KR100352496B1 - 염소보조습식제련으로구리를추출하는방법 - Google Patents
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Abstract
황화구리 원광 또는 정광으로부터 구리를 추출하는 방법은 고압 산화 여과액 및 불용해성 염기성 구리 황산염을 제공하도록 산소 및 산성 염소 용액의 존재 하에 원광 또는 정광에 대해서 고압 산화를 수행하는 단계를 포함한다. 고압 산화는 유황성분의 산과 같은, 중황산염 또는 황산염 이온의 존재 하에 수행된다. 첨가되는 황산염의 함량은 적어도 고압 산화 지역에서 발생되는 황산염의 함량이 감소된 상태로 염기성 황화구리 염을 발생시키는데 필요한 황산 이온의 화학량론의 양을 포함한다. 특정 실시예에서, 고압 산화는 소정의 몰 비(H+/Cu)에서 수행되므로, 고압 산화 여과액은 원광 또는 정광내 구리의 대부분을 포함하고 염기성 구리 염은 정광내 구리 염의 소수부분을 포함한다. 또한 본 발명은 원광 또는 정광의 품질에 따라서 소정의 H+/Cu 비를 선택할 수 있으며, 이러한 비는 저급의 원광 또는 정광에 비해서 큰 값으로 선택된다. 다른 실시예에서, 염기성 구리 염은 그 다음 단계인 대기 침출 단계에서 용해된다. 전해 채취에 적합한 정광 구리 용액은 용매 추출에 의해 얻어진다. 본 발명은 또한 원광으로부터 아연 또는 니켈을 추출하는 방법을 제공한다.
Description
황동광(CuFeS2) 등과 같은 황화구리 원광을 습식 제련에 의해 처리하는 작업은 많은 문제점을 안고 있다. 즉, 이러한 원광으로부터 구리를 효과적으로 침출시키기 위한 가압 산화 과정(pressure oxidation step)에 필요한 엄격한 조건들은 원광 내의 황을 황산염으로 산화시켜서 다량의 산을 발생시키는데, 이러한 산은 고가의 비용이 드는 중화(neutralization)를 필요로 한다. 비교적 온화한 조건, 즉 황이 전체적으로 황산염으로 산화되는 것이 아니라 단지 원소 상태의 유황으로 산화될 수 있는 조건에서 황화구리 선광을 침출시키기 위한 여러 가지 시도가 이루어져 왔다. 이러한 시도는 가압 산화 과정을 수행하기 전에 황화구리 선광을 보다 용이하게 침출시킬 수 있도록 염소 이온의 존재하에서 선광을 침출시키는 과정을 포함하고 있는데, 이는 예를 들어 미국 특허 제 4,039,406호에 개시되어 있다. 이러한 과정에서 선광 내의 구리는 고상의 염기성 황화구리로 변환되는데, 미국 특허 제 4,338,168호에 개시된 바와 같이 다음 단계에서 이러한 염기성 황화구리로부터 다시 구리가 회수된다. 앞서 언급된 미국 특허 제 4,039,406호에 개시된 방법에서는, 원광 또는 선광 내의 상당한 양(20 내지 30%)의 황이 여전히 황산염으로 산화되기 때문에, 가압 산화의 침출 과정 중에 상당한 산소를 필요로 하며 황산을 발생시킨다. 이는 특히, 황 대 구리의 비가 큰 저급의 선광에 대해서는 바람직하지 못하다.
본 발명은 원광 또는 선광 내의 황이 황산염으로 산화되는 것을 감소시켜서 고급 및 저급의 구리 원광 또는 선광을 다 같이 처리할 수 있도록 습식 제련으로 구리를 추출하는 방법을 제공하는 것이다.
본 발명은 염소 이온의 존재하에서 황화구리 원광(copper sulphide ores)이나 선광(concentrates)을 습식 제련으로 처리하는 방법에 관한 것이다. 또한, 본 발명은 구리(copper) 외에도 아연이나 니켈을 함유하고 있는 원광 혼합물을 처리하는 방법에 관한 것이다.
