JP4180655B2 - 塩化物で補助される金属の湿式冶金的抽出方法 - Google Patents

塩化物で補助される金属の湿式冶金的抽出方法 Download PDF

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Description

発明の分野
本発明は、金属鉱石または精鉱の湿式冶金的な処理に関するものである。特に、本発明は、塩化物イオンのようなハロゲン化物イオンの存在下における鉱石からの金属の抽出に関するものである。
発明の背景
黄銅鉱(CuFeS2)のような硫化銅鉱石の湿式冶金的処理は、これらの鉱石から効果的に銅を浸出するための加圧酸化工程において必要とされる厳しい条件が結果として鉱石中の硫化物を硫酸塩に酸化し、高価な中和を必要とする大量の酸の生成をもたらすので問題である。硫化物が分子状硫黄に酸化されるだけであるような比較的温和な条件で浸出することができる硫化物精鉱にする試みがなされ、全ての方法が硫化物を硫酸塩に酸化するとは限らなかった。これらの試みは、米国特許第4,039,406号記載のように、加圧酸化工程の前に、硫化物精鉱をより容易に浸出することができるようにするための精鉱の前処理と、塩化物イオン存在下に精鉱を浸出することとを含んでいる。この方法において、米国特許第4,338,168号記載のように、精鉱中の銅成分は、後にそこから銅成分が回収されねばならない固体の塩基性硫酸銅の中に移動される。特許第4,039,406号記載の方法においては、鉱石または精鉱中の硫化物のかなりの量(20〜30%)がまだ硫酸塩に酸化され、結果として、加圧浸出及び硫酸の生成の間に要求される酸素の量を多量にしている。これは、S/Cu比が高い低級精鉱について、特に好ましくない。
米国特許第4,971,662号は硫化銅鉱石から銅及び亜鉛の湿式冶金的回収のための方法を開示する。その方法は、酸素の注入と共に塩化第二銅及び硫酸イオンを含む酸性溶液中で鉱石を浸出することからなる。該浸出は、温和な温度(85℃〜106℃)及び圧力(25psi以下の大気圧)で実施される。
本発明は、単独か或いは銅と結合しているニッケル及び/またはコバルトの湿式冶金的抽出のための方法を提供する。
発明の要約
本発明によれば、鉱石または精鉱中の硫化金属は、酸素と、ハロゲンイオン及び回収される金属の溶液を形成するための硫酸水素または硫酸イオン源を含む酸性溶液との存在下に115〜175℃の温度で加圧酸化に供され、ここで硫酸水素または硫酸イオン源は硫酸及び酸性溶液中で加水分解される硫酸金属からなる群から選択されることを特徴とする金属鉱石または精鉱中の硫化金属からニッケル/コバルト成分を抽出する方法が提供される。
明細書中で塩化物の使用が参照される。しかしながら、所望により、塩化物は臭化物により置換できることが理解されるだろう。
本発明のさらなる目的及び有利な点は、以下の発明の好適態様の説明から明らかになるであろう。
【図面の簡単な説明】
図1は、湿式冶金的銅抽出方法のフローチャートであり、高級銅鉱石または精鉱の処理に適している。
図2は、湿式冶金的銅抽出方法のフローチャートであり、中級または低級銅鉱石または精鉱の処理に適している。
図3は、湿式冶金的銅抽出方法のフローチャートであり、銅に加えて亜鉛の抽出を提供する。
図4は、湿式冶金的銅抽出方法のフローチャートであり、銅に加えてニッケルの抽出を提供する。
図5は、本発明の一態様に従う銅−ニッケル硫化物の精鉱から金属を抽出するための湿式冶金的方法のフローチャートである。
図6は、本発明の他の態様に従うニッケル−銅硫化物の精鉱から金属を抽出するための湿式冶金的方法のフローチャートである。
図7は、本発明の他の態様に従うニッケルラテライト鉱石から金属を抽出するための湿式冶金的方法のフローチャートである。
好適態様の詳細な説明
本発明に従う方法は、銅の等級が低い等級、すなわち銅が15%かそれ以下から、高い等級、すなわち銅が35%かそれ以上まで変化する銅濃度の範囲を処理するために十分に順応性がある。
広義には、本方法は、加圧酸化工程、大気下浸出工程、一またはそれ以上の溶媒抽出工程及び電解抽出工程からなる。異なる等級の精鉱は、加圧酸化工程で異なる処理を必要とし、異なる操作モードを必要とする。これらの操作モードは、それぞれモードA及びモードBと名付けられる。モードAでは、高級銅鉱石が浸出されるときに効果的であり、銅は加圧酸化工程では浸出されない。モードBでは、中級及び低級銅鉱石が浸出されるときに効果的であり、銅は加圧酸化工程で浸出される。2つの操作モードがそれぞれ次に説明される。
モードAの方法
図1はモードAのフローチャートである。本方法は、加圧酸化容器またはオートクレーブ中での加圧酸化工程12、大気下浸出工程14、第1及び第2の溶媒抽出工程それぞれに16及び18、及び電解抽出工程20からなる。
加圧酸化工程12において、銅鉱物の全てが、塩基性硫酸銅CuSO4・Cu(OH)2に変換される。前記処理は、酸性の塩化物溶液の存在下、酸素により実施される。HCl及びH2SO4と同様に、酸素はこの目的のためにオートクレーブ中に導入される。オートクレーブ中の温度は約130〜150℃、圧力は約100〜200psig(790〜1480kPa)である。これは、酸素圧に加えて蒸気圧からなる全圧である。保持時間は約0.5〜2.5時間であり、本方法は、通常、オートクレーブ中で連続形式により実施される。しかしながら、本方法は、所望により、バッチ形式で実施することもできる。
オートクレーブ中で固体の含有量は約12〜25%、すなわち熱バランス及び粘度限界により定められるものとして固形分130〜300g/Lに維持される。
オートクレーブ中で生成されるスラリーは、圧力を大気圧に、温度を90〜100℃に減じるために、一またはそれ以上のフラッシュ槽22の列を通って排出される。スラリーの液状部分は加圧酸化工程12からの生成物溶液として述べられ、参照数字21で示される。
フラッシュ槽22からのスラリーは24で示されるように濾過され、得られた濾過ケーキはできるだけ飛沫同伴する溶液に移動するように徹底的に洗浄される。
濾過24からの加圧酸化濾過液は加圧酸化工程12にリサイクルされるが、26で示される様に約5%の少量の流出がある。この流出26は、鉱石または加圧酸化工程12の間に溶解するかもしれない精鉱中の可溶金属の濃度により決定される。流出26は、銅精鉱中に存在する固体残留物としての亜鉛及びマグネシウムのような金属を除去するため及び加圧酸化回路でのこれらの金属の成長を阻止するために、石灰により28で処理される。加圧酸化回路は、加圧酸化工程12から、フラッシュ槽22、濾過24、流出26を通って、加圧酸化工程12に戻る回路である。加圧酸化回路は、参照数字23で示される。
流出26は、流出処理28の前に27で示されるように溶媒抽出に供される。溶媒抽出27は、流出26から銅を除去する適切な有機抽出剤により実施される。この溶媒抽出は、溶媒抽出工程16及び18と関連付けられ、後で2つの溶媒抽出工程が説明されるときに、再び言及される。
加圧酸化工程12の前に、銅精鉱は、まず、約97%の粒子径がP80(80%パス)15ミクロンに対応する325メッシュ以下に減じられるように、30で示されるような再粉砕に供される。再粉砕30は、流出処理28からリサイクルされた溶液中で実施される。このようにして、流出処理28からのスラリーは、32で示されるような液/固分離に供され、溶液は再粉砕30にリサイクルされ、亜鉛/マグネシウム流出残留物は17で示されるように処分される。
再粉砕30にリサイクルされる溶液は、約pH10でアルカリ性の塩化物溶液である。この溶液の使用は、熱バランスの維持及びできる限りの加圧酸化回路23での塩化物溶液の維持に重要である加圧酸化回路23に導入される水を最少にする。
上述の様に、銅は加圧酸化工程12では浸出されず、不溶性の塩基性銅塩に変換される。濾過24からリサイクルされる浸出液である加圧酸化工程12への供給溶液は、参照数字25で示される。供給溶液25に銅が存在するにもかかわらず、浸出された付加的な銅は全くなく、すなわち本方法は加圧酸化工程12への供給溶液25内の銅濃度が加圧酸化工程12からの生成物溶液21内の銅濃度に等しくなる様に操作される。これは、Δ[Cu2+]=0として示される。
加圧酸化工程12への供給溶液25は、硫酸約30〜55g/Lと合わせて、Cu約15g/L及びCl約12g/Lを含んでいる。酸は、H2SO4(通常93%)を構成する状態で添加される。加圧酸化工程12からの生成物溶液21は、また、Cu約15g/L及びCl約11〜12g/Lを含むが、約pH3である。酸は塩基性銅塩の形成のために加圧酸化工程12で全て消費されるので、生成物溶液21には全く残っていない。
上述のように、加圧酸化工程12への液体供給物25は、H2SO4が添加されているリサイクルされた濾過液で部分的に構成されている。濾過液に対する酸の添加の直接の効果は、加圧酸化工程12のオートクレーブに供給される濾過液の酸性度を増加することであるが、驚くべきことには、最も重要な効果は、酸またはより特定的には硫酸イオンの添加が加圧酸化工程12で精鉱から生じる硫黄の酸化を実際に抑制することであることがわかっている。
典型的には、もし酸が全く添加されないならば経験される硫黄の酸化は、米国特許第4,039,406号に記載された方法の場合と同様に、精鉱中の供給された硫黄の約25〜30%である。しかしながら、もし酸が添加されるならば、硫酸塩への硫黄の酸化は約5〜10%に低減されることがわかっている。この改良は湿式冶金的抽出方法において実質的に有益な効果を有する。硫酸塩への硫黄の酸化は、反応のために付加的な酸素が必要とされたり、酸化により形成される酸の中和に付加的な試薬が必要とされるというようないくつかの方法において、付加的なコストを生じ、非常に発熱的である硫酸塩への硫黄の酸化に起因する熱除去の準備がなされなければならない。これは、実際に加圧酸化工程12が行われるオートクレーブの処理量を限定する。
加圧酸化工程12での反応の化学は、次のように、酸の添加により選択されるべきであると信じられる。
酸添加無し
3CuFeS2+21/4O2+H2O→[CuSO4・2Cu(OH)2]+3/2Fe23+5S0 (1)
酸添加
3CuFeS2+15/4O2+H2O+H2SO4→CuSO4・2Cu(OH)2+3/2Fe23+6S0 (2)
両方の反応で、銅は、殆ど塩基性硫酸銅からなると理解される塩基性銅塩の状態で沈殿する。
第1の反応では塩基性硫酸銅の硫酸塩は、精鉱に含まれて送り込まれた硫黄の酸化により供給されることが明らかであり、一方第2の反応ではオートクレーブに添加された酸の硫酸イオンにより供給されるべきことが明らかであって、硫酸塩への硫黄の酸化の必要性を未然に回避する。このように、第2の反応では、塩基性銅塩の形成が、硫酸イオンの正味の消費量である。硫黄の酸化を抑制するために必要とされる硫酸の量は、精鉱の型及び精鉱中の固体のパーセンテージに依存し、経験的に約25〜75g/Lであることがわかっている。
実際の試験業務において、硫黄の酸化はどちらかの反応により予測されるよりも多い。第1の反応は6分の1または16.7%の硫黄が酸化されることを予測し、一方、経験的には約25〜30%が見いだされる。酸添加により、実験結果は、もし前記第2の反応が起きている唯一の反応であれば予測されるゼロ酸化よりも、むしろ約2〜16%の硫黄が硫酸塩に酸化されていることを示す。従って、これらの反応式は加圧浸出工程12で起きていることを正確に反映してはおらず、ひとつの近似に過ぎない。
