を再充填され、PLSを形成する。有機ストリームは、溶媒抽出プロセスの第二のユニット操作(ストリッピング操作)に通される。ストリッピング操作において、有機ストリームは、強酸性の電解質と接触される。この酸性溶液は、銅を抽出剤から「ストリップ」し、銅が実質的に消耗された有機相を残す。充填されたストリップ溶液の水相の少なくとも一部(ストリーム204)は、銅に「富む」溶液として、電解採取プラント2030に進められる。水性ストリーム204は、電解採取プラント2030において処理され、カソード銅207および銅含有リーン電解質ストリーム208を生じ、この電解質ストリームは、本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、部分的に溶媒抽出ユニット2020へと回収され得る。
【0032】
本発明の1つの代替の局面に従って、水性ストリーム204は、溶媒抽出ユニットから去った直後には電解採取に供されず、その代わりに、他の銅含有処理ストリームとブレンドされ得、そして得られるストリームが、次いで、電解採取回路に送られ得る。例えば、水性ストリーム204の全てまたは一部(破線)が、銅含有溶液ストリーム106およびリーン電解質ストリーム115と、電解質回収タンク1060(図1から)においてブレンドされて、電解採取回路1070における電解採取に適切な、得られる生成物ストリームを形成し得る。このような場合には、溶媒抽出2020において使用されるストリッピング溶液は、おそらく、電解採取回路1070からの使用済みの電解質から構成される。
【0033】
流出酸ストリーム110が、副生成物試薬として使用されないか、または他の様式で利用されない場合、この酸は、例えば、酸消費脈石(すなわち、鉱物処理尾鉱)または中和剤(例えば、石灰岩または石灰)を使用して、中和され得る。酸消費脈石での中和は、比較的安価であり得る。なぜなら、この中和剤は、本質的に無料であるからである。他方で、石灰岩または石灰を用いる中和は、経済的にさほど望ましくないかもしれない。なぜなら、これらの両方の試薬は、費用を発生させるからである。それにもかかわらず、中和が望ましい場合、現在公知であるかまたは本明細書以降に考案される、酸の中和のための任意の方法が、使用され得る。
【0034】
再度図1を参照すると、洗浄シックナー回路1021からの伏流スラリー(本発明のこの好ましい実施形態においては、加圧浸出供給ストリーム103)は、約40〜約60重量%の固体、および残りが希薄な酸溶液である、組成を有する。この希薄な酸溶液の一般的な組成は、シックナー回路に導入される処理水対酸の比(すなわち、洗浄比)に依存する。
【0035】
本発明のさらなる局面において、調整された銅含有供給ストリームは、好ましくは、適切なプロセス(例えば、加圧浸出)に供されて、生成物スラリー104を生成し、このスラリーは、銅含有溶液および残留物114を含有する。このプロセスは、望ましいように選択され得るが、一般に、溶媒抽出回路から得られる電解質ストリームと類似の、銅および酸の濃度を示す銅含有溶液の生成を可能にする。すなわち、この銅含有溶液は、好ましくは、電解採取回路における処理に適切である。適切な銅含有溶液を、溶媒抽出技術を使用せずに生じる、任意の適切な技術または技術の組み合わせが、使用され得る。図1に示されるような、本発明の好ましい実施形態において、加圧浸出供給ストリーム103は、加圧浸出段階1030に供されて、銅含有生成物スラリー104を生じる。
【0036】
本発明のこの実施形態の1つの局面に従って、加圧浸出供給ストリーム103は、加圧浸出のための適切な容器に移送され、この容器は、必須の処理滞留時間にわたって、所望の温度および圧力条件で、プロセス成分を含むように適切に設計された、任意の容器であり得る。好ましい実施形態において、加圧浸出容器1031は、この目的で使用される。加圧浸出容器1031は好ましくは、多仕切りの攪拌容器である。
【0037】
一般的に、銅含有材料(例えば、黄銅鉱、輝銅鉱または銅藍)中の銅の可溶化のための特定の条件下における加圧浸出ステージ1030の間に生じる化学変換は、以下の通りである:
4CuFeS2+17O2+4H2O→4CuSO4+4H2SO4+2Fe2O3
2Cu2S+5O2+2H2SO4→4CuSO4+2H2O
CuS+2O2→CuSO4
所望の場合、加圧浸出の間の条件は、フィードストリーム中に含まれるスルフィドのイオウの一部が、スルフェートの代わりに元素のイオウに変換されるように制御され得る。スルフェートの代わりにイオウを形成する黄銅鉱および銅藍の画分は、以下の式に従って反応すると考えられる:
4CuFeS2+4H2SO4+5H2O→4CuSO4+2F2O3+8S0+4H2O
2CuS+2H2SO4+O2→2Cu+2+2SO4 −2+2H2O+2S0
例えば、加圧浸出容器1031中の加圧浸出は、好ましくは、これら(または他の)プロセスを使用して、銅の可溶化を促進するように適切に選択された様式で生じる。一般的に、加圧浸出容器中の温度および圧力は、注意深く制御されるべきである。例えば、本発明の1つの局面に従って、加圧浸出容器1031の温度は、約100℃〜約250℃、好ましくは、約140℃〜約235℃に維持される。本発明の1つの実施形態の1つの局面に従って、加圧浸出容器1031の温度は、有利には、約140℃〜約180℃または約150℃〜約175℃の範囲に維持される。本発明の別の実施形態に従って、加圧浸出容器1031の温度は、有利には、約200℃〜約235℃の間、または約210℃〜約225℃の範囲内に維持される。さらに、加圧浸出容器1031における全操作圧力は、必ず大気圧以上(superatmospheric)、約50psi〜約750psiの範囲である。本発明の1つの実施形態の1つの局面に従って、圧力は、有利には、約200psi〜約450psiの間の範囲、より好ましくは、約250psi〜約400psiの範囲である。本発明の別の実施形態に従って、圧力は、有利には、約400psiまたは約500psi〜約700psiの間で維持される。
【0038】
加圧浸出の間、酸素を加圧浸出容器中に注入することが一般的に望ましい。本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、加圧浸出容器1031中での加圧浸出の間、十分な酸素112を、容器中に注入して、約50psi〜約200psi、好ましくは、約75psi〜約150psi、最も好ましくは約100psi〜約125psiの、加圧浸出容器1031中の酸素分圧を維持する。
【0039】
多くの金属スルフィドの加圧浸出が非常に発熱性のプロセスであり、そして生成される熱は、一般的に、加圧浸出フィードストリーム103を所望の操作温度に加熱するために必要とされる熱よりも多いので、冷却液体111を、好ましくは、加圧浸出の間、加圧浸出容器1031中で、加圧浸出フィードストリーム103と接触させる。冷却液体111は、好ましくは、プロセス水であるが、精製プロセス内由来または外部供給源由来の任意の適切な冷却流体であり得る。本発明の好ましい実施形態において、十分な量の冷却液体111を加圧浸出容器1031に添加して、約3重量%〜約15重量%の固体の範囲の、生成物スラリー104中の固体含有量を生じる。
【0040】
加圧浸出についての滞留時間は、一般的に、銅含有フィードストリームの組成および加圧浸出容器の操作圧力および温度を含む、多くの因子に依存する。本発明の1つの局面において、加圧浸出のための滞留時間は、約30分〜約3時間の範囲である。
【0041】
本発明の別の局面において、銅含有溶液は、1つ以上の化学的および/または物理的処理工程を介して、電解採取のために調節される(condition)。銅含有材料フィードストリームが本発明の上記局面に従って処理するために調節されるほとんど同じ方法において、本発明の電解採取サーキットにおいて使用されることが意図される銅含有溶液は、組成、成分濃度、用量、温度、ならびに/あるいは他の物理的および/または化学的パラメーターを所望の値に調整するために調節される。一般的に、適切に調節された銅含有溶液は、酸溶液中に、比較的高い濃度の銅を含み、そして不純物をほとんど含まない。好ましくは、電解採取サーキットに入る銅含有溶液の条件は、カソード銅生成物の品質および均質性を向上するために一定レベルに維持される。
【0042】