도 1은 고급의 원광 또는 선광을 처리하는데 적합한 본 발명의 한 실시예에 따른, 습식 제련에 의해 구리를 추출하는 방법을 도시한 흐름도이다.
도 2는 중간 정도 혹은 저급의 원광 또는 선광을 처리하는데 적합한 본 발명의 다른 실시예에 따른, 습식 제련에 의해 구리를 추출하는 방법을 도시한 흐름도이다.
도 3은 구리 외에도 아연의 추출을 제공할 수 있는 본 발명의 또 다른 실시예에 따른, 습식 제련에 의해 구리를 추출하는 방법을 도시한 흐름도이다.
도 4는 구리 외에도 니켈의 추출을 제공할 수 있는 본 발명의 또 다른 실시예에 따른, 습식 제련에 의해 구리를 추출하는 방법을 도시한 흐름도이다.
본 발명에 따르면, 가압 산화 여과액 및 불용성 염기성 구리 황산염을 제공하도록 산소 및 산성 염소 용액의 존재 하에 황화구리 원광 또는 선광에 대해서 가압 산화를 수행하는 단계를 포함하고 있는 황화구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하는 방법에 있어서, 가압 산화 단계가 유황성분의 산과 산성 용액 내에서 가수 분해되는 금속 황산염으로 이루어진 그룹으로부터 선택되는 중황산염 또는 황산염 이온을 공급하면서 수행하며, 첨가되는 중황산염 또는 황산염의 함량은 적어도 가압 산화 지역에서 발생되는 황산염의 함량이 감소된 상태로 염기성 황화구리 염을 발생시키는데 필요한 황산염 또는 중황산염의 이론적인 양을 포함하는 것을특징으로 하는, 황화구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하는 방법을 제공한다.
본 발명의 한 특정 실시예에 따르면, 이와 같은 방법은 가압 산화 여과액을 가압 산화 단계로 재순환시키는 단계와, 염기성 황화구리 염을 용해시켜 용액 내에 황화구리를 함유한 침출액과 고상의 잔류물을 생성하도록 2차 침출 단계에서 가압 산화에 의해 발생되는 염기성 황화구리 염을 산성의 황산염 용액으로 침출시키는 단계와, 상기 침출액을 고상의 잔류물로부터 분리시키는 단계와, 구리 선광 용액 및 라피네이트(raffinate)를 생성하도록 상기 침출액에 용제 추출 공정을 수행하는 단계와, 그리고 상기 라피네이트를 2차 침출 단계로 재순환시키는 단계를 더 포함하고 있다. 이러한 실시예에 있어서, 가압 산화는 약 115 내지 175℃ 정도의 온도에서 수행될 수가 있다. 또한, 가압 산화가 약 50 psig(345 kPa) 내지 250 psig(1725 kPa) 정도의 산소 분압 하에서 수행될 수 있다.
가압 산화는 바람직하게 소정의 몰 비(H+/Cu)에서 수행되는데, 여기서 H+는 산성의 염소 용액 내의 수소 이온을 나타내고, Cu 는 원광 또는 선광 내의 구리를 나타내는 것이며, 가압 산화로부터의 최종 가압 산화 여과액 내의 구리 농도는 고압 산소 과정으로 재순환되는 고압 산소 여과액 내의 구리 농도와 거의 동일하다.
고압 산소 단계로 재순환되는 가압 산화 여과액 내의 염소 농도는 바람직하게 약 8 내지 약 20g/L, 보다 바람직하게 약 11 내지 약 14g/L, 가장 바람직하게는 12g/L 정도이다.
염소를 사용하는 것에 대해서 본 명세서에 설명되어 있다. 그러나, 염소를 필요에 따라 브롬화물로 대체할 수도 있음은 당연하다.
2차 침출은 바람직하게 약 1.3 내지 약 2.2 정도의 pH에서 수행된다. 이는, 구리 용액을 최대화시키고 철 용액을 최소화시킨다는 사실이 밝혀졌다. 보다 바람직하게는, 2차 침출이 약 1.6 내지 약 1.9 정도의 pH 범위에서 수행되는 것이다.
