JPH0688147A - 湿式製練法 - Google Patents

湿式製練法

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JPH0688147A
JPH0688147A JP4214501A JP21450192A JPH0688147A JP H0688147 A JPH0688147 A JP H0688147A JP 4214501 A JP4214501 A JP 4214501A JP 21450192 A JP21450192 A JP 21450192A JP H0688147 A JPH0688147 A JP H0688147A
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concentrate
sulfide
leaching
organic solvent
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JP4214501A
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English (en)
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Willem P C Duyvesteyn
ピー.シー.ダイヴェスティン ウィレム
Robert N Hickman
エヌ.ヒックマン ロバート
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MINERA ESUKONDEIDA Ltd
Minera Escondida Ltda
Original Assignee
MINERA ESUKONDEIDA Ltd
Minera Escondida Ltda
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Publication date
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Withdrawn legal-status Critical Current

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    • C22B15/00Obtaining copper
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
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    • C22B3/14Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions containing ammonia or ammonium salts
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Abstract

(57)【要約】 【目的】 硫化銅の浮選中における銅の有意な量が第一
銅すなわち一価の状態であるような銅を最低20重量%
程度含有する粉末硫化銅の浮選精鉱から銅を回収する湿
式製錬法を提供する。 【構成】 硫化銅の浮選精鉱を微細に粉砕した状態で供
給する。約10℃から95℃の温度でアンモニア約30
g/lから150g/lと硫酸アンモニウム約25g/
lから200g/lの濃度のアンモニアおよび硫酸アン
モニウムのアルカリ性溶液で精鉱をスラリーとして浸出
する。最低でも第一銅が溶解し得るだけの時間、溶液を
連続的に曝気しながら実質的に常圧下で硫化物精鉱を浸
出する。第一銅に含まれる硫化物硫黄の硫酸への酸化を
最小限に押えながら第一銅を酸化させて第二銅状態と
し、これによって最低でも精鉱中に銅の総量の約15%
を含有する貴濾液を得る。

Description

【発明の詳細な説明】
【産業上の利用分野】本発明は、酸化銅の浮選中におけ
る銅の有意な量が第一銅すなわち一価の状態であるよう
な銅を最低20重量%程度含有する粉末硫化銅の浮選精
鉱から銅を回収するための湿式製練法に関する。
【従来の技術】硫化銅精鉱から銅を回収する方法の1つ
として、湿式製練法が知られている。米国特許第3,9
85,555号において、黄銅鉱を酸で溶解する方法に
ついて記載されている。すなわち、鉄や鉛のような金属
還元剤を添加することによって結合硫黄の大部分を硫化
水素ガスに転化させ、溶解していた銅を金属銅として得
るのである。この方法には、硫化水素の処理が環境問題
につながるという欠点がある。クーン(Kuhn)およ
びアルバイタ(Arbiter)に付与された米国特許
第4,022,866号は、ニッケルおよび亜鉛ととも
に銅を含有する硫化物精鉱の処理に関するものである。
ここでは、アンモニアおよび硫酸アンモニウムからなる
溶液を使用し、温度が50℃から80℃、10psi以
下の過圧力、遊離酸素の存在下で、混合液の表面から実
質的に溶液の一番下まで酸素を勢いよく何度も循環させ
ながら精鉱を浸出する。硫化物である硫黄の酸化作用に
よって余分な硫酸イオンが形成されるが、これは除去し
なければならないものである。さらに、溶解せずに残っ
た硫化物の残基について二次的な浮選を行い、金属価す
なわち銅を含有する硫化物の精鉱を得るが、さらに精練
または再浸出による処理を行ってもよい。この方法では
循環路内に硫酸イオンが形成されてしまい、浸出液の再
循環を可能にするためにはこれを除去しなければならな
いという欠点がある。明らかに上述した米国特許第4,
022,866号に関するものと類似の作業に基づいて
いるアルバイタ(Arbiter)他に付与された米国
特許第4,153,522号にも、硫化銅精鉱の浸出に
遊離酸素とアンモニア/硫酸アンモニウム溶液を使用す
ることについて記載されている。米国特許第4,02
2,866号の場合と同様、硫化物である硫黄が酸かし
て硫酸となる。再循環させる浸出液中で硫酸イオンが形