塩化物は加圧酸化回路23で可能な限り多量に維持されるが、典型的には、約3〜10%の塩化物が濾過24で固体生成物中に透過して失われる。従って、塩化物はHClまたは他の塩化物源の添加により供給溶液25中に12g/Lの塩化物を提供する様になされなければならない。塩化物のロスは、濾過24で加圧酸化工程12からの固体を徹底的に洗浄することによって最少にされる。洗浄水の量は、加圧酸化回路23での水バランスの維持の要求により制約を加えられる。回路23からの水のロスは、フラッシュ工程22からの流れ29中及び濾過24のあとの濾過ケーキ中のものに過ぎない。従って、粉砕工程30で精鉱をスラリーにするために流出処理28からリサイクルされた溶液を使用することの必要性が、精鉱から加圧酸化工程12に持ち込まれる新鮮な水を最少にする。もし硫酸銅の形成を許す溶液中に不十分なCuが存在しているならば発生することができる固体の塩基性塩化銅CuCl2・3Cu(OH)2の状態での塩化物のロスを無効にするために、加圧酸化工程12からの生成物溶液21中に少なくともCu15g/Lを維持することが有利であることがわかっている。
4CuCl2+6H2O→CuCl2・3Cu(OH)2+6HCl (3)
この反応は、Clの化学量論的要求量をCuCl2として満足するために、少なくとも溶液中に十分なCuを維持するために、加圧酸化工程12の間にオートクレーブ中に十分な酸を添加することにより無効にすることができる。溶液中の12g/LのClのために、化学量論的量のCuは、
Figure 0004180655
である。
このように、15g/Lの銅は塩基性銅塩の状態でのかなり大きな塩化物のロスを妨げるために安全な最少量である。
他方、加圧酸化工程12からの生成物溶液21中の銅の濃度は、水溶性硫酸銅との分子状硫黄の反応によるCuSの形成を無効にするためにできるだけ低く維持されるべきである。この反応は、加圧酸化工程12の間に、またはオートクレーブから排出された後で濾過工程24より前のスラリー中で起きる。
3CuSO4(aq)+4S0+H2O→3CuS(s)+4H2SO4 (4)
この反応は、CuSが大気下浸出工程14の薄い酸の状態下でも不溶であるので、特に望ましくない。従って、銅は回収されず、最終的な残留物に対する銅のロスをもたらす。
CuSの形成を無効にするために、生成物溶液中の銅の濃度をできるだけ低く、すなわち精鉱について30g/L以下に維持することが必要である。CuS形成の傾向は、中級乃至高級精鉱はよりCuS形成を受け易いというように、明らかに処理される精鉱の型に関係している。従って、生成物溶液21中の高い銅濃度は、低級精鉱には問題がないにもかかわらず、高級精鉱により許容されることはできない。
今日までに知られているように、高級精鉱、すなわち銅35%以上のものは、生成物溶液21中の銅濃度をできるだけ低く、すなわち銅25g/L以下に生成するために、最もよく処理される。
加圧酸化回路23で溶液中に少なくとも15g/Lの銅を維持するために与えられた必要性は、高級精鉱のために15〜25g/Lの銅濃度の最適範囲である。中級精鉱では、上限は著しく拡大することができ、低級鉱石では銅濃度は重要な役割を演じない。
加圧酸化濾過液29の銅濃度は、単に、必要とされる量の酸を加圧酸化工程12への供給溶液25に添加することにより制御することができる。より以上の酸は、塩基性硫酸銅の溶解により高い銅濃度をもたらす。
CuSO4・2Cu(OH)2(s)+H2SO4→3CuSO4(aq)+4H2O (5)
約1g/Lの酸の添加は、約1g/Lの銅濃度の増加をもたらす。必要とされる酸の実際の濃度は、加圧酸化工程12への供給溶液25の分析物と、Δ[Cu2+]=0を満足させる加圧酸化工程12からの生成物溶液21とを比較することにより経験的に決定される。しかし、回路23内の溶液の体積は熱バランスにより決定される。
加圧酸化工程12への銅精鉱スラリーの供給における固体重量のパーセンテージは、所望により変えることができる。加圧酸化工程12に供給される精鉱固体の重量は、回収されるべき銅の量により決定される。溶液の重量は、主に加圧酸化工程12内の熱バランスにより決定される。
加圧酸化工程12での望ましい操作温度は約150℃であり、熱はオートクレーブ内での硫化金属の高圧酸素との反応熱により、多くが供給されるべきである。現在記述されているモードAの方法により処理されるような高級精鉱について、これは、比較的低いS/Cu比と、オートクレーブ内で処理される銅のトン当たりの少ない熱生成とを意味する。生成される熱の大部分は、銅のみならず精鉱中の他の2つの主要元素である鉄及び硫黄の酸化によるものである。もし、精鉱の等級が高いならば、S/Cu及びFe/Cuの比は低く、この故に熱生成が低くなる。
水は加圧酸化工程12での主要な熱シンクであるので、濾過24の後でリサイクルされる加圧酸化濾過液29に典型的である約50℃の出発温度から80℃までの操作温度に到達するために、加熱されるべき水の量を制御することが必要である。加熱または冷却コイルによるような間接的手段によりオートクレーブの内側でスラリーを冷却または加熱することは、全表面、特に熱交換器における熱交換特性を非常に乏しくする急速なスケールの形成により実用的でない。蒸気または水の注入による直接加熱または冷却はまた、水バランスを考慮することにより実用的でない。従って、熱バランスは、供給物質、すなわちリサイクルされる供給溶液25及び精鉱スラリーの熱容量により、反応熱からの熱生成を平衡させることにより維持されることが必要とされる。ここで制御されることができる主要変数は、供給溶液25の体積である。これはモードAとBとを区別する特徴の一つである。まだ説明されていないが、モードBの方法では、銅生成物のトン当たりの熱として表現される熱放出はとても大きい。従って、加圧酸化工程12への供給25に多くの溶液体積を使用することが可能である。
一旦溶液体積が適合させられると、酸の総量がΔ[Cu2+]=0を維持するための必要性により決定されるので、溶液の酸性度を決定することができる。典型的には、高級精鉱のために、約35〜55g/Lの酸が必要とされる。
加圧酸化工程12の間にオートクレーブ内で液体の分子状硫黄(S0)の物理的化学的性質を変える小濃度のある種の界面活性剤を添加することは有益であることがわかっている。加圧酸化供給溶液25に少量、すなわち0.1〜3g/L添加されるルグニンスルフォン酸及びケブラコのような界面活性剤は、液体硫黄の粘度を低減し、またオートクレーブ内の化学を変えることができる。
界面活性剤の添加は、よく判らないが本方法に有利な方法で硫黄の酸化を低減することができる。このことは低い粘度によるもので、これは液体の硫黄及び固体がオートクレーブ中に維持される傾向を低減し、従ってこれらの物質の保持時間を低減し、また硫黄の酸化が起こる傾向を低減すると信じられる。
また、もし界面活性剤が添加されるならば、明らかに、反応しない硫化鉱物を「加湿」しない低粘度の硫黄により銅鉱物のより完全な反応が行われ、従って所望の反応を完全に進ませることがわかっている。
加圧酸化供給25にどのように硫酸を添加するかを記述する反応(5)は、加圧酸化濾過液29内の銅濃度を制御するだろう。黄銅鉱の鉱石に加えられた硫酸による加圧酸化の全反応は、上述の反応(2)で与えられる。
同様の反応は、H2SO4の代わりに硫化物イオン源としてCuSO4を用いて書くことができる。
3CuFeS2+15/4O2+3H2O+3/2CuSO4→3/2CuSO4・2Cu(OH)2+3/2Fe23+6S0 (6)
反応(2)の硫酸1モルに比較して、反応(6)で硫酸銅として必要とされる硫酸塩が3/2モルであることは注目に値する。従って、もしCuSO4が硫酸に代わる硫酸イオン源として使用されるならば、CuSO4を1.5倍モル用いることが必要である。説明の中にこれを取り込むために、本発明は、「過剰硫酸塩当量」という概念を創り出した。「過剰硫酸塩当量」は、目標銅濃度を達成し、さらに反応(6)を説明に取り込むために加圧酸化供給溶液25にどのくらいの量の酸を加えるかを計算できるようにする。
説明に反応(6)を取り込むことにより、加圧酸化濾過液29内の銅濃度を一定にするために必要とされる酸の量を「先験的に(a priori)」計算することが可能である。「過剰硫酸塩当量」の概念は有用である。
「過剰硫酸塩当量」は、加圧酸化工程12の間に塩基性硫酸銅を形成するために加圧酸化供給溶液25内で手に入れることができる硫酸塩に等しい。手に入れることができる硫酸塩は、CuSO4及びCuCl2の定義された下限を上回っている。
CuSO4及びCuCl2の下限は、溶液中にCuCl2の状態で12g/Lの塩化物を支持し、さらにCuSO4として約4.3g/LのCuを支持するのに十分である。溶液中の塩化物12g/Lに対応するCuCl2の濃度は、134.5/71*12=22.7g/LのCuCl2であり、溶液中にCu10.7g/Lを含む。そこで、付加的な銅4.3g/Lは下限においてCuCl2及びCuSO4として結合されたCu15g/Lの合計を意味する。
手に入れることができる硫酸塩は、CuSO4としての全硫酸塩から下限値を引いたものである。例えば、もし、全銅濃度が加圧酸化濾過液29内で28g/Lであれば、手に入れることができる硫酸塩は、CuSO4から手に入れることができる硫酸塩として、28−15=13g/LCu*98/63.5=20g/LのH2SO4である。
そこで、「過剰硫酸塩当量」(ESE)は、CuSO4から手に入れることができる硫酸塩を1.5で除することにより計算される。
ESE={CuSO4として手に入れることができる硫酸塩}/1.5
従って、全銅濃度が28g/LまたはCuSO4から手に入れることができる硫酸塩が20g/Lである例では、CuSO4からのESEは20/1.5=13.5g/Lである。
最終的に、もし目標の遊離の酸当量が加圧酸化供給溶液中のH2SO4約52g/Lであれば、必要とされる酸の量は52引くESE(13.3g/L)またはH2SO438.7g/Lである。これは、加圧酸化濾過液29中の銅濃度を一定に、すなわち下限のCu15g/Lとするために、加圧酸化工程12への供給溶液25に加えられなければならない量である。
他の反応は、H2SO4に代わる硫酸イオン源としてFe2(SO43及びZnSO4を用いて書くことができる。ZnSO4の場合には、亜鉛は塩基性硫酸銅に似たZnの塩基性塩である塩基性硫酸亜鉛ZnSO4・3Zn(OH)2に加水分解すると推定される。これらの反応は、反応(7)及び(8)として下記に与えられる。
3CuFeS2+15/4O2+2H2O+1/3Fe2(SO43→CuSO4・2Cu(OH)2+11/6Fe23+6S0 (7)
3CuFeS2+15/4O2+13/3H2O+4/3ZnSO4→CuSO4・2Cu(OH)2+6S0+Fe23+{ZnSO4・3Zn(OH)2・4H2O} (8)
濾過24のあとの加圧酸化工程12からの固体は、第1の浸出工程16からの酸性で塩基性硫酸銅を溶かすための不溶解物を用いて約pH1.5〜pH2.0で大気下浸出工程14で処理される。浸出14は、約40℃の温度、約15〜60分の保持時間で行われる。固体のパーセンテージは、典型的には約5〜15%または約50〜170g/Lであるが、この範囲外でも本方法の操作を行うことが可能である。
大気下浸出工程14の間に塩基性硫酸銅は、溶液の中に行く精鉱中に極くわずかに存在する鉄により、ほとんど完全に溶解される。
典型的には、液/固分離34のあとで生成される浸出液33は0.1〜1.0g/Lの鉄及び0.1〜1.0g/Lの塩化物と一緒に浸出14に供給される固体のパーセンテージに依存する約10〜20g/LのCuを含む。この鉄及び塩化物の多くは、加圧酸化からの、すなわちリサイクルされた固体よりも、むしろ供給された不溶解物37から抽出される。典型的には、0.1〜2.0g/Lの鉄及び塩化物が通過物に溶けている。