本発明の好ましい局面において、電解採取のための銅含有溶液の調節は、先の処理工程からの生成物スラリーの特定の物理的パラメーターを調整することによって開始する。先の処理工程が加圧浸出である本発明の好ましい実施形態において、生成物スラリーの温度および圧力を減少することが望ましい。好ましい生成物スラリーの温度および圧力の特徴をこのように調整する好ましい方法は、大気圧フラッシングである。
【0043】
このように、図1に示される実施形態の好ましい局面に従って、加圧浸出容器1031からの生成物スラリー104は、大気圧フラッシュタンク1040または他の適切な大気圧システム中でフラッシュされて、圧力を放出し、そしてスチームの放出を介して生成物スラリー104を蒸発により冷却して、フラッシュされた生成物スラリー105を形成する。フラッシュされた生成物スラリー105は、好ましくは、約90℃〜約101℃の範囲の温度、約40g/l〜約75g/lの銅濃度、および約20g/l〜約100g/lの酸濃度を有する。しかし、本発明の1つの局面において、フラッシュされた生成物スラリー105はまた、例えば、加圧浸出の酸化鉄副生成物、他の副生成物、貴金属、および電解採取サーキットにフィードストリームのために望ましくない他の成分を含む特定の固体残渣を含む。従って、上で考察される同じ原理に従って、スラリーの液体部分(所望の銅含有溶液)がスラリーの固体部分(望ましくない残渣)から分離されるように、フラッシュされた生成物スラリーを固体−液体分離プロセスに供することが望ましい。
【0044】
図1を再び参照すると、本発明の例示された実施形態において、洗い流された生成物スラリー105は、固体−液体分離ステージ1050(例えば、CCD回路1051)に方向付けられる。本発明の代替的実施形態において、固体−液体分離ステージ1050は、例えば、シックナーまたはフィルタを備え得る。種々の要因(例えば、プロセスの材料バランス、環境調節、残留物の組成、経済的考慮事項など)は、固体−液体分離ステージ1050において、CCD回路、シックナー、フィルタ、または他の適切なデバイスを使用するか否かの決定に影響を及ぼし得る。本発明の好ましい実施形態の1つの局面において、CCD回路1051は、洗浄水113を伴った残留物ストリームの従来の向流洗浄(countercurrent washing)を使用して、銅含有溶液生成物に浸出された銅を回収し、可溶性銅の量を最小にし、貴金属回収プロセスまたは残留物廃棄のいずれかに進める。好ましくは、大きな洗浄比が、固体−液体分離ステージ1050の有効性を増強するように利用され、すなわち、比較的多量の洗浄水113が、CCD回路1051中の残留物に添加される。好ましくは、残留物スラリーストリームの溶液部分は、残留物ストリーム114の溶液部分中100万分の約5〜約200部(ppm)の銅濃度へと、CCD回路1051中の洗浄水113により希釈される。
【0045】
その組成に依存して、液体/固体分離ステージ1050からの残留物ストリーム114は、貯められ得るか、処理され得るか、または例えば、貴金属回収のようなさらなるプロセシングに供され得る。例えば、残留物ストリーム114が、経済的に有意な量の金、銀、および/または他の貴金属を含む場合、シアン化プロセスまたは他の適切な回収プロセスを通じて、この金画分を回収することが所望され得る。金または他の貴金属が、残留物ストリーム114からシアン化技術により回収されるべき場合、この流れにおける汚染物質(例えば、元素状態の硫黄、非晶質鉄沈殿物、および未反応銅鉱物)の含有量は、好ましくは、最小にされる。このような物質は、シアン化プロセスにおける多量の試薬消費を促進し得、従って、貴金属回収操作の費用を増大させ得る。従って、上記のように、固体−液体分離プロセスの間に多量の洗浄水または他の希釈液を使用して、その後の貴金属回収のための条件を最適化する試みにおいて、固体含有残留物ストリーム中の低い銅レベルまたは酸レベルを維持することが好ましい。
【0046】
先に記載されたように、電解採取回路に入る銅含有溶液の条件の注意深い制御(特に、実質的に一定の銅組成の維持)は、とりわけ、カソード上での銅の均一なメッキ、および銅生成物の品質を低下させ、従って、その経済的価値を低下させ得るカソードの銅における表面空隙の回避を可能にすることによって、電解採取された銅の品質を高め得る。本発明のこの局面に従って、このようなプロセス制御は、選択されたシステムおよび/または方法が、電解採取回路への十分に一定な供給ストリームを維持する限り、種々の技術および装置構成のいずれかを使用して達成され得る。
【0047】
再び図1を参照すると、本発明の好ましい局面において、固体−液体分離ステージ1050からの銅含有溶液ストリーム106は、電解質回収タンク1060に送られる。電解質回収タンク1060は、以下により詳細に議論されるように、電解採取回路1070についてのプロセス制御を適切に促進する。銅含有溶液ストリーム106(これは、一般に、約40〜約70g/lの銅および約15〜約100g/lの酸を含む)は、好ましくは、生成物ストリーム107を得るに適切な比にて、電解質回収タンク1060中のリーン電解質ストリーム115とブレンドされ、その条件は、電解採取回路1070の得られた生成物を最適化するように選択され得る。
【0048】
図2に例示される、本発明の代替的実施形態を簡単に参照すると、さらなるリーン電解質ストリーム205は、電解質回収タンク1060中のリーン電解質ストリーム115および銅含有溶液ストリーム106とブレンドされて、図1に例示される実施形態とともに議論されるプロセス制御原理に従って、生成物ストリーム107を生成し得る。この代替的実施形態の1つの局面において、リーン電解質ストリーム205は、好ましくは、リーン電解質ストリーム115の組成と類似の組成を有する。さらに、上記で議論されるように、他のストリームは、例えば、PLSストリーム203のようなブレンドのために、電解質回収タンク1060に導入され得る(図2)。
【0049】
再び図1を参照すると、好ましくは、生成物ストリーム107の銅組成は、実質的に一定に維持される。生成物ストリーム107は、有効な条件の下で銅溶解性レベルまで、銅濃度を含み得、好ましくは、生成物ストリーム107は、約20〜約80g/l、より好ましくは、約30〜約60g/l、しばしば、40g/lを超える銅濃度を有する。本発明の例示的実施形態の1つの局面において、制御バルブは、リーン電解質ストリーム115および銅含有溶液ストリーム106を電解質回収タンク1060へ供給するパイプラインの各々に配置されて、タンク内のブレンド制御を容易にする。
【0050】
図1を参照すると、生成物ストリーム107からの銅は、純粋な、カソード銅生成物を得るために適切に電解採取される。本発明の種々の局面に従って、銅含有溶液の適切な調節の際に、電解採取回路に入る前に銅含有溶液を溶媒抽出プロセスに供することなく、高品質の、均一にメッキされたカソード銅生成物116が実現され得るプロセスが、提供される。
【0051】
当業者に理解されるように、種々の方法および装置が、銅および他の金属バリュー(metal value)の電解採取に利用可能であり、これらのいずれかは、選択された方法または装置のために必要なプロセスパラメーターを満たす条件で、本発明に従う使用に適切であり得る。便宜上および本発明の広範な理解のために、本発明の種々の実施形態に関して有用である電解採取回路は、従来の様式で作動するように構成および設定された電解採取回路を含み得る。電解採取回路は、細長の矩形タンクとして構成された電解採取セルを備え得、この細長の矩形タンクは、鉛合金のフラットアノードと交互に銅のつり型パラレルフラットカソードを備え、これらは、タンクの長軸に対して垂直に配置される。銅含有リーチング溶液が、平行なアノードおよびカソードの面に対して垂直方向に流れるようにタンクに(例えば、一方の端部で)提供され得、そして銅が、カソードに配置され得、そして水が、電流を流すことより、アノードで酸素およびプロトンを形成するように電気分解され得る。従来の電気抽出セルのように、直流がセルを通過し得る速度は、銅イオンが溶液からカソード表面に向かって通過し得る速度によって有効に制限される。この速度(限界電流密度と呼ばれる)は、銅の濃度、銅の拡散係数、セルの配置、および水溶液の攪拌レベルのような因子の関数である。
【0052】