2차 침출은 약 20 내지 약 70 ℃ 정도의 온도에서 수행될 수 있으며, 바람직하게는 약 35 내지 약 45 ℃ 정도의 온도에서 수행된다.
2차 침출을 위해서 1 시간 이하의 잔류 시간, 예를 들어 15 내지 20 분 정도의 잔류 시간이 적절하다는 사실이 밝혀졌다.
라피네이트는 약 2/3 정도의 라피네이트를 포함하고 있는 제 1 부분 및 약 1/3 정도의 라피네이트를 포함하고 있는 제 2 부분으로 분할될 수 있는데, 제 1 부분은 2차 침출 과정으로 재순환될 수가 있고, 제 2 부분은 2차 용제 여과 과정을 수행하여서 2차적인 릭시비에이트(lixiviate)와 라피네이트를 발생시킨다. 2차적인 릭시비에이트는 침출액의 용제 여과에서 추출 용매로 사용될 수가 있다.
본 발명의 다른 실시예에서는, 가압 산화가 소정의 소정의 몰 비(H+/Cu)에서 수행되는데, 여기서 H+는 산성의 염소 용액 내의 수소 이온을 나타내고, Cu 는 원광 또는 선광 내의 구리를 나타내는 것이며, 가압 산화 여과액이 원광 또는 선광 내의 구리의 제 1 부분을 함유하고 있고, 염기성 구리 염은 이러한 원광 또는 선광 내의 구리의 제 2 부분을 함유하고 있으며, 이러한 실시예는 가압 산화 여과액과염기성 구리 염을 분리시키는 단계와, 이러한 구리 염을 용해시켜서 제 2 구리 용액 및 고상의 잔류물을 생성하도록 2차 침출 단계에서 산성의 황산염 용액으로 염기성 구리 염을 침출시키는 단계와, 그리고 구리의 전해 채취(electrowinning)를 위해 선광된 구리 용액을 생성시키도록 가압 산화 여과액 및 제 2 구리 용액을 용제 추출시키는 단계를 더 포함하고 있다.
또한 이러한 본 발명의 방법은 각각 아연을 함유한 제 1 및 제 2 추출 용매 및 각각 아연을 함유한 제 1 및 제 2 아연 추출 라피네이트를 생성시키도록 구리의 용제 추출 단계 이전에 제 2 구리 용액 및 가압 산화 여과액을 아연 용제 추출시키는 단계와, 구리를 함유한 제 1 추출 용매 및 제 1 구리 추출 라미네이트를 생성시키도록 제 1 아연 추출 용매를 유기 구리 추출 용매로 용제 추출시키는 단계와, 구리를 함유한 제 2 추출 용매를 형성하도록 제 2 아연 추출 라피네이트를 구리를 함유한 제 1 추출 용매로 용제 추출시키는 단계와, 그리고 전해 채취를 위해 선광된 아연 용액을 생성시키도록 아연을 함유한 제 1 및 제 2 추출 용매로부터 아연을 제거하는 단계를 더 포함하고 있다.
아연을 함유한 제 2 추출 용매는 아연 외에도 약간의 구리를 함유할 수 있으며, 이러한 본 발명의 방법은 거의 오염되지 않은 전해 채취용 아연 용액을 생성시키도록 추출 용매 내에 소량으로 함유된 구리를 아연으로 대체시키기 위해서 아연을 함유한 제 2 추출 용매를 역류 형태로 액상의 황산아염으로 처리하는 단계를 더 포함할 수 있으며, 이러한 처리 단계는 다수의 연속적인 과정으로 발생할 수가 있다.
아연을 함유한 제 2 추출 용매를 생성시키도록 가압 산화 여과액이 아연을 함유한 제 1 추출 용매로 아연 용제 추출될 수가 있는데, 즉 제거된 아연 추출 용매를 생성시키도록 아연을 함유한 제 2 추출 용매로부터 아연을 제거시키는 단계, 및 제 2 구리 용액에 대한 아연 용제 추출을 수행하도록 제거된 아연 추출 용매를 재순환시키는 단계를 더 포함할 수가 있다.