成されないようにするために、後に別の工程において石
灰を添加して不溶性化合物である石膏を形成し、このよ
うな硫酸イオンを除去する。アルバイタ(Arbite
r)他に付与された米国特許第4,331,635号
は、上述した特許と類似しており、同様に硫酸イオンを
どのように制御するかという問題がある。W.J.ユー
コ(W.J.Yurko)に付与された米国特許第4,
036,638号は、温度約77℃、酸素分圧100p
sig.で硫化銅精鉱を高圧浸出する方法に関するもの
である。この特許では、硫化物である硫黄が酸かして硫
酸となるが、これを除去するために石灰を沈殿剤として
使用している。
【発明が解決しようとする課題】上述した特許はいずれ
も浸出液としてアンモニアと硫酸アンモニウムとの混合
液を用いており、特に遊離酸素が酸化剤として働く場合
には、硫化物である硫黄の大部分が酸化して硫酸となっ
てしまうような浸出状態となる。これによって遊離アン
モニアが転化して新たに硫酸アンモニウムとして形成さ
れるため、浸出液の組成および浸出効果に悪影響がおよ
びことになる。再循環する浸出液を適切な組成範囲内に
維持するためには、余分な硫酸イオンを除去してアンモ
ニアを添加する必要がある。本願出願人らは、例えば最
低でも銅全体の15から20%など、有意な量で第一銅
となっているような銅を最低20重量%程度含有する硫
化銅精鉱では、硫化物である硫黄が酸化して硫酸となる
率を減少させるかまたは実質的に防止する一方で、空気
を酸化剤として用いただけの状態で、実質的に同一のア
ンモニア/硫酸アンモニウム浸出液を用いて、第一銅を
第二銅イオンの形で急速かつ容易に選択的に溶解させる
ことが可能であるということを見出だした。本発明の目
的は、空気を酸化剤として使用し、大気とアンモニアに
よって硫化銅の浮選精鉱を浸出するための効果的な方法
を提供することにある。本発明の他の目的は、アンモニ
アを含む溶液を使用して、有意な量の第一銅を含有する
硫化銅の浮選精鉱を浸出するための方法を提供すること
にある。この場合に使用する方法は、硫化物としての硫
黄が酸化して硫酸となるのを最低限に抑える一方で第一
銅を溶解することで、浸出回路での再循環に用いられる
浸出液中の遊離アンモニア精鉱の状態を変えずにおくと
いう選択的なものである。これらの目的および他の目的
は、以下における説明および添付の図面から一層明白な
ものとなる。
【課題を解決するための手段】本発明は、硫化銅の浮選
中における銅の有意な量が第一銅すなわち一価の状態で
あるような銅を最低20〜25重量%程度含有する粉末
硫化銅の浮選精鉱から銅を採取するための浸出工程を含
む湿式精練法に関するものであり、これによって有価中
間体を提供するものである。本発明による方法では、硫
化銅の浮選精鉱を微細に粉砕した状態で供給し、約10
℃から95℃の温度でアンモニア約30g/lから15
0g/lと硫酸アンモニウム約25g/lから200g
/lの濃度のアンモニアおよび硫酸アンモニウムのアル
カリ性溶液で精鉱をスラリーとして浸出し、スラリー中
の硫化物精鉱の量は約25g/lから500g/lであ
って浸出液のアンモニア濃度と最低でも化学量的には比
例する。硫化物精鉱は、最低でも前記第一銅が溶解し得
るだけの時間溶液を連続的に曝気しながら実質的に常圧
下で浸出され、第一銅に含まれる硫化物硫黄の可溶性硫
酸への酸化を最小限に押えながら第一銅を酸化させて第
二銅状態とし、これによって最低でも精鉱中に銅の総量
の約15%を含有する貴瀘液を得て、実質的に硫化第二
銅から成る最低20重量%の銅を含有して精鉱から銅を
さらに回収するために使用される有価中間体として洗浄
残基を供給する。浸出液中の銅は、実質的に、銅の溶媒
抽出後に行われる電解採集によって回収される。上述し
た方法は特に、上述した従来技術とは異なり、実質的に
純酸素の代わりに空気を酸化剤として使用し、易溶解性
の銅を極めて短い時間で実質的に常温で選択的に回収す
ることができるという利点がある。したがって、従来技
術において使用されていたような遊離酸素の強い酸化電
位を防止し、硫化物硫黄が酸化して硫酸となる反応を実
質的に最小限に押えることができる。換言すれば、アン
モニア浸出液中における硫酸イオウの生成を、原硫酸イ
オンの約10%以下または約5%以下に維持するため、
実質的に溶解した銅を取り除いた浸出液は、上述したよ
うな従来技術に見られた過剰な硫酸イオンを除去するこ
となく再利用することが可能である。したがって、構造
アンモニアを再循環浸出液中に添加する必要性も最小限
に押えることができる。
【実施例】3種類の硫化銅浮選精鉱を用いて種々な試験
を行った。この硫化銅精鉱はエスコンディード(Esc
ondida)硫化銅精鉱と呼ばれるものである。その
優位な硫化鉱物は輝銅鉱および黄鉄鉱であり、他に少量
の「青色不変(blaubleibende )」銅ラン、黄銅鉱、ハ
ン銅鉱および輝水鉛鉱の痕跡が見られる。これらのエス
コンディード精鉱は、チリ(Chile)のエスコンデ
ィード鉱山で得られる鉱石から産出される。輝銅鉱は、
黄鉄鉱を含む遊離粒子またはミドリングとして発生す
る。3種類の精鉱を、以下の表1において示すように精
鉱1,精鉱2、精鉱3と呼ぶ。
【表1】 浸出実験には、エスコンディードから得られた6年硫化
物浮選精鉱および新たに浮選した硫化物浮選精鉱を試料
として使用した。若い精鉱は2つのバッチに入れた。6
年精鉱は水でリパルプし、凝集している微粒子を分散さ
せた。これらの精鉱をいずれも85℃の温度で約24時
間かけて乾燥させた。主な分級物は、試料を数回にわた
って分流することで得られた。3種類の精鉱について、
化学分析を行った結果を以下の表2に示す。
【表2】 新たに浮選した精鉱の平均粒度は、年数を経た物質より
もかなり大きい。粒度が異なる銅の分布を調べるため
に、精鉱3を化学分析した、分析結果を以下の表3に示
す。
【表3】 表3から、精鉱3の銅価は分級物が微細になるほど集中
するということが分かった。20以上もの試験を行った
が、その殆どを精鉱3を用いて行った。このような試験
の目的は、精鉱における銅価を高速に部分浸出する方法