酸性溶液から銅を電解採取するための一般的な化学的プロセスは、以下の通りであると考えられている:
2CuSO4+2H2O→2Cu0+2H2SO4+O2
カソードの半反応:Cu2++2e−→Cu0
アノードの半反応:2H2O→4H++O2+4e−。
【0053】
再び図1に戻ると、本発明の好ましい実施形態において、生成物ストリーム107は、電解質回収タンク1060から電解採取回路1070(この電解採取回路1070は、1以上の従来の電解採取セルを含む)に向けられる。
【0054】
本発明の好ましい局面に従って、電解採取回路1070は、カソード銅生成物116、必要に応じて、オフガスストリーム117、および比較的大容量の銅含有酸(本明細書中で、リーン電解質ストリーム108および115と呼ばれる)を与える。上記のように、本発明の例示の実施形態において、リーン電解質ストリーム108および115は、それぞれ、銅沈澱段階1010および電解質回収タンク1060に向けられる。リーン電解質ストリーム108および115は、一般に、生成物ストリーム107よりも低い銅濃度を有するが、代表的に約40g/l未満の銅濃度を有する。
【0055】
本発明は、多数の例示的な実施形態を参照して、上に記載されている。本明細書中に示され、そして記載される特定の実施形態は、本発明の例示およびその最良形態であり、特許請求の範囲に記載される本発明の範囲をいかようにも制限することを意図しないことが理解されるべきである。本開示を読んだ当業者は、変化および改変が本発明の範囲から逸脱することなく例示的な実施形態に対してなされ得ることを理解する。例えば、全体を通じて銅が参照されているが、本発明はまた、金属含有材料からの他の金属の回収に適用可能であることが意図される。さらに、本発明の特定の好ましい局面(例えば、プロセスストリームを条件付けするためおよび銅を沈澱させるための技術および装置)が、例えば、例示的な実施形態の点から本明細書中に記載されているが、本発明のこのような局面は、現在公知であるか、またはその後に創作される任意の多数の適切な手段を通じて達成され得る。従って、これらおよび他の変化または改変は、特許請求の範囲において表現されている本発明の範囲内に含まれることが、意図される。
【0056】
本発明の課題は、明細書中の結びの部分において、特に指摘され、そして明確に請求される。しかし、本発明をより完全に理解することは、図面と組み合わせて考慮される場合に、詳細な説明および特許請求の範囲を参照することによって、最も上手く得られ得る。図面において、同じ数字は同じ要素を表す。
【図面の簡単な説明】
【0057】
【図1】図1は、本発明の例示的な実施形態に従う、銅回収プロセスのフロー図を示す。
【図2】図2は、本発明の代替的な実施形態に従う、銅回収プロセスのフロー図を示す。
Claims (46)
- 銅含有材料から銅を回収するための方法であって、以下の工程:
銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程;
該供給ストリーム中で、該銅含有材料の少なくとも一部を酸から分離して、酸流および銅含有材料を含む加圧浸出供給ストリームを得る、工程;
上昇した温度および上昇した圧力で、酸化環境中で該加圧浸出供給ストリームの少なくとも一部をリーチングさせて、銅含有溶液を含む生成物スラリーおよび残留物を得る工程;
溶媒抽出技術の使用なしに、該生成物スラリーをコンディショニングして、電解採取に適切な銅含有溶液を得る工程;
該銅含有溶液から銅を電解採取して、カソード銅および銅含有リーン電解質ストリームを得る工程、
を包含する、方法。 - 前記銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、硫化銅の鉱石または精鉱を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項1に記載の方法。
- 前記銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、銅含有材料、ならびに銅および酸を含む溶液流を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項1に記載の方法。
- 前記分離工程が、硫黄二酸化物の存在下で、銅含有電解質ストリーム中の前記銅の少なくとも一部を反応させて、それにより、該銅含有電解質ストリーム中の該銅の少なくとも一部を、該供給ストリーム中の該銅含有材料の少なくとも一部の上に、硫化銅として沈殿させることを包含する、請求項3に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、加圧浸出容器中の前記加圧浸出供給ストリームの少なくとも一部をリーチングさせることを包含する、請求項3に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、約100〜約250℃の温度および約50〜約750psiの総作動圧で、加圧浸出容器中の前記加圧浸出供給ストリームの少なくとも一部をリーチングさせることを包含する、請求項1に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、前記加圧浸出容器へと酸素を注入して、該加圧浸出容器において、約50〜約200psiの酸素分圧を維持する工程をさらに包含する、請求項5に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、前記加圧浸出容器へと酸素を注入して、該加圧浸出容器において、約50〜約200psiの酸素分圧を維持する工程をさらに包含する、請求項6に記載の方法。
- 前記コンディショニング工程が、前記生成物スラリーの少なくとも一部を固体−液体分離に供することを包含し、ここで、前記銅含有溶液の少なくとも一部は、前記残留物から分離される、請求項1に記載の方法。
- 前記コンディショニング工程が、前記銅含有溶液の少なくとも一部と、1つ以上の銅含有ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、該銅含有溶液において所望の銅濃度を達成することをさらに包含する、請求項9に記載の方法。
- 前記コンディショニング工程が、前記銅含有溶液の少なくとも一部と、1つ以上の銅含有ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、該銅含有溶液において約20〜約75グラム/リットルの銅濃度を達成することをさらに包含する、請求項9に記載の方法。
- 野積みリーチング操作、バットリーチング操作、ダンプリーチング操作、蓄積リーチング操作、パッドリーチング操作、撹拌タンクリーチング操作、または細菌リーチング操作の少なくとも1つにおける前記分離工程から得られた前記酸流の少なくとも一部を用いる工程をさらに包含する、請求項1に記載の方法。
- 前記コンディショニング工程が、前記銅含有溶液の少なくとも一部と、銅含有電解質ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、該銅含有溶液において約20〜約75グラム/リットルの銅濃度を達成することをさらに包含する、請求項9に記載の方法。
- 銅含有材料から銅を回収するための方法であって、以下:
粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程;
酸性環境において、該供給ストリームの少なくとも一部を、銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部と反応させて、固体の銅含有沈殿物を含む沈殿生成物ストリームを得る工程;
該沈殿生成物ストリームを固体−液体分離に供して、酸を含む溶液流、ならびに銅含有材料および残留する酸を含むインレットストリームを得る工程;
必要に応じて、該インレットストリームの少なくとも一部をコンディショニングして、温度、圧力、容積、固体含有量、組成、および密度からなる群より選択される物理的パラメーターの少なくとも1つを変化させる工程;
該インレットストリームの少なくとも一部を、加圧浸出に供して、銅含有溶液および残留物を含む生成物スラリーを得る工程;
必要に応じて、洗浄タンク中の該生成物スラリーの温度および圧力を低下させる工程;