銅抽出は、加圧浸出工程12へのもともとの供給の約95〜98%であることがわかっている。溶液に対する鉄抽出物は、約1%以下であることがわかっている。
大気下浸出工程14からのスラリー31は、不可能ではないにしても濾過することがむつかしいが、よく処理される。浸出固体を非常に徹底的に洗うことを必要とする観点で、スラリー31は、図1に象徴的に液/固分離34として示される反流傾瀉(CCD)洗浄回路に圧送される。CCD回路34において、固体は反対方向に加えられる水と一緒に一連のシックナー群に供給される。この方法により、固体が洗浄され、飛沫同伴する液体が取り除かれる。約3〜5のシックナー(図示せず)が、最終的残留物内の銅が100ppm以下に至るまで飛沫同伴液体を低減するために、約5〜7の洗浄比(固体に対する水)に対して必要とされる。
最後のシックナーからの底流は、固形分約50%で最終的残留物流れ35である。これは、金及び銀のような貴金属を回収するために処理されるか、テーリングに送ることができる。貴金属は、シアン化物処理等の公知の方法により回収されてよい。流れ35の主要成分は、もし市場状態が許すならば、浮遊選鉱により回収されるかもしれない赤鉄鉱及び分子状硫黄である。
最初のシックナーからの溢流は、図示の第1の溶媒抽出工程16に供給される生成物溶液33である。この溶液は、Cu約12g/L、Cl1g/L及びFe0.5g/Lを含む。
最適条件の銅濃度は、溶液33から最大の銅を抽出するために、溶媒抽出工程16の能力により決定される。溶媒抽出工程16からの不溶解物の約3分の1の部分は偶発的に中和されるので、この不溶解物の銅の含有量を最少にすることは重要である。
濃縮された銅溶液は抽出効率を低くする傾向がある不溶解物中の酸濃度を高くするという事実により、溶媒抽出は希薄銅溶液について最善に行われる。しかし、より濃縮された溶液は体積がより少ないので、資本の点から処理するために安価である。しかし、上述のある点で、増大された濃度は溶媒抽出部の大きさを低減しない。それは、(i)最大の有機物の負荷が存在し、(ii)水溶液リサイクルによる攪拌目的のために、一般に水溶液の体積が有機物の体積と等しく保持されるためである。従って、有機抽出剤及び水溶液の全体積は、有機抽出剤の体積によってのみ決定される。最大の有機物の負荷及びこれ故の有機物の体積は、選択された特定の有機溶媒の濃度及び特性によって決定される。典型的な溶媒、例えばヘンケルコーポレーションのLIX(商標)試薬について、希釈剤中の40%体積濃度で、通過物あたりの最大の負荷はCu約12g/Lである。従って、生成物溶液33はまたCu約12g/Lを含む。
銅は、不溶解物37を生成するために、第1の溶媒抽出工程16の2つの抽出の工程で、遊離の酸約20g/L及びCu約0.3〜1g/Lにより、CCDのシックナー溢流の生成物溶液33から抽出される。不溶解物37の大部分は大気下浸出工程14にリサイクルされるが、約25〜30%が大気下浸出工程14の酸要求量に対する余りであり、中和されなければならない。この余り121は、36で示されるように分解され、中和される。
中和は、銅の回収量を最大にし、考え得る環境問題を阻止するために、銅の含有量すなわち中和で沈殿し、あとで例えばテーリング池中で再溶解することができる不溶解物37からの回収されない銅の含有量に起因する中和残留物により、2つの工程で達成される。
第1の工程の中和は38で示す様にpH2〜pH3で行われ、石灰に比較して試薬として非常に経済的である石灰岩を用いる。中和生成物は40で濾過され、得られた固体は外部供給源45からの水で洗浄される。主に石膏及び水酸化鉄である前記固体は41で示されるように処分される。
濾過液39は、残された銅成分の回収のために、第2の溶媒抽出工程18に送られる。第2の溶媒抽出18は第1の中和38から利益を受け、典型的にはCu約0.03〜0.06g/Lという非常に低い第2の不溶解物43中の銅濃度をもたらす。
図1に破線で示す様に、第2の溶媒抽出工程18は第1の溶媒抽出回路16と同一の有機抽出剤を用いる。これはまた、加圧酸化濾過液流出26の溶媒抽出27に連結される。外部供給源45からの洗浄水122により42で洗浄され、44でストリッピングされる有機抽出剤は、第1の抽出工程を通過して、第2の溶媒抽出工程18にリサイクルされる。ストリッピングされた有機物125は、溶媒抽出27にその一部を通過させるように分割される。溶媒抽出27からの不溶解物は、洗浄42の前に溶媒抽出16からの負荷有機物123に加えられる。洗浄42からの洗浄水47は、濾過24に供給される洗浄水として提供するために、加圧酸化濾過24に通過させられる。得られた洗浄濾過液は加圧酸化濾過液29に加えられ、溶媒抽出洗浄水(47)からの銅及び塩化物の含有量を回収する。
第2の溶媒抽出工程18からの不溶解物43は、第2の中和工程46で再び中和され、このときpH10であり、48で全ての溶解している重金属を除去するために濾過され、最終的浸出残留物35を洗浄するためにCCD回路34で洗浄水として用いられる溶液51を生成する。濾過装置48からの固体残留物は、53で示される様に処分される。
負荷が与えられ、洗浄された有機物の44でのストリッピングは、純粋な硫酸銅溶液または通常の方法による電解抽出のために電解抽出工程20に通される充満された電解液57を得るために、使用済みの酸または電解抽出工程20からの電解液55により達成される。
工程中の全溶液の流れはリサイクルされ、工程から流出する溶液は全くない。固体残留物のみが工程から処分される。
モードBの方法
図2は、モードBのフローチャートである。図1の前記態様の構成と対応する本方法の各工程を示すために同一の参照数字が用いられる。例えば、加圧酸化工程は12で、14で大気下浸出工程を、20で電解抽出工程を、22でフラッシュ槽を、24で加圧酸化濾過を、参照数字28で加圧酸化濾過液29の流出処理を、参照数字30で粉砕工程を、そして参照数字34でCCD洗浄回路を再び示す。
本方法のこのモードでは、加圧酸化12は、酸化することと、供給された精鉱中に含有される大部分の銅を溶液中に浸出することとの両方が行われる。典型的には、銅の約85〜90%が溶液中に浸出され、約10〜15%が塩基性硫酸銅として残留物に残されるに過ぎない。
オートクレーブ内の加圧酸化工程12の状態は、固体のパーセンテージが低く、すなわち150〜225g/Lであることを除いて、モードAの方法と同様である。
本方法のこのモードでは、Δ[Cu2+]は典型的にはCu30〜40g/Lであり、すなわち銅濃度は加圧酸化工程12からの生成物溶液21よりも大きい。加圧酸化工程12に対する供給溶液25は、典型的にはCu10〜15g/L及びCl12g/Lを、硫酸約20〜30g/Lと共に含む。
このモードでは、図1の態様の場合にそうであったように、外部供給源から加圧酸化工程12に加えられる硫酸は全く無い。このモードでは、酸は工程内でのリサイクル、すなわち加圧酸化濾過液29のリサイクルにより得られる。加圧酸化工程12からの生成物溶液21は、約pH2〜2.5で、Cu約40〜50g/L及びCl11〜12g/Lを含む。
加圧酸化工程12から生成物溶液21中に浸出された銅は、溶液(85〜90%)と残留物(10〜15%)との間で、所望の銅の分配が得られる様に、制御されねばならない。この分配は、浸出残留物内に小さいが重要な量の塩基性硫酸銅の固体を生じる。塩基性硫酸銅は平衡試薬であるので、pHは塩基性硫酸銅の存在を示すために有益である。溶液中の硫酸銅濃度が大きいと、2〜2.5の範囲のpHが塩基性硫酸銅を示す。pH2以下ではほとんどすべての塩基性硫酸銅が溶解し、一方pH2.5以上では過剰の塩基性硫酸銅が形成され、不十分な銅が溶液21内に見いだされるものと信じられる。
制御の第1の方法は、加圧酸化工程12に対する供給溶液25内の酸の量である。今度は酸の度合いは、次に記述される加圧酸化濾過液29不溶解物の溶媒抽出からの不溶解物の中和の程度により制御される。通常、約25〜50%の酸が中和されなければならず、中和は必要とされる酸の量に依存する。
加圧酸化工程12の間に生成される酸の量は、一つの濃度と他の濃度との間や採用される条件によって変化する。もし、精鉱が加圧酸化工程12の間に大量の酸を生成するならば、供給溶液25は所望の結果を達成するために、より少ない酸を必要とするだろう。溶液21に向けられるべき(精鉱供給からの)最少の銅は約10%である。10%以下では加圧酸化濾過液29内の鉄の濃度が急速に増加するのに十分に低く、pHが落下する。普通、鉄は約10〜50ppmであるが、もしpHが2以下であって残留物中の塩基性硫酸銅が姿を消すと、鉄は明白に急速に1g/L以上に増加することができる。これは、水酸化鉄と同時に溶液から除去されるに過ぎないAs及びSbのようないくつかの不純元素が存在するので、望ましくない。従って、溶液内の鉄の欠如は、加圧酸化濾過液29内の不純物の含有量が低いことの良い保証となる。鉄はまた、それ自体、電解抽出回路20においてできるだけ避けなければならない不純物である。
しかし、溶液中の銅を最大にする他の要素もある。驚くべきことに、もし銅の濃度がもっと低ければ、ある種の精鉱は実際にもっと完全に浸出されることが見出された。これは上述の第2硫化銅の形成か、または高い銅濃度溶液中の原鉱石、黄銅鉱の酸化特性を低くするいくつかの他の現象によるか、どちらかと信じられる。加圧酸化工程12内の反応の間に生成する分子状硫黄は、反応されない黄銅鉱粒子を被覆し、あるいは実際にカプセルに包むことができ、試薬を利用する機会を遅らせる。これは、回収される銅を乏しくする。前記現象は、溶液中の高いCu水準により明らかに強められる。それは上述の様に界面活性剤の使用により克服でき、あるいは緩和することができる。前記問題は、いくつかの、特に他より高級な精鉱についてさらに厳しい。従って、これらの精鉱として、加圧酸化濾過液(すなわち約95%以上である)中の全面にわたって銅濃度を限定することが望まれる。これを行うために、銅の実質的比率を塩基性硫酸銅として、すなわち加圧酸化工程12からの固体残留物中に加圧酸化濾過液よりも多くすることが必要である。もし必要ならば、高率の銅の回収を得られるように銅の濃度を十分低く維持するために、典型的には20〜40%の銅が固体に対して報告されるだろう。
高級な精鉱は、溶液中の高率の銅により銅の回収が低くなるという問題を提示する。従って、銅の比率の増加は、等級が増大するような固体について報告されなければならない。3つの異なる精鉱による試験は、この関係を説明する。
Figure 0004180655
+/Cuモル比は、供給された酸中のH+及び供給精鉱中のCuに当てはまる。供給された酸中のH+は、たとえ酸が完全に解離されていない状態にあるとしても、酸の完全な解離により入手できるプロトンの全てであると受け取られる。表に示されるH+は、最良の結果を与えるために、経験により見いだされた最適レベルである。
高級精鉱である精鉱#1については、選択された方法はモードAであり、全ての銅が浸出液について報告され、Δ[Cu2+]=0である。H+/Cu比は、Δ[Cu2+]=0の所望の結果を与えるために経験により必要であるとされるものであることが明らかである。
中級精鉱である精鉱#2については、モードBが選択されるが、銅の実質的量に関しては、固体の塩基性硫酸銅に対して報告される。これは、全ての銅が溶液中に溶解しないようにするために十分低いH+/Cu比を保持することにより達成される。
低級精鉱である精鉱#3については、モードBが選択されるが、この場合H+/Cu比を十分に高く調整することにより、残留物に対して最少の量の銅が報告される。