を開発することにあり、その1つの目的として、浸出液
の組成を調節して以後の加工段階における要求を満たす
ことが挙げられる。浸出は、極めて穏やかかつ高速にお
こない、不純物の溶解を制限して資本投資および作業費
用を最小限に押さえることが好ましい。この方法の主な
目的の1つは、硫酸アンモニウムのような副産物の形成
を最小限に押さえ、好ましくはこのような副産物の形成
を防止することにある。輝銅鉱(CU2 S)は精鉱中に
存在する主な硫化銅鉱物であるが、その化学的特性は、
空気を浸出オキシダントとして使用して上述したような
目的を容易に達成することができるようなものである。
浸出時間は短く、2時間を越えないことが好ましい。さ
らにいうならば、1時間以下であればより好ましい。浸
出時に極めて少量の硫化物硫黄が存在していた場合、こ
の硫化物硫黄の酸化によって硫酸が発生するからであ
る。輝銅鉱の第一銅の殆どは実質的に即座に溶解し、酸
化して第二銅イオンとなる。輝銅鉱が銅ランに転化する
浸出は、上記鉱物から約50%の銅を抽出することに相
当する。この速度は、その後に見られる銅ランの溶解速
度よりもかなり速いものである。実質的に純酸素が存在
しない穏やかな状態で空気をオキシダントとして使用し
た時の輝銅鉱と銅ランとの浸出特性は異なるため、浸出
の制御は簡単に行うことができ、銅ラン中の硫化物硫黄
の酸化による硫黄への転化を最小限に押さえることがで
きる。試験プログラムを実行するにあたり技術品質を使
用した若干の試験を除いて、浸出液には分析試薬品質硫
酸アンモニウムを使用した。試薬品質30%のNH4
H溶液に遊離アンモニアを添加した。硫酸アンモニウム
の濃度は40〜150g/lの間とした。遊離アンモニ
アの濃度は、浸出液中の固体濃度に応じて約20〜10
0g/lとした。浸出試験は、4つの開口を有するふた
で密閉することが可能な1リットルの反応槽を用いて行
った。中央の開口をかきまぜ機用として使用した。他の
2つの開口はそれぞれ凝縮器と通気配分器とに用いた。
残りの1つは温度制御および試料取出用とした。4刃プ
ロペラを使用し、約600rpmの速度で懸濁液をかき
まぜた。一定の時間毎に約10mlの試料を取出した。
これらの試料をワットマン紙を用いたフィルタペーパー
No.1を用いて瀘過した。溶液から抽出した少量の残
基は、最小限の量の脱イオン水を用いて浸出反応槽に戻
した。この溶液を原子吸光測定法すなわち誘導結合プラ
ズマによって分析した。実験終了時に、再度ワットマン
紙を用いたフィルタペーパーNo.1を用いて浸出残基
を瀘過して脱イオン水で洗浄した。浸出残基を85℃前
後の温度で約12時間かけて乾燥させた。デンバー(D
enver)の浮選セルを用いて別の浸出試験を行っ
た。その目的は、小さな気泡が多数発生することで溶液
は空気で飽和させ、浸出速度が増すという従来の所見を
確認することにある。サンプリング方法は上述したもの
と同じである。予め生成して保存した精鉱および新たに
浮選した物質を使用した。6年精鉱の浸出速度は若い精
鉱の浸出速度よりも数倍速かった。古い精鉱は湿らせて
保存している分けではないので、反応性がこのように高
まったのは6年の保存期間中に硫化銅鉱物の酸化率が弱
まっているためと考えられる。しかしながら、鉱物組成
を調べただけでは酸化が行われていたことを確認するこ
とはできなかった。遊離アンモニア精鉱、硫酸アンモニ
ウム精鉱および粒度による影響について調べた。詳細な
試験データを以下の表4に示す。 (例1)
【表4】 残基によってかなり高濃度の銅ができ、これを浮選する
ことで製錬用の添加物として使用したり、さらに品質を
高めたりすることが可能である。 (例2)
【表5】 原料の品質は36.8重量%の銅を含有していたが、高
品質な硫化銅残基30.48重量%を生成する一方で、
銅の実質量を回収した、120分にわたって浸出を行う
ことで約26.4%の銅を回収した。表5に示す例2に
おいて、以下の表6に示すような浸出残基沈降試験を行
った。
【表6】 (例3)
【表7】 60分後、25.98重量%の銅を含有する高品質残基
を生成する一方で、39.7%の銅を回収した。浸出温
度は比較的低く、25℃とした。上記表7に示す例3の
浸出残基沈降結果を以下の表8に示す。
【表8】 (例4)
【表9】 2時間後、浸出温度25℃で32.3重量%の銅が回収
された。 (例5)
【表10】 空気が全くない状態では、120分にわたる浸出後の銅
の回収率は9%であった。 (例6)
【表11】 温度35〜40℃、60分の浸出での銅回収率は38.
4%であり、120分では41.2%であった。 (例7)
【表12】 浸出温度35〜40℃で約54.3重量%の銅が回収さ
れた。 (例8)
【表13】 さらに120分の浸出を行い、約40%の銅を回収し
た。これは35〜40℃の温度で60分すなわち1時間
の浸出を行った場合と実質的に同じ量である。 (例9)
【表14】 60分の浸出で、31.7重量%の銅が回収され、12
0分では回収された銅の量は38.5%まで増加した。 (例10)
【表15】 この例は、硫酸アンモニウムおよび遊離アンモニアの量
が比較的少なかった点で特に注目に値する。しかしなが
ら、25℃で60分および120分後の銅の回収率は比
較的高かった。これは粒度が400メッシュと微細なた
めてある。以下に示す例11から例18までは、おのず
とその意味が知れるため、敢えて論述はせずにおく。 (例11)
【表16】 (例12)
【表17】 (例13)
【表18】 (例14)
【表19】 (例15)
【表20】 (例16)
【表21】 (例17)
【表22】 (例18)
【表23】 以下の表24に示す例19は、再利用浸出液として溶媒
抽出作業によって得られたラフィネートを使用した場合
を示す。以下に示すように、60分および120分の侵
出での銅回収率は17.5から18.5重量%付近とな
っている。 (例19)
【表24】 精鉱#2を試験した例1以外は、実質的にすべての試験
は精鉱#3を使用して行った。例19では、再利用の侵
出液を使用して精鉱#1を試験した。貴瀘液はは約4.