物理的な分離技術を使用して、該残留物から該銅含有溶液の少なくとも一部を分離する工程;
必要に応じて、該銅含有溶液の少なくとも一部と、1つ以上の銅含有ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、所望の銅濃度を有する銅含有生成物ストリームを得る工程;
該銅含有溶液または該銅含有生成物ストリームから銅を電解採取して、カソード銅および銅含有リーン電解質ストリームを得る工程;
必要に応じて、該銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、前記電解質抽出工程から該反応工程に再利用する工程;
必要に応じて、該銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、該電解採取工程から該ブレンド工程に再利用する工程;
から本質的になる、方法。 - 前記粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、粉砕した硫化銅の鉱石または精鉱を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 前記粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、粉砕した黄銅鉱を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 前記反応工程が、硫黄二酸化物の存在下で、前記銅含有リーン電解質ストリーム中の前記銅の少なくとも一部を反応させて、それにより、該銅含有リーン電解質ストリーム中の該銅の少なくとも一部が、該供給ストリーム中の銅含有材料の少なくとも一部の上に、硫化銅として沈殿することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 前記インレットストリームの少なくとも一部を加圧浸出に供する前記工程が、該インレットストリームの少なくとも一部を、加圧浸出容器において、約100〜約250℃の温度および約50〜約750psiの圧力で、加圧浸出に供することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、前記加圧浸出容器へと酸素を注入して、該加圧浸出容器において、約50〜約200psiの酸素分圧を維持することをさらに包含する、請求項18に記載の方法。
- 前記ブレンド工程が、前記銅含有溶液の少なくとも一部と、1以上の銅含有ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、該銅含有溶液において約20〜約75グラム/リットルの銅濃度を達成することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 前記ブレンド工程が、前記銅含有溶液の少なくとも一部と、銅含有電解質ストリームの少なくとも一部とをブレンドして、該銅含有溶液において約20〜約75グラム/リットルの銅濃度を達成することを包含する、請求項14に記載の方法。
- 銅含有材料から銅を回収するための方法であって、該方法は以下の工程:
(a)銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程であって、ここで、該銅含有材料は、硫化銅の鉱石、硫化銅の精鉱、または他の銅含有材料の少なくとも1つを含む、工程;
(b)酸性環境において、該供給ストリームの少なくとも一部を、銅含有電解質ストリームの少なくとも一部と反応させて、固体の銅沈殿物および酸を含むインレットストリームを得る工程;
(c)必要に応じて、固体−液体分離デバイスを使用して、該インレットストリーム中の酸の量を減少させる工程;
(d)酸化環境において、約100〜約250℃の温度および約50〜約750psiの圧力で、該インレットストリームの少なくとも一部をリーチングさせて、銅含有溶液および残留物を含む生成物スラリーを得る工程;
(e)溶媒抽出技術の使用なしに、該生成物スラリーをコンディショニングして、電解採取に適切な銅含有生成物ストリームを得る工程であって、ここで、該コンディショニング工程が、固体−液体分離技術を使用して、該残留物から該銅含有溶液の少なくとも一部を分離すること、および該銅含有溶液の少なくとも一部を、銅含有電解質ストリームの少なくとも一部と、約20〜75グラム/リットルの銅濃度を有する銅含有生成物ストリームを得るのに適切なブレンド比でブレンドすることを包含する、工程;
(f)前記銅含有生成物ストリームから銅を電解採取して、カソード銅および銅含有リーン電解質ストリームを生成する工程、
を包含する、方法。 - (g)電解採取工程(f)において生成された前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、反応工程(b)に再利用する工程をさらに包含する、請求項22に記載の方法。
- (g)電解採取工程(f)において生成された前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、ブレンド工程(e)に再利用する工程をさらに包含する、請求項22に記載の方法。
- (g)電解採取工程(f)において生成された前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、反応工程(b)に再利用する工程;および
(h)電解採取工程(f)において生成された前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を、ブレンド工程(e)に再利用する工程をさらに包含する、請求項22に記載の方法。 - 前記銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、約5〜約75ミクロンのP80を有する硫化銅の鉱石または精鉱を含む供給ストリームを提供することを包含し、ここで、前記リーチング工程が、酸化環境において、約140〜180℃の温度および約200〜約450psiの圧力で、前記インレットストリームの少なくとも一部をリーチングさせることを包含する、請求項22に記載の方法。
- 前記銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、約5〜約75ミクロンのP80を有する硫化銅の鉱石または精鉱を含む供給ストリームを提供することを包含し、ここで、前記リーチング工程が、酸化環境において、約200〜約235℃の温度および約400〜約700psiの圧力で、前記インレットストリームの少なくとも一部をリーチングさせることを包含する、請求項22に記載の方法。
- 前記反応工程が、前記銅含有リーン電解質ストリームからの銅の少なくとも一部を、硫黄二酸化物と反応させて、それにより、該銅含有リーン電解質ストリーム中の該銅の少なくとも一部が、前記供給ストリームにおいて、前記銅含有材料の少なくとも一部の上に、硫化銅として沈殿する、請求項22に記載の方法。
- 前記コンディショニング工程が、前記電解採取サーキットに入る前記銅含有生成物ストリームの銅濃度が、約40グラム/リットルのレベルに維持されるように、該銅含有生成物ストリームの銅濃度を制御することをさらに包含する、請求項22に記載の方法。
- 前記インレットストリーム中の酸の量を減少させる前記工程が、該インレットストリーム中の不純物を減少させることをさらに包含する、請求項22に記載の方法。
- 銅含有材料から銅を回収するための方法であって、以下:
粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程;
酸性環境において、前記供給ストリームの少なくとも一部を、銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部と反応させて、固体の銅含有沈殿物を含む沈殿生成物ストリームを得る工程;
該沈殿生成物ストリームの少なくとも一部を加圧浸出に供して、銅含有溶液および残留物を得る工程;
該銅含有溶液から銅を電解採取して、カソード銅および銅含有リーン電解質ストリームを得る工程、
を包含する、方法。 - 前記粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、粉砕した硫化銅の鉱石または精鉱を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項31に記載の方法。