加圧酸化工程12からの残留物は、H2SO43〜10g/Lで希酸である溶媒抽出16から戻る不溶解物37により14で浸出される。加圧酸化工程12からの銅の大部分は、加圧酸化濾過液29及び加圧酸化残留物の極く小さな分画に対して報告されるので、大気下浸出14から得られた浸出液31は、銅について全く希薄である。一方、これは溶媒抽出16からの希薄な不溶解物37を生成する。典型的には、大気下浸出液31はCu3〜7g/L及びFe0.2〜0.5g/Lである。
大気下浸出工程14から得られるスラリーは、モードAの場合と同様に、濾過することが難しい。しかし、良好な液/固分離及び洗浄は、前述と同様にCCD配列34の一連のシックナーを用いることにより達成することができる。洗浄水51は、46で示される様に、中和される溶媒抽出16からの不溶解物により供給される。これはモードAと同様である。大きな相違は、溶液33の低い濃度及び低減された体積だけである。
大気下浸出工程14により生成された溶液33は、溶媒抽出16に供される。加圧酸化工程12からの溶液29に含まれる銅は、溶媒抽出工程50に供される。従って、2つの溶媒抽出操作すなわち16及び50があり、溶液33及び29の2つの異なる流れがそれぞれ処理される。溶媒抽出操作を達成するために用いられる有機抽出剤が、溶媒抽出16及び50の両方に共通であることが、本発明に従う方法の特徴である。
図2に示す様に、通常のストリッピング操作44から来るストリッピングされた有機物125は、最初に、溶媒抽出回路16に導入される。溶媒抽出回路16は、水溶性供給流れ33内で最も低い銅濃度を有し、従って効率的になる負荷を与える際にできるだけ低くなる有機抽出剤を必要とする。
溶媒抽出16からの負荷有機物126は、溶媒抽出50に送られ、そこで高い銅濃度の溶液29に接触する。溶媒抽出50にとって高い抽出比を達成することは必要ではなく、この抽出からの不溶解物63は図示するように加圧酸化工程12にリサイクルされる。他方、溶媒抽出16からの不溶解物37は部分的にリサイクルされるだけであり、一部は回路から過剰の酸を除去するために、46で中和される。従って、溶媒抽出16から高率の銅の回収を達成することがより重要である。
溶媒抽出16からの不溶解物37は、モードAのように、中和46への約3分の1の121と、大気下浸出工程14にリサイクルされる約3分の2の120とに、36で分割される。モードAとの重要な相違は、溶媒抽出16からの不溶解物37は銅について十分低く、すなわち100ppm以下であって、モードAの場合のように中和46の前に第2の溶媒抽出工程を持つ必要がないということである。これは、低い銅濃度及び溶液の体積によるものであり、溶媒抽出16をより効率のよいものにする。
一連の2つの溶媒抽出操作16,50で生成された負荷有機物65は、42で示す様に、反流形式の2つの工程で、薄い酸性水溶液122により洗浄される。これは、第1に、飛沫同伴された水溶液を負荷有機物65から除去するためであり、特に、有機物が44でストリッピングされる前に塩化物の含有量を低減するためである。必要とされる洗浄水の量は、有機物の体積の約1〜3%である。結果として生成された洗浄溶液47は、加圧酸化工程12にリサイクルされる。
洗浄された有機物69は、純銅溶液または通常の方法による電解抽出のための充満された電解液57を供給するために、電解抽出工程20からの使用済みの電解液55により、44でストリッピングされる。
不溶解物63は、H+/Cuの必要とされるモル比により決定されるように、70で2つの部分72,74に分割される。部分72は加圧酸化工程12にリサイクルされる。部分74は、76で石灰岩によりpH2で中和され、78で濾過される。固体残留物は、80で示す様に洗浄され、処分される。濾過液82は、加圧酸化工程12に対する供給溶液25を形成するために部分72と一緒にリサイクルされる。
従って、本方法の新しい特徴は、2つの分離された水溶性の供給溶液から銅を抽出するために共通の有機物を用いることである。これは、低資本と溶媒抽出回路の操作費用とに、かなりの経済性を提供する。また、大気下浸出のCCD回路に多量の水の使用を許し、そうすることによって、最終残留物に対して良好な洗浄が達成されることができ、そんな希薄な溶液からもまだ銅を回収することができる。
加圧酸化工程12で起きる硫黄の酸化の程度は、加圧酸化工程12の条件と同様に、処理される精鉱の等級や鉱物学等の精鉱の型に高度に依存している。ある種の精鉱は、かなり高い硫黄の酸化、すなわち精鉱中の硫黄の硫酸塩への酸化を示し、この効果は特にCuが約28重量%以下の低級精鉱に示される。本発明者は、この変形例の重要性は銅の等級それ自体にはそれほど大きくなく、精鉱中の銅/硫黄比にあることを見出した。銅精鉱中の主要不純元素は、銅鉱石が通常、他の鉱石、特に黄鉄鉱FeS2または磁硫鉄鉱FeSと一緒に黄銅鉱を構成しているという事実により、鉄及び硫黄である。
モードBの方法は、低級精鉱が故意に90%の銅を溶解し、塩基性硫酸銅の形成を最少にするように用いられるときに、加圧酸化工程12で過剰の硫黄の酸化の問題を処理する。黄銅鉱の反応は、
CuFeS2+5/4O2+H2SO4→CuSO4+1/2Fe23+2S0+H2O (6)
である。
加圧酸化工程12からの濾過液29は、このように高い水準の硫酸銅及び塩化銅を含み、これは電解抽出工程20に向けて純硫酸銅溶液を生成するために溶媒抽出工程50で処理される。
図3を参照して、銅に加えて亜鉛の抽出のための湿式冶金的方法が示される。前記態様の構成と対応する本工程の各工程を示すために同一の参照数字が用いられる。
精鉱は、前記態様の場合のように、30で再粉砕される。
亜鉛−銅混合精鉱の加圧酸化は、図2のように銅のみを含む精鉱のためのものと同様の形式で実施される。
亜鉛は、銅が酸化されるよりも容易にまたはより容易に酸化され、加圧酸化残留物に対立するものとして、浸出液29に関して報告されそうである。これは、亜鉛が、銅が加水分解されるより、塩基性硫酸亜鉛のように、より容易に加水分解されにくいこと、すなわち高いpHであることによる。
銅または亜鉛の回収は、高級銅精鉱に見出されたように、明らかに、高級溶液の状態により妨害されない。従って、加圧酸化濾過液29について報告する銅及び亜鉛の大部分を有することが可能であり、すなわちモードBの方法と同様である。硫黄の酸化度は低いので、加圧酸化工程12内で生み出される酸の量は低い。従って、高いH+/Cu比を得るために、鉱物の中和により溶媒抽出工程12からの酸の実質的に全てをリサイクルすることが必要である。供給される酸は、Cu10g/L、Zn5g/L及びCl12g/Lについて、75g/LのH2SO4と同じ高さであってよい。
加圧酸化濾過液29は、供給精鉱の組成に依存する実質的な濃度で、亜鉛と銅との両方を含む。Cu20%及びZn5%の濃度として、加圧酸化濾過液29はおよそCu50g/L、Zn15g/L及びCl12g/Lを含んでよい。
加圧酸化残留物は、図示のように、溶媒抽出16からの不溶解物37を用いる同じ方法で14で浸出され、溶媒抽出回路に供給するためのCu−Zn混合溶液を生成する。亜鉛が最初に抽出され、次いで銅が抽出される。
銅精鉱のためのモードBの方法と同様に、溶媒抽出により処理される2つの水溶液の流れがある。加圧酸化濾過液29は高濃度のCu及びZnを含み、大気下浸出液33は両方の元素について希薄である。
上述の態様のためと同様に、溶媒抽出のための新規な装置の概略は、亜鉛の抽出のために続けられ、希薄な溶液がまず有機抽出剤に接触され、濃厚な水溶液がこれに続くことである。この場合に、亜鉛のための回路と、銅のための回路との2つの回路がある。
有機抽出剤の選択及びその2つの元素に対する親和性についての関係により、最初に銅を、続いて亜鉛を抽出することが可能である。出願人は、銅を超えて亜鉛に選択的に指向する第1の抽出剤としてDEHPA(ジエチル−ヘキシルリン酸)を用いることにより、思いどおりの結果を得ることができることを見出した。従って、第1の抽出剤100は希薄溶液33のためであり、第2の抽出剤102は加圧酸化工程12からの濃厚溶液29のためである、2つのDEHPA抽出剤100及び102が亜鉛を回収し、溶液中に大量の銅を残すことを行う。
DEHPAによる亜鉛の抽出は、高濃度の酸の存在下での貧抽出能により妨害される。実際に、これは抽出が約pH1.4またはH2SO4約7〜10g/Lで停止することを意味する。この問題を処理するために、pH2での中間工程の中和104は、亜鉛の溶媒抽出を含んでいる。このように、亜鉛の溶媒抽出は、2つの工程、すなわち工程102と、間に中和104をはさむ工程103との両方で生じる。各工程102,103は、結果として生じる酸の不溶解物中の濃度により停止されるまえに、5〜7g/Lの亜鉛を抽出するに過ぎないだろう。中間工程の中和104を用いることにより、亜鉛抽出の全量は亜鉛10g/Lかそれ以上に増加させることができる。第1の抽出工程102からの不溶解物97は、98で濾別されて廃棄される石膏の固体を生成するために、安価な石灰岩(CaCO3)により、104で約pH2〜2.5に中和される。次に、濾過液99は、第2の溶媒抽出工程103に供給される。第2の工程に対する供給は、典型的には、pH2〜2.5でZn10g/L及びCu50g/Lである。抽出後、第2の不溶解物124は、典型的にはZn5g/L、Cu50g/L及び酸8g/Lである。
溶媒抽出回路16について、亜鉛濃度は、問題が存しないために十分なほど低い。
加圧酸化濾過液29の最適な亜鉛の含有量は、概ね、亜鉛を抽出するための亜鉛溶媒抽出回路の能力により決定される。亜鉛は市販の抽出剤(例えばDEHPA)により全く少ししか抽出されないという事実により、不溶解物中に成長する酸により反応が停止される前に抽出することができるのは亜鉛5〜7g/Lが最大である。さらに抽出するには、酸の中和を必要とする。中間工程の中和によりもっと高い水準の亜鉛を抽出することが可能であるが、中間工程の中和は回路から、硫黄の酸化または加圧酸化工程に対する新鮮な酸の添加で置換されるべき硫酸塩を除去する。
一つの中間中和工程は、硫黄バランスと両立できそうであり、従って、加圧酸化濾過液29中の亜鉛濃度からリサイクルされた不溶解物72中の亜鉛濃度を引いた約10g/Lに、Δ[Zn2+]を保持することが好ましい。従って、もし、溶媒抽出から不溶解物72としてリサイクルされた、加圧酸化に対して供給される酸がZn5g/Lを含むならば、加圧酸化から生成する濾過液29は、Zn約15g/Lを含む。このΔ[Zn]に対する限定は、Cuに比較してZnのための方法を区別する。Cuの溶媒抽出の大きな抽出能力は、Cuの良好な抽出が、Znについては約7〜10g/Lに過ぎないことと比較して、不溶解物中のH2SO475g/Lまでの高水準の酸により達成することができるということを意味する。従って、CuはCu50g/Lの供給流れから抽出することができる。
抽出後、Zn(DEHPA)回路からの負荷有機物106は、Znに指向されるDEHPA抽出剤の不完全な選択性及び単純に濃厚なCu溶液の飛沫同伴の結果として、いくらかのCuを含む。典型的には、Znの溶媒抽出からの負荷有機物106中のZn/Cuの比は約150〜300:1である。もし、除去されないならば、溶媒ストリッピング114の間に全てのCuがZnに伴ってストリッピングされ、Znの電解抽出118に供給されるZnの充満された電解液120内にストリッピングされる。Znの電解抽出は、もし合理的な電流効果で思いどおりの(純粋な)Zn陰極を生成させるならば、非常に純粋な充満された電解液を必要とする。Zn/Cu比は、充満された電解液中で約100000:1でなければならない。従って、負荷有機物106から、または後で電解抽出の前に充満された電解液から、ほとんど全てのCuを除去することが必須である。負荷有機物106を精製することは容易である。