5g/1以上の銅を含有していた。 粒度による影響 初期粒度による影響については、粒度の異なる3種類の
分級物を浸出して確かめた。すなわち、−100+20
0メッシュ(例14)、−200+400メッシュ(例
13)および−400メッシュ(例10)である。事前
に得られている結果(表3)からも分かるように、粒度
が異なると銅は同じようには分散しない。これについて
は以下の表25に示す。
【表25】 例10、例13および例14から明らかなように、粒度
が細かくなればなるほど60分(1時間)などの一定浸
出時間内での銅の回収率も高くなる。上述の結果から、
温度が高くなると銅の溶解速度が速くなるということも
分かる。しかしながら、本発明の利点は、例えば25℃
のような常温で所望の浸出結果が得られるということで
ある。例えば例1および例3では、25℃60分のとき
に銅回収率がかなり高くなったが、好ましい温度は35
〜40℃であった。低い温度で処理をすることの利点
は、気化によって遊離アンモニアが失われる率を最小限
に押さえることができるということである。温度につい
ては約10℃から95℃の範囲とすることが可能である
が、約20℃から40℃程度であることが好ましい。本
発明のアンモニア浸出を実行する際には、浮選セルを使
用することが好ましい。このようなセルを使用すると、
浸出液全体に空気が十分に分散し、空気を使用するかき
まぜ機や空気を使用しないかきまぜ機を用いる場合に比
較して銅の回収率が高くなるという利点がある。このこ
とは、図1に示すグラフからも明らかである。図1にお
いて、浮選セルを使用した場合の方が空気を使用するか
きまぜ機よりも銅回収率が高く、空気を使用しないかき
まぜ機よりも実質的に回収率がよい。アンモニア濃度と
銅回収率との関係を図2に示す。アンモニア濃度が高く
なるのにともなって、回収率も高くなる。アンモニア5
0g/1と100g/1との差はそれほど大きくなく、
高い濃度のアンモニアを用いることの理由付けとはなら
ない。50g/1の時にかなりの銅回収率となってお
り、最適な回収率は約60分付近の時に得られている。
その後、回収率は銅回収率約40%の漸近限界に近付。
したがって、第一の銅は実質的に急速に侵出されるが、
硫化第二銅が酸化して硫酸となることはない。硫酸が生
じるとシステム内のアンモニアと反応して硫酸アンモニ
アとなるが、このような硫酸アンモニウアが生成される
ことはないのである。これは図2においてアンモニア1
00g/1の場合の曲線から分かる。このときの銅回収
率は60分の侵出後に40%以上にのびている。図3を
参照すると、硫酸の総含有量を約55gと一定にした場
合の銅の回収率を示している。溶解した銅が最大限とな
ったのは約35重量%の時であり、それ以降侵出を続け
ると、硫化第二銅が酸化して硫酸都なり、銅回収は35
%を越えて約80gすなわち約60まで上昇する。本発
明は、硫化第二銅の硫酸への酸化反応を約10g以下に
制限するかまたは防止するものであり、好ましくは約5
重量%をこえないようにする。これにより、遊離アンモ
ニアの硫酸アンモニウムへの転化を最小限に押さえる。
硫酸アンモニアの濃度と銅回収率との関係を図4に示
す。図4において、硫酸アンモニウムを150g/1に
した場合に銅回収率は最大となる。しかしながら、上述
した例からも分かるように、硫酸アンモニウムが80g
/1の時に銅をかなりの率で回収することができる。図
5は粒度によって銅回収率がどのように変わるかを示す
図である。様々な大きさの分級物によって得られる回収
率は、侵出時間が60分から120分(1時間から2時
間)の間に同じになっている。40分から60分の間の
銅回収率は−400メッシュの精鉱を用いた場合に実質
的に最大となっている。温度と銅回収率との関係を図6
のグラフに示す。図6において、22℃、42℃、62
℃の各々について示す。侵出時間60分から120分の
間では、回収率には大きな差はない。これは常温および
常圧のもとでは硫化第二銅よりも硫化第一銅のほうが優
先的に侵出されるためである。作業を気温程度温度で行
うと、常温以上の温度でも蒸気圧が比較的高いアンモニ
アを保存することができるという利点がある。硫化物硫
黄の硫酸への酸化反応を最小限に押さえることでもシス
テム内のアンモニアを保存することが可能である。溶媒抽出 アンモニア溶液を浸出回路において再利用するために銅
を回収する方法として、アンモニア溶液からの銅の溶媒
抽出が知られている。最も広く用いられている銅の溶媒
抽出試薬はヒドロオキシム類である。これらのキレート
化剤として一般に入手可能であるのは,アリゾナ州トゥ
クソンのヘンケル社(Henkel Corporat
ion of Tucson, Arizona)から
販売されているLIX84およびLIX54である。L
IX84溶媒抽出試薬は、5−ドデシルサリチルアドキ
シムと引火性が高いケロセンとの混合物における非水溶
性2−ヒドロキシ−5−ノニルアセトフェノンオキシム
である。これは銅の場合と同じような様々な金属カチオ
ンを含む非水溶性錯体の形となっている。LIX54溶
媒抽出試薬は、様々な金属カチオンを含む非水溶性錯体
を形成する非水溶性フェニルアルキルβ−ジケトンであ
る。LIX54は,購入時には最大でも40g/lの比
較的稀薄な銅抽出剤であり、さらに稀釈する必要はな
い。稀薄な抽出剤であるために,LIX54は,平衡酸
濃度は低いが、平衡銅濃度は高い水溶液で容易に除去す
ることができる。アンモニア溶液からの銅抽出につい
て、一般化学式は,以下の化学式1のよう
【化1】 ここで、nは一般に4である。銅の溶媒抽出工程におい
て、水溶液から抽出して溶媒に送られる銅は、上述の化
学式1における左から右への反応によって溶媒中で発生
する水素イオンによって置換される。したがって、水溶
液は銅を失うにつれて酸性が強くなっていく。しかしな
がら、同時に酸イオン(陽子)の有機物生成時にテトラ
アミノ第二銅錯体が壊れて4つのNH3 分子を放出す
る。この分子は水素イオンを緩衝する作用を有し、同時
にpHを上昇させる。このような化学式1に示される重
要な特性は、アンモニアの再生成である。したがって、
必要があれば、活性浸出成分を再循環させる時に再生成
されたアンモニアを含むラフィネートを浸出液に戻す。
このとさせる時に再生成されたアンモニアを含むラフィ
ネートを浸出液に戻す。このとき必要とされるのは、構
造アンモニアのみである。本発明に関する限りは、構造
アンモニアは実質的に最小限となっている。有機溶媒か
ら銅を再生(すなわち除去)するために、化学式1は逆
にはならないが、以下の化学式2に示すように、電解採
集回路から得られる使用済み電解質の形での硫酸溶液に
溶媒を接触させることにより、有機相から銅を回収する
ことができる。
【化2】 アンモニア浸出剤の再生成の他にも、アンモニア溶液か
ら溶媒抽出を行うことには別の利点がある。有機物抽出
率は酸性回路よりもアルカリ性回路での方が高いという
点でコストが安くすむ。銅転移は、酸性回路における5
〜10g/lに比べてアンモニア中ではCu35〜40
g/lという高い値を示している。浸出液から多くの銅
が得られるため、浸出はより濃縮した形態で行われる。
溶媒抽出ステップを実行するにあたり、水溶液を混和可
能な有機試薬と混合する。この時、銅はアルカリ性水溶
液から引き出されて有機相となる。この反応の運動速度
は極めて高速であり、実質的にすべての銅が有機相に抽
出されるまで数分である。銅を抽出した有機物をさらに
抽出場所から放散場所に送り、この放散場所で、硫酸水
溶液を使用して抽出した銅を有機相から取り出す。この