- 前記粉砕した銅含有材料を含む供給ストリームを提供する工程が、粉砕した黄銅鉱を含む供給ストリームを提供することを包含する、請求項31に記載の方法。
- 前記インレットストリームの少なくとも一部を加圧浸出に供する前記工程が、該インレットストリームの少なくとも一部を、加圧浸出容器において、約100〜約250℃の温度および約50〜750psiの圧力で、加圧浸出に供することを包含する、請求項31に記載の方法。
- 前記リーチング工程が、前記加圧浸出容器へと酸素を注入して、該加圧浸出容器において、約50〜約200psiの酸素分圧を維持することをさらに包含する、請求項34に記載の方法。
- 前記電解採取工程からの前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を前記反応工程で再利用する工程をさらに包含する、請求項31に記載の方法。
- 銅含有材料から銅を回収するためのシステムであって、以下:
酸性環境において、銅含有供給ストリームの少なくとも一部を、銅含有電解質ストリームの少なくとも一部と反応させて、固体の銅沈殿物および酸を含む加圧浸出供給ストリームを得るのに適切な、リアクタ;
酸化環境において、上昇した温度および上昇した圧力で、該加圧浸出供給ストリームの少なくとも一部をリーチングさせて、銅含有溶液および残留物を含む生成物スラリーを生成するのに適切である、加圧浸出容器;
溶媒抽出技術の使用なしに、該生成物スラリーをコンディショニングして、電解採取に適切な銅含有溶液および残留物を得るための手段;
該銅含有溶液から銅を電解採取して、カソード銅および銅含有リーン電解質ストリームを得るのに適切な電解質サーキット、
を備える、システム。 - 液体−固体分離サーキットをさらに備える、請求項37に記載のシステムであって、ここで、該液体−固体分離サーキットは、酸から前記固体の銅沈殿の少なくとも一部を分離して、粉砕した銅含有インレットストリームを得るように適合される、システム。
- 前記生成物スラリーをコンディショニングするための前記手段が、前記生成物スラリー中の前記残留物から該生成物スラリー中の銅含有溶液の少なくとも一部を分離して、電解採取に適切な銅含有溶液を得るように適合された、液体−固体分離サーキットを備える、請求項37に記載のシステム。
- 前記生成物スラリーをコンディショニングするための前記手段が、前記銅含有溶液の銅濃度を制御するための手段を備える、請求項37に記載のシステム。
- 前記生成物スラリーをコンディショニングするための前記手段が、前記銅含有溶液の銅濃度を制御するための手段を備え、それにより、前記電解採取サーキットに入る該銅含有溶液の銅濃度が、約40グラム/リットルのレベルで維持される、請求項37に記載のシステム。
- 前記生成物スラリーをコンディショニングするための前記手段が、前記銅含有溶液の少なくとも一部を、1つ以上の銅含有ストリームの少なくとも一部とブレンドして、該銅含有溶液において、所望の銅濃度を達成するための手段を備える、請求項37に記載のシステム。
- 前記生成物スラリーをコンディショニングするための前記手段が、前記銅含有溶液の少なくとも一部を、1つ以上の銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部とブレンドして、該銅含有溶液において、約20〜約75グラム/リットルの銅濃度を達成するための手段を備える、請求項42に記載のシステム。
- 前記電解採取サーキットからの前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を前記リアクタに再利用するための手段をさらに備える、請求項37に記載のシステム。
- 前記電解採取サーキットからの前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を前記ブレンド手段に再利用するための手段をさらに備える、請求項42に記載のシステム。
- 前記電解採取サーキットからの前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を前記リアクタに再利用するための手段、および前記電解採取サーキットからの前記銅含有リーン電解質ストリームの少なくとも一部を前記ブレンド手段に再利用するための手段をさらに備える、請求項42に記載のシステム。
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Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2009035801A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 銅の製造方法 |
JP2009035799A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
JP2009035800A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 |
JP2009535520A (ja) * | 2006-05-01 | 2009-10-01 | フェルプス ドッジ コーポレイション | 加圧浸出、直接電解採取および溶媒/溶液抽出を用いる、銅含有物質からの銅回収のための方法 |
JP2012057234A (ja) * | 2010-09-10 | 2012-03-22 | Akita Univ | 金属の浸出方法 |
Families Citing this family (23)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EA005279B1 (ru) * | 2000-07-25 | 2004-12-30 | Фелпс Додж Корпорейшн | Обработка содержащих элементарную серу материалов с использованием высокотемпературного автоклавного выщелачивания для производства серной кислоты и извлечения металла |
ATE314494T1 (de) * | 2000-07-25 | 2006-01-15 | Phelps Dodge Corp | Verfahren zur gewinnung von kupfer aus sulfiderzen unter verwendung einer feinstzermahlung und einer auslaugung unter druck bei mittelhohen temperaturen |
US20050126923A1 (en) * | 2001-07-25 | 2005-06-16 | Phelps Dodge Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction |
US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
JP3948342B2 (ja) * | 2002-05-10 | 2007-07-25 | 住友金属鉱山株式会社 | 銅鉱石からの銅回収方法 |
US7736487B2 (en) | 2004-10-29 | 2010-06-15 | Freeport-Mcmoran Corporation | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction |
BRPI0419191B1 (pt) * | 2004-10-29 | 2013-05-14 | mÉtodo de recuperaÇço de cobre a partir de um material metalÍfero. | |
CA2588257C (en) * | 2004-10-29 | 2010-03-09 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