このCuを除去するために、いくつかの、例えば3〜10、典型的には5の洗浄あるいは処理工程106が必要である。洗浄は薄い酸性の硫酸亜鉛水溶液で行われる。洗浄工程は一連に、すなわち第1の洗浄工程から出る処理された有機物が第2の洗浄工程に流れ込み、そして有機物が最後の工程を出るまでに他の全ての工程を通るように配置される。亜鉛は銅と一緒に洗浄されるので、添加される洗浄水の量を最少にすることが必要であり、その代わりに反流形式に配置されたいくつかの洗浄工程が使用される。
結果として生成された洗浄溶液110は、鉱物中の銅及び亜鉛金属の回収のための大気下浸出回路にリサイクルされる。
洗浄後、DEHPA抽出からの有機物流れ112は、亜鉛電解抽出回路118からの使用済みの電解液116によるストリッピング114にすぐに使える。これは、高電流効率で亜鉛を電解抽出する充満された電解液120を生成する。
ストリッピング114の後で、溶媒抽出100に対する抽出剤のリサイクルの前に鉄の除去のために、抽出溶媒は131でさらにストリッピングされる。ストリッピング131は、加圧酸化工程に導入される溶液133を作るHClを生み出す。
DEHPAによる亜鉛抽出からの不溶解物122,124は、各個に溶媒抽出16及び50で、LIX(商標)のような選択的銅抽出剤によりそれぞれ抽出される。
2つの回路16,50の設計は、まず溶媒抽出16で、次いで溶媒抽出50で通常の有機物を使用するモードBの方法と同様である。負荷有機物は洗浄され、前述の様に42及び44で示されるように、それぞれストリッピングされる。
溶媒抽出50の回路における中和の必要条件は、先の亜鉛回路での中和より、低くなっていると理解される。
LIX(商標)抽出からの不溶解物は、前述の様に、加圧酸化工程12及び大気下浸出工程14にそれぞれリサイクルされる。
図4を参照して、銅に加えてニッケルの回収のための湿式冶金的抽出方法が示される。
前記態様の構成と対応する本工程の各工程を示すために同一の参照数字が用いられる。
ニッケル−銅精鉱について、本方法は、市販の溶媒抽出試薬は全て銅よりもニッケルに対する選択性が低いことを除いて、亜鉛に非常によく似ている。従って、ニッケルの溶媒抽出回路130,132の両方は個々の銅の溶媒抽出回路16,50のあとにそれぞれ配置される。
溶媒抽出132からの負荷ニッケル抽出剤135は、洗浄137に供され、次に溶媒抽出130にリサイクルされる前に139でストリッピングされる。ストリッピング139は、ニッケルの電解抽出140からの使用済みの電解液により行われる。
さらに、ニッケル抽出は、それぞれ134及び136で示す様に、例えばアンモニアにより元通りに中和することが必要とされるほど、十分に弱い。アンモニアは、例えば石灰沸騰工程138によりそれぞれの不溶解物から回収され、リサイクルされなければならない。
モードBの方法により適応させることができる硫黄酸化の量には、限界があることがわかっている。たとえ、供給物に全く酸が加えられないとしても、もし硫黄酸化が十分に高度で、加圧酸化の間に十分な酸が生成されるならば、酸性不溶解物の形のように、加圧酸化後に余分の酸が残される。この状況では、精鉱中の全ての銅が溶解された硫酸銅に変換されるばかりでなく、精鉱中の鉄の幾分かが余分の酸により、例えば硫酸鉄として可溶化される。
精鉱中の鉄は、溶液にではなく、安定な赤鉄鉱、Fe23として加圧酸化残留物に報告されることが好ましく、銅と分離されなければならない。典型的な精鉱は、少なくとも1:1のFe:Cu比を有し、従って、早い工程での効率的で完全な鉄の除去は、その方法の重要な局面である。砒素、アンチモン等のような他の不純物はまた、共吸着または沈殿のメカニズムにより鉄と共に除去される。
しかし、いくつかの精鉱は、加圧酸化の酸消費容量が上回り、モードB状態の方法の下でさえ幾分かの鉄が溶液中に浸出されるような多くの硫黄の酸化(酸生成)を示すことがわかっている。その精鉱は、典型的には0.05g/LのFeを含む低濃度の鉄溶液を生成する方法の目的になる。試験されたいくつかの精鉱は、1.0から12.0g/LのFeを含む加圧酸化溶液を生成した。同様に加圧酸化溶液のpHは、通常、1g/L以下の遊離酸に対応する2.0から3.5の範囲にあるように目標設定されるが、試験された精鉱は1から15g/Lの遊離酸に対応する1.2から2.0の範囲のpHの加圧酸化溶液を生成した。
従って、本方法のさらなる態様が開発され、「モードC」精鉱と名付けられた上述の精鉱を処理するために「モードCの方法」と名付けられた。モードCの方法は、次に説明される。
モードCの方法
硫黄の酸化、従って酸生成に向けられる強い傾向を示すモードC精鉱は、高いS:Cu比、より一般的にはS:M比を備えるものであり、MはCu,Zn,Ni,Co,Pb等であってFeを含まない様な、酸を消費しない塩基性金属である。
ニッケルまたはニッケル/銅精鉱は、しばしば2:1またはより高いS:M比を備え、しばしば低級であるので、しばしばモードCであるだろう。もし高い黄鉄鉱含有量のゆえに低級であるならば、いくらかの銅または銅/金精鉱もまた、モードCである。いくらかの銅/亜鉛精鉱もまた黄鉄鉱において高度であるので同様にモードCタイプであることがわかっている。
一般的に、黄鉄鉱(FeS2)含有量とモードCタイプの挙動に向かう傾向との間には相関がある。しかしながら、全ての黄鉄鉱が同一の方法で反応するのではないので、この傾向にはまた例外がある。いくつかの黄鉄鉱は他よりもより速やかに硫黄を酸化する。それに対して、ピロタイト(Fe78)または鉄−亜鉛鉱物である閃亜鉛鉱(Zn,Fe)Sは、より少ない硫黄の酸化をもたらすことが明らかであり、モードAの方法の挙動を示す。
モードCの方法は、2つのキーになる特徴を備え、本質的にモードBの特殊な場合である。
第1に、全不溶解物63(図2)は、この流れを加圧酸化12に戻す前に中和される。すなわち、一部は中和され、他の部分は中和を迂回するというような不溶解物の分割は全くない。
第2に、(浸出残留物の濾過の前に)加圧酸化スラリーは、余分の酸を中和するために割り増し分の中和である加圧酸化中和に供され、このとき溶液中のFeを沈殿する。加圧酸化中和は加圧酸化と同等に高温で行われ、スラリーはオートクレーブから排出する。最も好都合な機会は、大気圧に引き下げられるフラッシュの後、調整槽内で、スラリーが溶液の沸点、すなわち約100℃かその近くであるときである。
この目的、加圧酸化スラリー中の余分の酸を中和するために、石灰岩が用いられ、この結果、pHが3以下になる。同時に、Fe3+状態で存在する溶解されたFeが、存在するであろうAsまたはSbを伴って沈殿させられる。
これらの反応の主要生成物は、石膏及び水酸化鉄または塩基性塩を沈殿させる。加圧酸化中和は濾過の前に行われるので、これらの固体は加圧酸化スラリー中にすでに存在する浸出残留物に混合される。加圧酸化スラリーは、主に、分子状硫黄、赤鉄鉱、未反応硫化物(黄鉄鉱)、及び脈石鉱物(加圧酸化により大きく変化されない石英、長石等)を含む。この混合物は、何ら付加的な濾過工程が要求されず、他の場合であればフィルターを不完全にする傾向のある加圧酸化中和の生成物の濾過で何ら他の固体助剤が要求されないので有利である。
pH3である結果として得られるスラリーは濾過され、濾過ケーキは実用上と同程度に飛沫同伴する溶液(Cu,Cl)を除去するために、いつもそうするように注意深く洗浄される。濾過ケーキは、通常は約pH1.5〜1.8で沈殿した銅が浸出される大気圧下浸出に進み、結果として得られるものがCCD回路で徹底的に洗浄される。加圧酸化からの濾過液29は、前述のように中和76に行く不溶解物63を生成し、加圧酸化12にリサイクルされ、上に示すように不溶解物の分割70を除いて、溶媒抽出工程50でCuの除去のためにモードBの方法で処理される。このようにして、加圧酸化回路が完了する。
本発明に従う方法の重要な特徴は、次の様に要約することができる。
(i)硫化物精鉱中に含まれる全ての塩基性金属、例えば、鉄と同様に銅、ニッケル、亜鉛及びコバルトを完全に酸化し、
(ii)硫黄の硫酸塩への酸化を最小にし、分子状硫黄の生成を最大にし、
(iii)加圧酸化の間に酸化される金属を塩基性塩、例えば塩基性硫酸銅として沈殿させ、または、
(iv)加圧酸化の間に酸化される金属を硫酸化合物、例えば硫酸亜鉛または硫酸ニッケルとして可溶化する。
加圧酸化は、触媒される塩化物があるにも関わらず、強い塩化物溶液を用いない。塩化物溶液はそれぞれ塩化物塩として約11g/LのCuまたはZnを支持し、約12g/Lが必要とされるに過ぎない。もし、金属のより高級な精鉱が必要とされ、または生成されるならば、それは硫酸塩としてである。この様にして、加圧酸化溶液は、一般的に純粋な塩化物ではなく、硫酸塩及び塩化物塩の混合物である。
本発明に従う方法は、ニッケルを単独でまたは銅もしくはコバルトと組合せて含む精鉱の方法に用いることができる。同様に、銅−亜鉛精鉱が処理することができる。これは、塩化物の様なハロゲンの存在下における加圧酸化の間に、硫酸塩または硫酸の適切な使用により達成される。不十分な酸または硫酸塩は好ましくない硫黄酸化を増大させ、同様に金属の酸化とそれによる金属の回収を減少させる。過剰の酸は、加圧酸化スラリーからの鉄を可溶化し、酸または中和剤のコストに不必要な出費を生じる。
銅−ニッケル精鉱
本方法のフローチャートは、図5に示される。本方法は、3〜25%のCu及び3〜10%のNiを含み銅が優勢である精鉱を目的とする。一般的に、コバルトは10:1と30:1との間のNi:Co比で存在し、精鉱中の約0.1から0.8%のCoに対応する。
本方法は、本質的に上述のモードBの方法の変形であり、Cuは固体生成物よりもむしろ加圧酸化の間に溶液に対して主として報告される。酸は、Ni及びCuの両方を主として硫酸塩として可溶化できるようにするために、加圧酸化に供給されなければならない。典型的に、H2SO4として約20〜30g/Lの酸が加圧酸化供給溶液に添加される。加圧酸化に対する塩化物の添加は、銅精鉱のためと同様に、12g/LのClを維持するために十分である。温度、圧力等の条件はまた銅精鉱のためと同様である。CoはNiとともに可溶化する。
加圧酸化溶液は、最初にCuの溶媒抽出で処理され、実質的にCuの全てを除去し、次にニッケルが最初に80〜90℃に再加熱された後、石灰岩を用い、塩基性硫酸ニッケルとして沈殿される。Coは塩基性コバルト塩としてNiと共に沈殿される。
沈殿された塩基性硫酸ニッケル/コバルトは、Ni溶媒抽出からリサイクルされたアンモニア性溶液中に浸出される。結果として得られたNi/Co浸出液は、最初にCo除去のためにシアネックス(Cyanex)272、商標名、シアナミドインコーポレーテッド製ホスホン酸のようなCoのための試薬を用いる溶媒抽出により処理される。Co不溶解物は次にNi回収のために、他の溶媒抽出試薬、LIX84、商標名、ヘンケルコーポレーション製ヒドロキシオキシムにより処理される。
最後に、Ni不溶解物はNi/Co浸出にリサイクルされる。そこは、この場合でなければ回路に構成される硫酸アンモニウムを回収するための、この不溶解物の流出である。これは、塩基性硫酸ニッケル濾過ケーキ中に硫酸イオンを導入することによる。アンモニアは硫酸アンモニウム中にアンモニアのロスを作るように添加されなければならない。
ニッケル−銅精鉱
ニッケル−銅精鉱は、優勢な元素としてNiを有し、約8〜25%のNi及び3〜10%のCuを含む。本方法のフローチャートは図6に示される。加圧酸化における条件は、本質的に銅−ニッケル精鉱のためと同様である。図5との相違は、加圧酸化スラリーの処理にある。