溶液は、カソードにおいて生成される純銅を回収した後
で銅を除去した電解採集回路からの再循環電解質であっ
てもよい。図7において、逆流溶媒抽出回路の一実施例
の流れ図を概略的に示す。オキシダントとして空気12
を使用して銅精鉱10をアンモニア浸出液中に入れる。
浸出に続いて、この混合物を固体/液体分離器13を通
過させ、15において固体すなわち残基14を任意に浮
選する。残基はここで高品質精鉱16および尾鉱17に
転化される。一方、残基はかなり銅成分が多いので、こ
の残基を製錬所へのチャージの一部として使用する。固
体/液体分離に続いて、19において貴液18で溶媒抽
出(SX)を行い、銅を抽出した有機物20を得る。2
1においてこの有機物を硫酸で溶媒抽出(SX)放散
し、放散した有機物22を19においてSX抽出に再循
環させる。SX抽出19から得られたラフィネート19
Aを再循環して11でアンモニア浸出を行う。硫酸銅/
硫酸電解質23として取り出した銅を24で電解採集セ
ル中に通過させ、市場用の電解質銅25(SE−EW)
を生成する。銅成分が少なくなった電解質24AをSX
放散のために再循環し、SX放散21に送られる銅抽出
SXから銅を取り除く。このように、閉回路を用いて貴
の硫酸銅溶液18を19で有機溶媒を使用して溶媒抽出
し、有機物20からSX放散21で好ましくは再循環し
た電解質溶液22を使用して銅を放散し、生成された銅
電解質を電解採集セル24で電解採集する。簡単に言え
ば、本発明は、有意な量の第一銅を含有する硫化銅浮選
精鉱を浸出するための湿式製錬法を提供するものであ
る。この方法を実行するにあたり、最低でも銅の総量の
約15%を第一銅としてスラリーの形で含有する細かく
粉砕した硫化銅精鉱を、最低でも第一銅が十分に溶解し
て第二銅状態に酸化できるだけの時間をかけてスラリー
に連続して空気を送りながら、実質的に大気圧下および
大気温度下でアンモニア/硫酸アンモニウム溶液を用い
て浸出する。浸出は、約2時間以内、好ましくは1〜1
時間半を越えないくらいの比較的短い時間で行われる。
浸出の終了後に得られる貴濾液は、最低でも総量の15
重量%、一般には最低でも20または25重量%の銅を
含有している。残りの残基は、最低でも20重量%、一
般には最低でも25重量%の銅を含有する有価中間体と
なる。これを直接乾式製錬で使用するか、または浮選し
て更に銅の濃度を上げる。電解採集用の貴濾液を得る際
に、銅の抽出に適した有機溶媒を使用して溶媒抽出を行
う。LIX84および6年物の古いエスコンデーィード
精鉱(すなわち精鉱1)を大きなバッチで浸出して得ら
れた溶液を用いた予備試験では、LIX84が1容量%
の試薬あたり0.485gの抽出率の強力な銅抽出物で
あるため、約50g/lの銅の最高の抽出容量とするこ
とができるということが示された。ベンチスケール作業
に使用される有機相は、LIX84を35容量%とケロ
センを65容量%の混合物である。75容量%のLIX
54と25%のケロセンから成るLIX54を用いた試
験では、約40g/lの銅の最高の抽出容量とすること
ができた。LIX84に関しては、ケロセンの組成範囲
は容量で約20%から85%のLIX84と80%から
15%のケロセンであればよい。LIX54に関して
は、ケロセンの組成範囲は容量で約20%から100%
のLIX54と80%から0%のケロセンであればよ
い。すなわち、LIX54はケロセンを含まずに使用す
ることもできるのである。有機溶媒から銅を取り出す時
には、約50から200g/lの範囲の硫酸の水溶液を
用いることができる。放散溶液は使用済み銅電解質であ
る場合には、溶液は最大でも15g/lの銅および約2
0g/lから200g/lの硫酸を含有している。概し
て、貴の銅浸出液は約10g/lから60g/lの銅を
含有している。溶媒抽出工程において、貴液に対する有
機物の比は容量で約1:5から1:0.25の範囲であ
ればよい。銅放散工程において、取り出し液に対する有
機物の比は容量で約1:4から1:0.5の範囲であれ
ばよい。その後、銅抽出放散液を用いて電解採集を行
う。電解質銅を生成する際には、使用する電流密度は約
15から35A/f2 の範囲とする。上述したように、
浸出後に残る残基は、最低でも20重量%の銅を含有す
る有価中間体となる。この残基を直接乾式製錬所で使用
して銅を回収するか、または従来の浮選方法でグレード
アップして、約30重量%の銅を含有する二次的な浮選
精鉱を生成する。本発明は好ましい実施例についてのみ
述べてきたが、本発明の趣旨および範囲を逸脱せずに当
業者によって様々な修正および変更が可能であるという
ことは容易に理解できよう。このような修正および変更
も本発明および添付の特許請求の範囲に含まれるものと
する。
【発明の効果】以上説明したように、本発明によれば、
硫化銅の浮選中における銅の有意な量が第一銅すなわち
一価の状態であるような銅を最低20重量%程度含有す
る粉末硫化銅の浮選精鉱から銅を回収することができる
という効果がある。
【図面の簡単な説明】
【図1】特定の装置を用いた場合の様々な浸出効果を示
すグラフである。
【図2】銅回収時のアンモニア濃度による影響を示すグ
ラフである。
【図3】最小限に押さえるかまたは防止することが好ま
しい硫化物硫黄の硫酸への酸化によって、浸出した銅の
量がある好ましい最大値を越えた時に負荷硫酸の組成が
どのようになるかを示すグラフである。
【図4】銅回収を上述した時間で行った時の硫酸アンモ
ニアによる影響を示すグラフである。
【図5】浸出時間の関数としての銅回収時の粒度による
影響を示すグラフである。
【図6】浸出時間の関数としての銅回収時の温度による
影響を示すグラフである。
【図7】浸出および溶媒抽出−電解採集の流れを示す流
れ図である。

Claims (18)

    【特許請求の範囲】
  1. 【請求項1】 硫化銅の浮選中における銅の有意な量が
    第一銅すなわち一価の状態であるような銅を最低20重
    量%程度含有する粉末硫化銅の浮選精鉱から銅を採取
    し、これによって有価中間体としての硫化銅含有残基を
    提供するための浸出工程を含む湿式製練法であって、 前記硫化銅の浮選精鉱を微細に粉砕した状態で供給し、 約10℃から95℃の温度でアンモニア約30g/lか
    ら150g/lと硫酸アンモニウム約25g/lから2
    00g/lの濃度のアンモニアおよび硫酸アンモニウム
    のアルカリ性溶液で前記精鉱をスラリーとして浸出し、 前記スラリー中の硫化物精鉱の量は約25g/lから5
    00g/lであって浸出液のアンモニア濃度と最低でも
    化学量的には比例し、 最低でも前記第一銅が溶解し得るだけの時間、前記溶液
    を連続的に曝気しながら実質的に常圧下で前記硫化物精
    鉱を浸出し、前記第一銅に含まれる硫化物硫黄の可溶性
    硫酸への酸化を最小限に押えながら前記第一銅の酸化さ
    れて第二銅状態とし、これによって最低でも前記精鉱中
    に前記銅の総量の約15%を含有する貴櫓液を得て、実
    質的に硫化第二銅から成る最低20重量%の銅を含有し
    て前記精鉱から銅をさらに回収するために使用される有
    価中間体として洗浄残基を供給し、 さらに処理される浸出液中の銅は実質的に電解採集によ
    って回収されることを特徴とする湿式製練法。
  2. 【請求項2】 前記第一銅の浸出は、約2時間以内、9
    〜11pHで行われることを特徴とする請求項1記載の
    湿式製練法。
  3. 【請求項3】 前記濾液を用いて銅の抽出のための有機
    溶媒抽出を行い、前記銅含有有機溶媒を、最低でも約2