US7402999B2 (en) * | 2005-11-30 | 2008-07-22 | General Electric Company | Pulsed eddy current pipeline inspection system and method |
AU2007231537A1 (en) * | 2006-03-28 | 2007-10-04 | Dundee Precious (Barbados) Inc | Improved processing of metal values from concentrates |
US7648643B1 (en) | 2006-06-21 | 2010-01-19 | Phitex, L.L.L.P. | Metal recovery process and method |
WO2008016541A1 (en) * | 2006-07-31 | 2008-02-07 | Wayne Charles Walker | Constituent maintenance of a copper sulfate bath through chemical dissolution of copper metal |
US7964015B2 (en) * | 2007-05-23 | 2011-06-21 | Contact Marketing Solutions, Llc | Metal extraction without cyanide |
US7993501B2 (en) * | 2007-11-07 | 2011-08-09 | Freeport-Mcmoran Corporation | Double contact bar insulator assembly for electrowinning of a metal and methods of use thereof |
US7998244B2 (en) * | 2008-12-16 | 2011-08-16 | Freedom Industries, Inc. | Process of treating metal bearing crushed rock to control respirable dust during transport in the process including a metal concentrating circuit |
US9605353B2 (en) | 2011-05-27 | 2017-03-28 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for advanced electrochemical modification of liquids |
US9011669B2 (en) | 2012-09-17 | 2015-04-21 | Blue Planet Strategies, L.L.C. | Apparatus and method for electrochemical modification of liquids |
FI125388B (en) * | 2013-06-07 | 2015-09-30 | Outotec Finland Oy | Method for the recovery of copper and precious metals |
CN104357661B (zh) * | 2014-10-30 | 2017-05-31 | 云南铜业股份有限公司 | 一种从铅冰铜中综合回收铜、铟的方法 |
WO2017004694A1 (en) | 2015-07-06 | 2017-01-12 | Sherritt International Corporation | Recovery of copper from arsenic-containing process feed |
PE20191621A1 (es) | 2017-04-14 | 2019-11-06 | Sherritt Int Corporation | Lixiviacion oxidativa presurizada, de bajo contenido de solidos y baja acidez de materiales de alimentacion sulfurados |
WO2024130244A1 (en) * | 2022-12-16 | 2024-06-20 | Michigan Technological University | Extracting and recovering metals from cathode active materials from li-ion batteries using sulfide minerals and chemicals |
Family Cites Families (68)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3260593A (en) | 1962-09-12 | 1966-07-12 | Kennecott Copper Corp | Process for leaching copper from lowgrade, copper-bearing ore materials |
US3637371A (en) | 1967-02-10 | 1972-01-25 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Direct pressure leaching of copper-iron sulphides |
US3528784A (en) | 1968-03-21 | 1970-09-15 | Banner Mining Co | Method for preliminary beneficiation of calcareous oxidized copper ores by flotation of a high acid-consuming fraction containing low copper values from a low acid-consuming fraction containing higher copper values |
BE756944A (fr) | 1969-10-02 | 1971-03-16 | American Metal Climax Inc | Procede d'oxydation en phase liquide |
US3669651A (en) | 1970-04-15 | 1972-06-13 | Kennecott Copper Corp | Reduction of ferric ions in cyclic process of leaching and precipitation of copper |
US3961028A (en) | 1971-04-02 | 1976-06-01 | Anumin Pty. Limited | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions |
AU4229072A (en) * | 1972-02-16 | 1973-11-22 | Solbeck E | Wide-orifice extrusion die |
US4020106A (en) | 1972-03-21 | 1977-04-26 | Imperial Chemical Industries Limited | Metal extraction process |
US3896208A (en) | 1972-06-26 | 1975-07-22 | Ethyl Corp | HCl Treatment of copper sulfide minerals |
US4028462A (en) | 1972-08-28 | 1977-06-07 | Corporacion De Fomento De La Produccion, Represented By Comite De Investigaciones Technologicas | Method of extraction involving the use of solvents and new combination of reactors used |