또한 본 발명은 각각 제 1 및 제 2 니켈 함유 추출용매와 각각 제 1 및 제 2 니켈 함유 라피네이트를 생성시키도록 구리 용매 추출로부터 니켈 용매 추출에 의한 제 1 및 제 2 라피네이트를 유기 니켈 추출용매로 추출시키는 단계, 및 전해 채취용 선광 니켈 용액을 생성시키도록 상기 제 1 및 제 2 니켈 함유 추출용매로부터 니켈을 탈취하는 단계를 더 포함할 수가 있다.
또한 본 발명에 따르면, 황화구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하기 위한 방법으로서, 제 1 구리 용액 및 불용성 염기성 구리 염을 생성시키도록 1차 침출 단계에서 원광 또는 선광을 침출시키는 단계와, 제 1 구리 용액 및 염기성 구리 염을 분리시키는 단계와, 구리 염을 용해시켜 제 2 구리 용액 및 고상의 잔류물을 생성시키도록 제 2 침출 단계에서 염기성 구리 염을 산성의 황산염 용액으로 침출시키는 단계와, 그리고 구리의 전해 채취를 위해 선광된 구리 용액을 생성시키도록 제 1 및 제 2 구리 용액을 유기 추출 용매로 추출시키는 단계를 포함하는 방법이 제공된다.
본 발명의 또 다른 실시 형태에 따르면, 원광 또는 선광의 품질에 따라서 소정의 H+/Cu 비가 선택되며, 이러한 비는 저급의 원광 또는 선광에 비해서 큰 값으로 선택된다.
본 발명의 또 다른 실시예에 따르면, 중황산염 또는 황산염 이온의 공급원이 외부 공급원으로부터 첨가되는 유황성분의 산 용액이나 황화구리 용액을 포함하고 있는, 구리를 추출하는 방법이 제공된다.
본 발명은 또한 이러한 본 발명의 방법에 의해 생성되는 구리, 아연 및 니켈로도 확장된다.
본 발명의 그 밖의 여러 가지 목적들 및 그 이점들에 대해서는 다음에 설명되는 본 발명의 여러 바람직한 실시예들로부터 명확하게 이해될 수 있다.
본 발명에 따른 방법은 구리의 등급이 낮은 등급, 즉 약 15% 이하의 구리로부터 높은 등급, 즉 약 35% 이상의 구리로 변화하는 동 선광을 처리할 수 있다.
일반적으로, 본 발명의 방법은 고온 산화 단계, 대기 침출 단계, 하나 이상의 용매 추출 단계, 및 전액 채취 단계를 포함한다. 상이한 등급의 선광은 상이한 공정 형태를 필요로하는, 고온 산화 단계에서의 상이한 처리를 요한다. 이러한 공정 형태는 각각 형태 A 및 형태 B로 지칭한다. 높은 등급의 동 원석을 침출할 때 효과적인 공정 형태 A에서, 구리는 고온 산화 단계에서 침출되지 않는다. 중 및 저 등급의 구리를 침출할 때 효과적인 공정 형태 B에서, 구리는 고온 산화 단계에서 침출된다.
이후, 상기 두 공정 형태에 대해 차례로 설명한다.
공정 형태 A
도 1은 공정 형태 A의 흐름도이다. 상기 공정 형태는 가압 산화 용기 또는 오토클레이브(autoclave)내에서의 가압 산화 단계(12), 대기 침출 단계(14), 제 1 및 제 2 용매 추출 단계(16), 및 전기 채취 단계(20)를 각각 포함한다.
가압 산화 단계(12)에 있어서, 모든 구리 재료는 염기성 동 황화물[CuSO4.2Cu(OH)2]로 전환된다. 상기 처리는 산성 염화물 용액내에 존재하는 산소에 의해 수행된다.