    5g/lの銅を含有する硫酸溶液が得られるだけの容量
    比で硫酸溶液を取り除き、その後電解採集によって銅を
    回収することを特徴とする請求項1記載の湿式製練法。
  4. 【請求項4】 前記銅は、使用済みの銅電解質を使用し
    て有機溶媒から放散されることを特徴とする請求項3記
    載の湿式製練法。
  5. 【請求項5】 硫化銅の浮選精鉱の浸出に続き、最低で
    も約20重量%の銅を含有する洗浄残基を浮選して、最
    低でも約30重量%の銅を含有する第2の浮選精鉱を供
    給し、前記浮選精鉱は該浮選精鉱中からさらに銅を回収
    するために特に使用されることを特徴とする請求項1記
    載の湿式製練法。
  6. 【請求項6】 硫化銅の浮選中における銅の有意な量が
    第一銅の状態であるような銅を最低20重量%程度含有
    する粉末硫化銅の浮選精鉱から銅を採取する湿式製練法
    であって、 前記硫化銅の浮選精鉱を微細に粉砕した状態で供給し、 約10℃から95℃の温度でアンモニア約30g/lか
    ら200g/lと硫酸アンモニウム約25g/lから2
    00g/lの濃度のアンモニアおよび硫酸アンモニウム
    のアルカリ性溶液で前記精鉱を浸出し、 前記スラリー中の硫化物精鉱の量は約25g/lから5
    00g/lであって浸出液のアンモニア濃度と最低でも
    化学量的には比例し、 最低でも前記第一銅が溶解し得るだけの時間、前記溶液
    を連続的に曝気しながら実質的に常圧下で前記硫化物精
    鉱を浸出し、前記第一銅に含まれる酸化物硫黄の可溶性
    硫酸への酸化を最小限に押えながら前記第一銅を酸化さ
    せて第二銅状態とし、これによって最低でも前記精鉱中
    に前記銅の総量の約15%を含有する貴濾液を得て、実
    質的に硫化第二銅から成る最低20重量%の銅を含有し
    て前記精鉱から銅をさらに回収するために使用される有
    価中間体として洗浄残基を供給し、 前記残基を浮選して、約30重量%の銅を含有する第2
    の浮選精鉱を供給し、前記浮選精鉱は該浮選精鉱中から
    さらに銅を回収するために特に使用されることを特徴と
    する請求項1記載の湿式製練法。
  7. 【請求項7】 前記第一銅の浸出は、約2時間以内で実
    行されることを特徴とする請求項6記載の湿式製練法。
  8. 【請求項8】 前記浸出は、約1時間以内で実行される
    ことを特徴とする請求項7記載の湿式製練法。
  9. 【請求項9】 浸出温度は約20℃から40℃であるこ
    とを特徴とする請求項6記載の湿式製練法。
  10. 【請求項10】 前記濾液を用いて銅の抽出のための有
    機溶媒で溶媒抽出を行い、前記銅含有有機溶媒を、最低
    でも約25g/lの銅を含有する硫酸含有溶液が得られ
    るだけの容量比で硫酸含有溶液を放散し、その後電解採
    集によって銅を回収することを特徴とする請求項6記載
    の湿式製練法。
  11. 【請求項11】 前記銅は、使用済みの銅電解質を使用
    して有機溶媒から放散されることを特徴とする請求項1
    0記載の湿式製練法。
  12. 【請求項12】 貴濾液は、水と混和しない有機溶媒中
    に溶解した有機溶媒と接触し、該有機溶媒から銅を抽出
    して、銅を多量に含む有機溶媒と浸出工程において再循
    環するための実質的に銅が少ない水様のアンモニア/硫
    酸アンモニウムラフィネート溶液を供給し、 前記銅を多量に含む有機溶媒を水様の硫酸溶液で処理
    し、電解採集によって銅の回収に十分なだけの銅を精鉱
    の酸性硫化銅溶液として回収し、溶媒抽出工程において
    再使用するための有機溶媒を再生成することを特徴とす
    る請求項1記載の湿式製練法。
  13. 【請求項13】 貴濾液は、水と混和しない液体有機溶
    媒に溶解した有機溶媒と接触し、該有機溶媒から銅を抽
    出して、銅を抽出した有機溶媒と浸出工程において再循
    環するための実質的に前記銅が少ない水様のアンモニア
    /硫酸アンモニウムラフィネート溶液を供給し、 前記銅を多量に含む有機溶媒を水様の硫酸溶液で処理
    し、電解採集荷よって銅の回収に十分なだけの銅を精鉱
    の酸性硫化銅溶液として回収し、溶媒抽出工程において
    再使用するための有機溶媒を再生成することを特徴とす
    る請求項6記載の湿式製練法。
  14. 【請求項14】 酸化銅の浮選中における銅の有意な量
    が第一銅すなわち一価の状態であるような銅を最低20
    重量%程度含有する粉末硫化銅の浮選精鉱から銅を採取
    し、これによって有価中間体としての硫化銅含有残基を
    提供するための浸出工程を含む湿式製練法であって、 前記硫化銅の浮選精鉱を微細に粉砕した状態で供給し、 約10℃から95℃の温度でアンモニア約30g/lか
    ら150g/lと硫酸アンモニウム約25g/lから2
    00g/lの濃度のアンモニアおよび硫酸アンモニウム
    のアルカリ性溶液で前記精鉱をスラリーとして浸出し、 前記スラリー中の硫化物精鉱の量は約25g/lから5
    00g/lであって浸出液のアンモニア濃度と最低でも
    化学量的には比例し、 最低でも前記第一銅が溶解し得るだけの時間、前記溶液
    を連続的に曝気しながら実質的に常圧下で前記硫化物精
    鉱を浸出し、前記第一銅に含まれる硫化物硫黄の可溶性
    硫酸への酸化を最小限に押えながら前記第一銅を酸化さ
    せて第二銅状態とし、これによって最低でも前記精鉱中
    に前記銅の総量の約15%を含有する貴濾液を得て、実
    質的に硫化第二銅から成る最低20重量%の銅を含有し
    て前記精鉱から銅をさらに回収するために使用される有
    価中間体として洗浄残基を供給し、 前記貴濾液を水と混和しない液体有機溶媒に溶解した有
    機溶媒と接触させ、該有機溶媒から銅を抽出して、銅を
    抽出した有機溶媒と浸出工程において再循環するための
    実質的に前記銅が少ない水様のアンモニア/硫酸アンモ
    ニウムラフィネート溶液を供給し、 前記銅を多量に含む有機溶媒を水様の硫酸溶液で処理
    し、電解採集によって銅の回収に十分なだけの銅を精鉱
    の酸性硫化銅溶液として回収し、溶媒抽出工程において
    再使用するための液体イオン交換体を再生成することを
    特徴とする湿式製練法。
  15. 【請求項15】 前記酸性の硫化銅溶液を用いて電解採
    集を行い、該硫化銅溶液から電気的に純粋な銅として相
    当量の銅を回収することを特徴とする請求項14記載の
    湿式製練法。
  16. 【請求項16】 前記浸出は、約20℃から40℃の温
    度で実行されることを特徴とする請求項14記載の湿式
    製練法。
  17. 【請求項17】 浸出時間は約2時間以内であることを
    特徴とする請求項14記載の湿式製練法。
  18. 【請求項18】 浸出は約1時間以内で行われることを
    特徴とする請求項14記載の湿式製練法。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2008530358A (ja) * 2005-02-14 2008-08-07 オウトテック オサケイティオ ユルキネン 銅含有原料処理方法