AT319617B (de) * | 1973-02-21 | 1974-12-27 | Pawlek Dr Ing Franz | Verfahren zur hydrometallurgischen Gewinnung von Kupfer aus Kupferkies- bzw. Buntkupferkieskonzentraten |
US3868440A (en) | 1973-05-30 | 1975-02-25 | Anaconda Co | Recovery of metal values from copper slag |
US4039406A (en) | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
US3917519A (en) * | 1974-02-27 | 1975-11-04 | Freeport Minerals Co | Process for the manufacture of electrolytic copper |
US3962402A (en) | 1974-02-27 | 1976-06-08 | Freeport Minerals Company | Oxidation-leaching of chalcopyrite |
FR2262699B1 (ja) | 1974-02-28 | 1976-12-10 | Commissariat Energie Atomique | |
CA1024352A (en) | 1974-10-17 | 1978-01-17 | Wasyl Kunda | Process for the recovery of copper and ammonium sulphate from copper-bearing mineral sulphide ores or concentrates |
US3991159A (en) | 1975-01-09 | 1976-11-09 | Amax Inc. | High temperature neutralization of laterite leach slurry |
US3958985A (en) | 1975-02-07 | 1976-05-25 | Chemsep Corporation | Extraction method for non-ferrous metals |
US4017309A (en) | 1975-03-28 | 1977-04-12 | Holmes & Narver, Inc. | Thin layer leaching method |
CA1036829A (en) | 1975-07-30 | 1978-08-22 | Kohur N. Subramanian | Two stage sulfuric acid leaching of sea nodules |
US4069119A (en) | 1976-05-14 | 1978-01-17 | Continental Oil Company | Copper recovery by leaching and ion exchange |
US4039405A (en) | 1976-05-14 | 1977-08-02 | Continental Oil Company | Leaching copper ores and solvent extraction of the copper-bearing solutions |
CA1093837A (en) | 1976-06-04 | 1981-01-20 | Gerald F. Fountain | Dump leaching |
US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
US4165362A (en) | 1977-04-08 | 1979-08-21 | Engelhard Minerals & Chemicals Corporation | Hydrometallurgical processing of molybdenite ore concentrates |
CA1104837A (en) | 1977-08-19 | 1981-07-14 | Donald R. Weir | Process for recovery of copper and zinc from complex sulfides |
US4093526A (en) * | 1977-09-08 | 1978-06-06 | Amax Inc. | Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper |
US4619814A (en) | 1978-05-05 | 1986-10-28 | Provincial Holdings Ltd. | Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates |
US4415540A (en) | 1978-05-05 | 1983-11-15 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates |
US4150976A (en) | 1978-06-19 | 1979-04-24 | Dart Industries Inc. | Method for the recovery of metallic copper |
ES476055A1 (es) | 1978-12-15 | 1979-11-01 | Redondo Abad Angel Luis | Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro |
US4272341A (en) | 1980-01-09 | 1981-06-09 | Duval Corporation | Process for recovery of metal values from lead-zinc ores, even those having a high carbonate content |
US4256553A (en) | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
CA1150062A (en) | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
US4405569A (en) | 1981-11-04 | 1983-09-20 | Sulpetro Minerals Limited | Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur |
US4507268A (en) | 1982-01-25 | 1985-03-26 | Henkel Corporation | Solvent extraction |
ZA835167B (en) | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
US4442072A (en) | 1982-10-20 | 1984-04-10 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Selective recovery of base metals and precious metals from ores |
US4880607A (en) | 1982-12-20 | 1989-11-14 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
US4892715A (en) | 1982-12-20 | 1990-01-09 | Phillips Petroleum Company | Recovering mineral values from ores |
US4775413A (en) | 1983-04-08 | 1988-10-04 | Phillips Petroleum Company | Concentration and recovery of mineral values from ores |
US4606764A (en) * | 1983-08-17 | 1986-08-19 | Resource Technology Associates | Method of recovering metals from ores using a formate reducing agent |