これらの精鉱は一般的にモードAの方法で挙動し、Cuは主として加圧酸化後の固相に報告される。これは、スラリーが濾過される前に、加圧酸化スラリーにpHを約pH4に上げるために石灰岩を添加することにより達成される。これは、加圧酸化溶液中の過剰の酸を中和し、Feを沈殿させ、Cuを沈殿させる効果を持つ。
中和されたスラリーは濾過され、濾過ケーキは今度はCuの溶媒抽出による抽出のための浸出液を生成する「銅浸出」と名付けられる大気下浸出に送られる。
中和されたスラリーは、Ni/Co回収のために、銅−ニッケル精鉱のための沈殿及び溶媒抽出により処理される。
ニッケルラテライト鉱石
ニッケルラテライトは、硫化物がなされるように、浮遊選鉱により濃縮されないので、鉱石全体として処理されなければならない。典型的には、ニッケルラテライトは、1.5〜3.0%のNiと、0.1〜0.3%のCoとを、無視してよいCuと共に含む。重要な特徴は、実質的にFeの含有量と同等の20%以下のMgであることができるMgの含有量である。フローチャートは図7に示される。
本方法は、Cuの欠如が、中和及び濾過後の浸出残留物は、Cuとしての金属成分を無視できるものとして除くことができることを意味することを除いて、ニッケル−銅硫化物精鉱のための方法と同様である。加圧酸化に用いられる条件にはさらに重要な相違がある。温度及び圧力は225℃/450psigO2よりさらに高く、供給溶液中の遊離酸について100〜200g/Lの酸度よりさらに高い。塩化物含有量は、約12g/LのClと同量に留まる。浸出溶液中の塩化物はMgCl2またはHClとして供給される。
他の主要な相違は、Mg回収工程を必要とすることである。Mgは加圧酸化の間に殆ど定量的に溶液中に浸出され、典型的には1回の処理当たり40g/LのMgが結果として得られる。これは蒸留または例えばMgSO4としての結晶化により除去することができる。

Claims (27)

  1. 鉱石または精鉱中の硫化金属は、酸素と、ハロゲンイオン及び回収される金属の溶液を形成するための硫酸水素または硫酸イオン源を含む酸性溶液との存在下に115〜175℃の温度で加圧酸化に供され、ここで硫酸水素または硫酸イオン源は硫酸及び酸性溶液中で加水分解される硫酸金属からなる群から選択されることを特徴とする金属鉱石または精鉱中の硫化金属からニッケル/コバルト成分を抽出する方法。
  2. 前記加圧酸化は130℃から150℃の範囲の温度で実施することを特徴とする請求項1記載の方法。
  3. 前記加圧酸化は790kPaから1480kPaの全酸素及び蒸気圧下で実施する請求項1記載の方法。
  4. ハロゲンは塩化物及び臭化物から選択される請求項1,2または3記載の方法。
  5. ハロゲンは塩化物であり、且つ該塩化物の濃度は8g/Lから20g/Lの範囲である請求項4記載の方法。
  6. 塩化物濃度は12g/Lである請求項5記載の方法。
  7. 抽出される金属成分はニッケルであり、さらに溶液からニッケルを分離する工程からなる請求項1,2,3,5または6記載の方法。
  8. ニッケルは、溶液からニッケルを沈殿させ、溶液からニッケルの沈殿を分離し、ニッケル溶液を生成するためにニッケルの沈殿からニッケルを浸出することにより溶液から分離される請求項7記載の方法。
  9. 溶液はまた銅を含み、さらにニッケルの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項7記載の方法。
  10. 金属鉱石または精鉱中の硫化金属はまた加圧酸化の間に溶液中に浸出される銅を含み、さらにニッケルの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項7記載の方法。
  11. 銅は溶媒抽出により除去される請求項9または10記載の方法。
  12. 銅は沈殿により除去される請求項9または10記載の方法。
  13. 抽出される金属成分はコバルトであり、さらに溶液からコバルトを分離する工程からなる請求項1,2,3,5または6記載の方法。
  14. コバルトは、溶液からコバルトを沈殿させ、溶液からコバルトの沈殿を分離し、コバルト溶液を生成するためにコバルトの沈殿からコバルトを浸出することにより溶液から分離される請求項13記載の方法。
  15. 溶液はまた銅を含み、さらにコバルトの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項13記載の方法。
  16. 金属鉱石または精鉱中の硫化金属はまた加圧酸化の間に溶液中に浸出される銅を含み、さらにコバルトの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項13記載の方法。
  17. 銅は溶媒抽出により除去される請求項15または16記載の方法。
  18. 銅は沈殿により除去される請求項15または16記載の方法。
  19. 抽出される金属成分はニッケル及びコバルトの混合物であり、さらにニッケル及びコバルトの生成物溶液を生成するために溶液からニッケル及びコバルトを分離する工程からなる請求項1,2,3,5または6記載の方法。
  20. ニッケル及びコバルトは、溶液からニッケル及びコバルトを沈殿させ、溶液からニッケル及びコバルトの沈殿を分離し、ニッケル及びコバルトの生成物溶液を生成するためにニッケル及びコバルトの沈殿からニッケル及びコバルトを浸出することにより溶液から分離される請求項19記載の方法。
  21. 溶液はまた銅を含み、さらにニッケル及びコバルトの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項19記載の方法。
  22. 金属鉱石または精鉱中の硫化金属はまた加圧酸化の間に溶液中に浸出される銅を含み、さらにニッケル及びコバルトの沈殿の前に溶液から銅を除去する工程からなる請求項19記載の方法。
  23. 銅は溶媒抽出により除去される請求項21または22記載の方法。
  24. 銅は沈殿により除去される請求項21または22記載の方法。
  25. さらに、電解抽出のための分離されたニッケル及びコバルト溶液を生産するために、選択的溶媒抽出により生成物溶液からニッケル及びコバルトを分離する工程からなる請求項19記載の方法。
  26. ハロゲンイオン及び硫酸を加圧酸化にリサイクルするために、前記金属回収後に残存する生成物溶液の一部を加圧酸化にリサイクルする請求項1乃至請求項25のいずれか1項記載の方法。
  27. 前記酸性溶液は10.7g/Lから30g/Lまでの濃度の銅を含む請求項1乃至請求項26のいずれか1項記載の方法。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
AUPN191395A0 (en) * 1995-03-22 1995-04-27 M.I.M. Holdings Limited Atmospheric mineral leaching process
US5976218A (en) * 1996-05-10 1999-11-02 Henkel Corporation Process for the recovery of nickel
ZA987219B (en) * 1997-08-15 2000-02-14 Cominco Eng Services Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal.
AUPP543798A0 (en) * 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
EP1165862A1 (en) * 1999-01-21 2002-01-02 GA-TEK Inc. Process for recovering copper from a high acid mixed metal solution
AUPQ578200A0 (en) * 2000-02-22 2000-03-16 Anaconda Nickel Limited Method for the recovery of nickel and/or cobalt
US6231823B1 (en) 2000-03-27 2001-05-15 Dynatec Corporation Solvent extraction process for the separation of cobalt from nickel in aqueous sulphate-containing solutions
EA005285B1 (ru) 2000-07-25 2004-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди из содержащего медь материала
US6428604B1 (en) * 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
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
BR0212518A (pt) * 2001-09-13 2004-08-24 Intec Ltd Processo para a recuperação de zinco metálico de um mineral de zinco, métodos para a remoção de manganês de uma solução de haleto metálico, e para remoção de prata e/ou mercúrio dissolvidos de uma solução de haleto metálico, e, qualquer metal
CA2387633C (en) * 2002-05-24 2011-04-26 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metals
KR100486269B1 (ko) * 2002-10-07 2005-04-29 삼성전자주식회사 고 선명 텔레비전의 반송파 복구 장치 및 방법.
US20040200730A1 (en) * 2003-04-14 2004-10-14 Kyo Jibiki Hydrometallurgical copper recovery process
EP1769095A4 (en) * 2004-05-21 2009-02-25 Wmc Resources Ltd GAINING NICKEL
ES2321320T3 (es) * 2004-10-21 2009-06-04 Anglo Operations Limited Proceso de lixiviacion en presencia de acido clorhidrico para la recuperacion de un metal valioso contenido en un mineral.
ZA200704032B (en) * 2004-10-21 2009-09-30 Anglo Operations Ltd Leaching process in the presence of hydrochloric acid for the recovery of a value metal from an ore
AU2004324610B2 (en) * 2004-10-29 2009-05-21 Freeport-Mcmoran Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