Families Citing this family (47)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0599911A1 (en) 1991-08-14 1994-06-08 Henkel Corporation Copper recovery process
EP0564401A3 (en) * 1992-03-30 1994-06-01 Dowa Iron Powder Co Ltd Method of selective recovery of ferrous and nonferrous metals from industrial wastes and scrap home electric appliances
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
US5366612A (en) * 1993-04-19 1994-11-22 Magma Copper Company Process for making copper foil
US5807479A (en) * 1994-07-15 1998-09-15 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
US5795465A (en) * 1994-07-15 1998-08-18 Coproco Development Corporation Process for recovering copper from copper-containing material
US5788844A (en) * 1995-06-08 1998-08-04 Henkel Corporation Process for removing and recovering ammonia from organic metal extractant solutions in a liquid-liquid metal extraction process
WO1997004140A1 (es) * 1995-07-14 1997-02-06 Consejo Superior Investigaciones Cientificas (Csic) Procedimiento hidrometalurgico para la recuperacion de cobre de materiales metalicos de caracter oxidado
US5849172A (en) * 1997-06-25 1998-12-15 Asarco Incorporated Copper solvent extraction and electrowinning process
PL204705B1 (pl) 2000-07-25 2010-02-26 Phelps Dodge Corp Sposób odzyskiwania miedzi z surowca z rud zawierających siarczek miedzi
AU7716101A (en) 2000-07-25 2002-02-05 Phelps Dodge Corp Method for recovery of metals from metal-containing materials using medium temperature pressure leaching
US6497745B2 (en) 2000-07-25 2002-12-24 Phelps Dodge Corporation Method for processing elemental sulfur-bearing materials using high temperature pressure leaching
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
US6451089B1 (en) * 2001-07-25 2002-09-17 Phelps Dodge Corporation Process for direct electrowinning of copper
US6451088B1 (en) * 2001-07-25 2002-09-17 Phelps Dodge Corporation Method for improving metals recovery using high temperature leaching
US7476308B2 (en) * 2001-07-25 2009-01-13 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
US8025791B2 (en) * 2003-12-19 2011-09-27 Shell Oil Company Systems and methods of producing a crude product
US7819789B2 (en) * 2004-09-20 2010-10-26 Therapyzone, Inc. Exercise handle and methods of use
US7909989B2 (en) * 2004-10-13 2011-03-22 Marathon Oil Canada Corporation Method for obtaining bitumen from tar sands
US7985333B2 (en) * 2004-10-13 2011-07-26 Marathon Oil Canada Corporation System and method of separating bitumen from tar sands
US8101067B2 (en) * 2004-10-13 2012-01-24 Marathon Oil Canada Corporation Methods for obtaining bitumen from bituminous materials
US8257580B2 (en) * 2004-10-13 2012-09-04 Marathon Oil Canada Corporation Dry, stackable tailings and methods for producing the same
EA010941B1 (ru) * 2004-10-29 2008-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди
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
EA010942B1 (ru) * 2004-10-29 2008-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди из медьсодержащего материала
US7585407B2 (en) * 2006-03-07 2009-09-08 Marathon Oil Canada Corporation Processing asphaltene-containing tailings
US7811444B2 (en) 2006-06-08 2010-10-12 Marathon Oil Canada Corporation Oxidation of asphaltenes
KR100798450B1 (ko) * 2006-07-28 2008-01-28 태랑엔지니어링(주) 구리폐수로부터 고농도 황산구리 생산을 위한 재생 공정
US8449763B2 (en) * 2009-04-15 2013-05-28 Marathon Canadian Oil Sands Holding Limited Nozzle reactor and method of use