CA1234991A (en) | 1984-09-27 | 1988-04-12 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore |
US4814007A (en) | 1986-01-16 | 1989-03-21 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
US4895597A (en) | 1986-01-16 | 1990-01-23 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
US4992200A (en) | 1986-01-16 | 1991-02-12 | Henkel Corporation | Recovery of precious metals |
US4875935A (en) | 1988-11-04 | 1989-10-24 | Nalco Chemical Company | Anionic acrylamide polymers as copper ore agglomeration aids |
US5028259A (en) | 1990-03-06 | 1991-07-02 | Henkel Research Corporation | Recovery of precious metal |
US5073354A (en) | 1990-09-26 | 1991-12-17 | Drew Chemical Corporation | Process of stripping gold and silver from carbon |
US5059403A (en) | 1990-12-03 | 1991-10-22 | Compeq Manufacturing Co., Ltd. | Method for producing copper sulfate from waste copper-containing liquid |
US5176802A (en) | 1991-07-19 | 1993-01-05 | Willem P. C. Duyvesteyn | Treatment of copper sulfide concentrates |
CA2071626C (en) * | 1991-10-25 | 2001-08-14 | Ian James Corrans | Activation of a mineral species |
US5356457A (en) | 1991-12-18 | 1994-10-18 | Corporacion Nacional Del Cobre De Chile | Hydrometallurgical process for the treatment of copper-bearing ore |
US5223024A (en) | 1992-06-19 | 1993-06-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
US5316567A (en) * | 1992-06-19 | 1994-05-31 | Cominco Engineering Services Ltd. | Hydrometallurgical copper extraction process |
US5902474A (en) | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
USRE37251E1 (en) * | 1993-07-29 | 2001-07-03 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
GB9422476D0 (en) | 1994-11-08 | 1995-01-04 | Sherritt Inc | Recovery of zinc from sulphidic concentrates |
GB9503877D0 (en) * | 1995-02-27 | 1995-04-19 | Sherritt Inc | Recovery of copper from sulphidic concentrates |
US5670035A (en) | 1995-06-06 | 1997-09-23 | Henkel Corporation | Method for recovering copper |
AUPN476695A0 (en) | 1995-08-14 | 1995-09-07 | Dominion Mining Limited | Method of processing a copper mineral species |
US5698170A (en) | 1995-11-22 | 1997-12-16 | Placer Dome, Inc. | Hydrometallurgical process for copper-containing materials |
US5849172A (en) | 1997-06-25 | 1998-12-15 | Asarco Incorporated | Copper solvent extraction and electrowinning process |
US5989311A (en) | 1997-07-28 | 1999-11-23 | South Dakota School Of Mines And Technology | Recovery of copper from its sulfides and other sources using halogen reagents and oxidants |
US6528784B1 (en) * | 1999-12-03 | 2003-03-04 | Thermo Finnigan Llc | Mass spectrometer system including a double ion guide interface and method of operation |
US6660059B2 (en) * | 2000-05-19 | 2003-12-09 | Placer Dome Technical Services Limited | Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials |
US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
-
2001
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Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2009535520A (ja) * | 2006-05-01 | 2009-10-01 | フェルプス ドッジ コーポレイション | 加圧浸出、直接電解採取および溶媒/溶液抽出を用いる、銅含有物質からの銅回収のための方法 |
JP2009035801A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 銅の製造方法 |
JP2009035799A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
JP2009035800A (ja) * | 2007-08-03 | 2009-02-19 | Dowa Metals & Mining Co Ltd | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 |
JP2012057234A (ja) * | 2010-09-10 | 2012-03-22 | Akita Univ | 金属の浸出方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ATE321155T1 (de) | 2006-04-15 |
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