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
EP1812625B1 (en) * 2004-10-29 2011-11-02 Freeport-McMoran Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
AU2006298625B2 (en) * 2005-10-03 2011-06-23 Metso Outotec Finland Oy Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride
UA93991C2 (uk) * 2005-11-28 2011-03-25 Англо Оперейшенс Лимитед Спосіб вилуговування металу з руди
WO2007143807A1 (en) * 2006-05-15 2007-12-21 International Pgm Technologies Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions
CN100497680C (zh) * 2007-01-19 2009-06-10 昆明贵金属研究所 一种硫化镍精矿提取镍的新方法
MX2009000956A (es) * 2007-02-22 2009-03-09 Univ Autonoma Metropolitana Proceso para la recuperacion de valores que contienen metales a partir de minerales y menas.
US8003064B2 (en) 2007-09-17 2011-08-23 Freeport-Mcmoran Corporation Controlled copper leach recovery circuit
JP4468999B2 (ja) 2008-03-27 2010-05-26 日鉱金属株式会社 鉱物からの金属の回収方法
WO2009149522A1 (en) * 2008-06-13 2009-12-17 Poseidon Nickel Limited Rheological method for the hydrometallurgical recovery of base metals from ores
JP4717908B2 (ja) 2008-08-11 2011-07-06 Jx日鉱日石金属株式会社 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法
CN101760614B (zh) * 2008-12-02 2011-08-10 中国恩菲工程技术有限公司 含镍矿石的浸出方法
FI122188B (fi) * 2010-03-18 2011-09-30 Outotec Oyj Hydrometallurginen menetelmä metallisen nikkelin valmistamiseksi
KR101232199B1 (ko) * 2010-11-23 2013-02-13 한국지질자원연구원 2차 금속자원의 침출액으로부터 용매추출에 의한 구리, 아연, 카드뮴 및 니켈을 추출 및 분리하는 방법
CN102002586B (zh) * 2010-12-04 2012-09-26 金川集团有限公司 一种含镍高钴硫化物浸出工艺
WO2012149631A1 (en) * 2011-05-02 2012-11-08 South American Silver Corporation A method for recovering indium, silver, gold and other rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores
CN103946401A (zh) * 2011-11-22 2014-07-23 住友金属矿山株式会社 高纯度硫酸镍的制造方法
US8420048B1 (en) 2011-12-20 2013-04-16 Freeport-Mcmoran Corporation System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials
US9169533B2 (en) 2011-12-20 2015-10-27 Freeport Minerals Corporation System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials
JP5867710B2 (ja) * 2012-01-24 2016-02-24 住友金属鉱山株式会社 高純度硫酸ニッケルの製造方法、及びニッケルを含む溶液からの不純物元素除去方法
ITMI20120579A1 (it) * 2012-04-11 2013-10-12 Metals Technology Dev Compa Ny Llc Procedimento per recuperare metalli non ferrosi da una matrice solida
BR112015001602A2 (pt) * 2012-07-23 2017-08-22 Vale S/A Recuperação de metais básicos de minérios e de concentrados de sulfeto
RU2502811C1 (ru) * 2012-12-19 2013-12-27 Федеральное Государственное Бюджетное Учреждение Науки Институт Химии И Химической Технологии Сибирского Отделения Российской Академии Наук (Иххт Со Ран) Способ переработки окисленных никелевых руд
CN103205580A (zh) * 2013-04-19 2013-07-17 金川集团股份有限公司 一种贵金属富集过程中的脱硫方法
FI124954B (fi) * 2013-04-30 2015-04-15 Outotec Oyj Menetelmä kultaa sisältävän liuoksen valmistamiseksi ja prosessijärjestely kullan ja hopean talteenottamiseksi
KR101352400B1 (ko) 2013-11-20 2014-01-22 한국지질자원연구원 침출 및 침전을 이용한 복합 구리광 선광방법
KR101399953B1 (ko) * 2013-11-20 2014-05-30 한국지질자원연구원 복합 구리광 선광방법
US9410225B2 (en) * 2014-05-13 2016-08-09 Teck Resources Limited Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
CA2968005C (en) * 2014-11-18 2021-11-02 Alliance Magnesium Inc. Process to produce magnesium compounds, and various by-products using sulfuric acid in a hcl recovery loop
JP6481542B2 (ja) * 2015-07-21 2019-03-13 住友金属鉱山株式会社 高純度硫酸ニッケル水溶液の製造方法
JP6428525B2 (ja) * 2015-08-04 2018-11-28 住友金属鉱山株式会社 酸化中和設備および酸化中和方法
RU2628946C2 (ru) * 2015-10-29 2017-08-23 Игорь Владимирович Федосеев СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЧИСТОГО ЭЛЕКТРОЛИТА CuSO4 ИЗ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ РАСТВОРОВ И ЕГО РЕГЕНЕРАЦИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ КАТОДНОЙ МЕДИ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ С НЕРАСТВОРИМЫМ АНОДОМ
CN105755283B (zh) * 2016-03-08 2017-09-12 江西理工大学 氯盐选择性浸出红土镍矿中有价金属的方法
CN105779773B (zh) * 2016-04-20 2017-11-17 广东省稀有金属研究所 一种从电镀污泥中分离镍铜铁的方法
CN106702429A (zh) * 2016-12-22 2017-05-24 北京吉亚半导体材料有限公司 碱法生产金属镓苛性碱净化回收的方法
CN106834680B (zh) * 2017-01-04 2018-07-10 北京科技大学 一种Li、Co、Ni、Cu、Mn混合金属离子的分离方法
JP6448684B2 (ja) * 2017-03-03 2019-01-09 Jx金属株式会社 リチウム回収方法
AU2018392981B2 (en) * 2017-12-21 2024-02-15 Bhp Chile Inc Water balance in a chloride heap leach
RU2667927C1 (ru) * 2017-12-28 2018-09-25 Общество С Ограниченной Ответственностью "Сдп-М" Способ получения меди высокой чистоты
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
US20230193418A1 (en) * 2020-04-17 2023-06-22 Glencore Technology Pty Limited Sulphide oxidation in leaching of minerals
CN113046574B (zh) * 2021-03-17 2022-07-29 沈阳有色金属研究院有限公司 一种利用铜电解脱铜后液处理粗氢氧化钴制备高纯镍、钴产品的方法

Family Cites Families (33)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA209933A (en) * 1921-03-29 Teska Meta Drying frame
US2520958A (en) * 1947-01-14 1950-09-05 Poole Henry Gordon Nickel recovery
NL284660A (ja) * 1962-03-19 1900-01-01
GB1150188A (en) * 1967-02-15 1969-04-30 Sherritt Gordon Mines Ltd Method for Recovering Substantially Pure Nickel from Ammoniacal Nickel Ammonium Carbonate Leach Solutions.