KR101043398B1 (ko) * 2009-07-02 2011-06-22 고려아연 주식회사 아연 정광을 이용한 구리 회수 방법 및 구리 전해액 제조 방법
US20110017642A1 (en) * 2009-07-24 2011-01-27 Duyvesteyn Willem P C System and method for converting material comprising bitumen into light hydrocarbon liquid product
US8663462B2 (en) * 2009-09-16 2014-03-04 Shell Canada Energy Cheveron Canada Limited Methods for obtaining bitumen from bituminous materials
US8864982B2 (en) * 2009-12-28 2014-10-21 Shell Canada Energy Cheveron Canada Limited Methods for obtaining bitumen from bituminous materials
US20110180458A1 (en) * 2010-01-22 2011-07-28 Marathon Oil Canada Corporation Methods for extracting bitumen from bituminous material
US8877044B2 (en) * 2010-01-22 2014-11-04 Shell Canada Energy Cheveron Canada Limited Methods for extracting bitumen from bituminous material
US20110180454A1 (en) * 2010-01-28 2011-07-28 Marathon Oil Canada Corporation Methods for preparing solid hydrocarbons for cracking
US8435402B2 (en) * 2010-03-29 2013-05-07 Marathon Canadian Oil Sands Holding Limited Nozzle reactor and method of use
US8586515B2 (en) 2010-10-25 2013-11-19 Marathon Oil Canada Corporation Method for making biofuels and biolubricants
US8968556B2 (en) 2010-12-09 2015-03-03 Shell Canada Energy Cheveron Canada Limited Process for extracting bitumen and drying the tailings
US8920636B2 (en) 2011-06-28 2014-12-30 Shell Canada Energy and Chervon Canada Limited Methods of transporting various bitumen extraction products and compositions thereof
CA2783773A1 (en) 2011-07-26 2013-01-26 Marathon Oil Canada Corporation Methods for obtaining bitumen from bituminous materials
US8636958B2 (en) 2011-09-07 2014-01-28 Marathon Oil Canada Corporation Nozzle reactor and method of use
US9187803B2 (en) * 2013-03-14 2015-11-17 Freeport Minerals Corporation Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching
US9175366B2 (en) 2013-03-14 2015-11-03 Freeport Minerals Corporation Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching
US9994962B2 (en) 2016-02-23 2018-06-12 Minextech, Llc Solvent extraction and stripping system
US10167202B2 (en) 2016-02-23 2019-01-01 King Abdullah University Of Science And Technology Enhanced metal recovery through oxidation in liquid and/or supercritical carbon dioxide
CN112985946B (zh) * 2021-03-10 2022-03-08 南京海关工业产品检测中心 一种判断含斑铜矿的铜精矿氧化程度的检测方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4022866A (en) * 1972-03-07 1977-05-10 The Anaconda Company Recovery of metals
DE2528989A1 (de) * 1975-06-28 1977-01-27 Duisburger Kupferhuette Verfahren zur anreicherung von silber aus silber- und bleihaltigen rueckstaenden
US4030917A (en) * 1975-11-12 1977-06-21 Continental Oil Company Hydrometallurgical processing of metal sulfides
US4322390A (en) * 1980-10-27 1982-03-30 Uop Inc. Hydrometallurgical recovery of copper, cobalt nickel with reductive and oxidative leaching
CA1176062A (en) * 1980-12-08 1984-10-16 Hayden Monk Recovery of copper from arsenical drosses

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2008530358A (ja) * 2005-02-14 2008-08-07 オウトテック オサケイティオ ユルキネン 銅含有原料処理方法

Also Published As

Publication number Publication date
EP0524782A2 (en) 1993-01-27
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ZA923106B (en) 1994-09-26

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