FR2131820B1 (ja) * 1971-03-29 1973-12-07 Nickel Le
US3761566A (en) * 1971-09-13 1973-09-25 American Metal Climax Inc Leaching of nickel lateritic ores with waste iron sulfate solutions
US3767762A (en) * 1972-01-04 1973-10-23 Sherritt Gordon Mines Ltd Recovery and separation of nickel and cobalt from reduced laterite nickel ore
CA994109A (en) * 1973-08-30 1976-08-03 Robert W. Stanley Hydrometallurgical method for recovering copper values from copper concentrates
US4039406A (en) * 1973-08-10 1977-08-02 Noranda Mines Limited Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach
US3981968A (en) * 1973-10-19 1976-09-21 Freeport Minerals Company Solvent extraction of nickel from ammoniacal solutions
US3933975A (en) * 1974-02-08 1976-01-20 Amax Inc. Nickel-cobalt separation
DE2501284C3 (de) * 1975-01-15 1980-06-12 Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe
US4108639A (en) * 1976-07-09 1978-08-22 Johns-Manville Corporation Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron
US4093526A (en) * 1977-09-08 1978-06-06 Amax Inc. Hydrometallurgical leaching and refining of nickel-copper concentrates, and electrowinning of copper
CA1107678A (en) * 1978-04-12 1981-08-25 Kohur N. Subramanian Nickel recovery from sulfur-deficient mattes
US4187281A (en) * 1978-08-07 1980-02-05 Uop Inc. Hydrometallurgical recovery of cobalt and nickel
ZW3481A1 (en) * 1980-02-18 1981-05-20 Nat Inst Metallurg The leaching of sulphidic mattes containing non-ferrous metals and iron
CA1150062A (en) * 1980-06-10 1983-07-19 Robert W. Stanley Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
DE3140380C2 (de) * 1981-10-10 1985-04-11 Gebrüder Sulzer AG, Winterthur Verfahren zur Gewinnung von Nickel, hochreinem Magnesiumoxid und Zement
ZA835167B (en) * 1982-08-10 1984-05-30 Broken Hill Ass Smelters Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials
US4457897A (en) * 1982-09-28 1984-07-03 Noranda Mines Limited Process for the selective dissolution of cobalt from cobaltite-pyrite concentrates
LU85385A1 (fr) * 1984-05-28 1986-01-29 Mines Fond Zinc Vieille Procede de lixiviation de sulfures contenant du zinc et du fer
FI70049C (fi) * 1984-07-03 1986-09-12 Outokumpu Oy Vaetske-vaetske-extraktionsfoerfarande foer avlaegsnande och utvinning av metaller ur vattenloesningar
US4600435A (en) * 1984-08-24 1986-07-15 Amax Inc. Solvent extraction of cobalt (II) from sulfate solutions with cobalt extractants
US4927794A (en) * 1985-06-26 1990-05-22 Chevron Research Company Leaching cobalt, molybdenum, nickel, and vanadium from spent hydroprocessing catalysts
US4900522A (en) * 1986-07-22 1990-02-13 Amax Inc. Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction
JPS6338537A (ja) * 1986-07-31 1988-02-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd ニツケル硫化物からのニツケルの回収方法
US4861371A (en) * 1986-12-16 1989-08-29 California Nickel Co. Nickel-containing leachate having low aluminum content
CN2099333U (zh) * 1991-06-19 1992-03-18 刘家海 小型大功率恒温恒湿插座
FI93973C (fi) * 1992-06-18 1995-06-26 Outokumpu Harjavalta Metals Oy Menetelmä jarosiitin sekä ammonium- ja alkalipohjaisten kaksoissuolojen muodostumisen estämiseksi happamien liuotusprosessien neste-nesteuutossa
US5431788A (en) * 1993-06-28 1995-07-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
US5650057A (en) * 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US5605668A (en) * 1993-10-29 1997-02-25 Queensland Nickel Pyt. Ltd. Solvent extraction of cobalt from cobalt sulfate solution

Also Published As

Publication number Publication date
GT199600038A (es) 1997-11-26
JP3609421B2 (ja) 2005-01-12
CN1055971C (zh) 2000-08-30
RU2178007C2 (ru) 2002-01-10
EP0832302A1 (en) 1998-04-01
EP0832306B1 (en) 2000-01-05
EP0930373B1 (en) 2003-09-03
FI974428A (fi) 1997-12-05
AU694960C (en) 2004-06-17
WO1996041027A1 (en) 1996-12-19
ES2144240T3 (es) 2000-06-01
FI974427A0 (fi) 1997-12-05
WO1996041029A2 (en) 1996-12-19
FI974427A (fi) 1997-12-05
DE69629845T2 (de) 2004-07-08
PL323782A1 (en) 1998-04-27
DK0832306T3 (da) 2000-05-08
EP0832303B1 (en) 2001-04-25
EP0832306A2 (en) 1998-04-01
CN1052265C (zh) 2000-05-10
DK0930373T3 (da) 2003-10-13
ES2153950T3 (es) 2001-03-16
MX9709728A (es) 1998-10-31
FI116145B (fi) 2005-09-30
OA10643A (en) 2002-09-24
TR199701568T1 (xx) 1998-05-21
TR199701570T1 (xx) 1998-06-22
CA2356050A1 (en) 1996-12-19
AU4476696A (en) 1996-12-30
KR100426231B1 (ko) 2004-06-30
PL323799A1 (en) 1998-04-27
GT199600014A (es) 1997-10-09
TR199701569T1 (xx) 1998-05-21
DE69610208T2 (de) 2001-04-26
EP0832303A1 (en) 1998-04-01
EP0832302B1 (en) 2000-09-06
DE69626048D1 (de) 2003-03-06
RU2174562C2 (ru) 2001-10-10
MX9709729A (es) 1998-10-31
KR19990022567A (ko) 1999-03-25
PE30096A1 (es) 1996-07-22
JPH11506166A (ja) 1999-06-02
AU5888996A (en) 1996-12-30
CA2356048A1 (en) 1996-12-19
AU4296096A (en) 1996-12-30
PL190594B1 (pl) 2005-12-30
WO1996041026A1 (en) 1996-12-19
BR9608624A (pt) 1999-06-29
DE69612617T2 (de) 2002-04-18
ZA964866B (en) 1997-01-07
BR9608483A (pt) 1999-07-06
CA2221940A1 (en) 1996-12-19
CA2221781A1 (en) 1996-12-19
JPH11506167A (ja) 1999-06-02
RU2179192C2 (ru) 2002-02-10
CA2221930C (en) 2004-11-23
DE69610208D1 (de) 2000-10-12
JP3609422B2 (ja) 2005-01-12
DK0832302T3 (da) 2000-11-20
TR199802186T2 (xx) 1999-02-22
AU709602B2 (en) 1999-09-02
CA2221930A1 (en) 1996-12-19
TW408186B (en) 2000-10-11
CA2356048C (en) 2002-03-26
CA2456772A1 (en) 1996-12-19
CA2221781C (en) 2006-07-25
PE11197A1 (es) 1997-05-07
CN1186523A (zh) 1998-07-01
TR199802185T2 (xx) 1999-02-22
ES2159351T3 (es) 2001-10-01
BG102149A (en) 1998-08-31
CN1057344C (zh) 2000-10-11
BG62180B1 (bg) 1999-04-30
DE69629845D1 (de) 2003-10-09
BG102133A (en) 1998-07-31
EP0930373A1 (en) 1999-07-21
BR9608499A (pt) 1999-07-06
TW493008B (en) 2002-07-01
BG62178B1 (bg) 1999-04-30
CA2356050C (en) 2002-03-26
CN1186524A (zh) 1998-07-01
DE69606036D1 (de) 2000-02-10
BG102132A (en) 1998-07-31
MX9709727A (es) 1998-10-31
FI974428A0 (fi) 1997-12-05
JPH11510559A (ja) 1999-09-14
DE69606036T2 (de) 2000-06-08
PL323593A1 (en) 1998-04-14
EP0924307B1 (en) 2003-01-29
DE69612617D1 (de) 2001-05-31
FI116905B (fi) 2006-03-31
CA2221940C (en) 2002-01-08
EP0924307A1 (en) 1999-06-23
CN1187220A (zh) 1998-07-08
AU708844B2 (en) 1999-08-12
US5650057A (en) 1997-07-22
AU694960B2 (en) 1998-08-06
BG62290B1 (bg) 1999-07-30
NO975707D0 (no) 1997-12-05
NO975707L (no) 1997-12-05
WO1996041029A3 (en) 1997-02-13

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