염산, 황산 외에 산소가 상기 목적을 달성하기 위해 오토클레이브로 안내된다. 상기 오토클레이브에서의 온도는 약 130 내지 150도 이고 압력은 약 100-200psig (1380kPa)이다. 이것은 산소 압력 + 스팀 압력으로 구성된 전체 압력을 지칭한다. 보유 시간은 약 0.5-2.5 시간이고, 진행 과정은 오토클레이브에서 연속적인 방식으로 통상 수행된다. 그러나, 상기 진행 과정은 바람직하게도 배치 방식으로 수행된다.
오토클레이브의 고체 함량은 열 평형 및 점성 제한으로 인하여 약 12-25%, 예를들어 150-300g/L로 유지된다.
오토클레이브에서 생산된 슬러리는 압력을 대기압으로 감소시키고, 온도를 90-100으로하기 위해 하나 또는 그 이상의 플래시(flash) 탱크(22)를 통해 방출된다. 슬러리의 액체부분은 가압 산화 단계로부터의 생성 용액으로 간주되고 도면부호 21로 표기된다.
플래시 탱크들(22)로부터의 슬러리는 도면부호 24에서 도시된 바와 같이 여과되고, 최종 필터 케이크(cake)는 변화된 액체를 가능한 많이 제거하기 위해 철저히 세척된다.
여과액(24)으로부터의 가압 산화 여과는 도면부호 26에 도시된 바와 같이 약 5% 정도의 소량 블리드를 제외하고 가압 산화 단계로 재순환된다. 이 블리드(26)는 가압 산화 단계중에 분해되는 선광 또는 원광에서 용해가능한 금속의 농도에 의해 결정된다. 상기 블리드(26)는 동선광에 존재하는 고체의 잔류물로서 아연 및 마그네슘 같은 금속을 제거하고 가압 산화 순환에서 상기 금속의 축적을 방지하도록 도면부호 28에서 처리된다.
가압 산화 단계는 가압 산화 단계(12)로부터 플래쉬 탱크(22)로, 여과부(24)로, 블리드(26)부로, 그리고 다시 가압 산화부(12)로 이어진다. 이것은 참조 부호 23으로 표시되어 있다.
블리드(26)는 블리드 처리(28)전에 제 27로 도시된 바와 같이 용매 추출된다. 용매 추출(27)은 블리드(26)로부터 구리를 제거하기 위하여 적절한 유기 용매에 수단에 의하여 수행된다. 이 용매 추출은 용매 추출 단계(16, 18)와 관련되고 후에 두 용매 추출단계를 설명할 때 참고될 것이다.
가압 산화 단계(12)전에 p 80 (80% 통과) 15 마이크론과 일치하는 97% 마이너스 325 메쉬로 입자를 감소시키기 위하여 도면부호 30으로 도시된 바와 같이 재파쇄된다. 재파쇄(30)는 블리드 처리(28)로부터 재순환된 용액에서 수행된다. 따라서, 블리드 처리(28)로부터의 슬러리는 도면부호 32로 표시된 바와 같이 고액 분리되고, 용액은 재파쇄부로 재순환되고 아연/마그네슘 블리드 잔류물은 제 17로 표시된 바와 같이 폐기된다.
재파쇄부(30)로 재순환하는 용액은 PH 10의 알칼리 염소 용액이다. 이 용액의 사용은 열 균형을 유지하고 가압 산화 단계(23)에서 가능한한 많은 염소 용액을 유지하는데 중요한 가압 산화 단계(23)내로 유입되는 물의 양을 최소화시킨다.
전술한 바와 같이, 구리는 가압 산화 단계에서는 침출되지 않으나 불용성 알칼리 구리 염으로 전환된다. 상기 여과 단계(24)로부터 재순환되는 침출액인 상기 가압 산화 단계(12)로의 공급 용액은 도면부호 25로 표시되어 있다. 상기 공급 용액(25)에는 구리가 존재하지만 침출된 추가의 구리는 없다. 즉, 상기 공정은 가압산화 단계(12)로의 공급 용액(25)내에 있는 구리 농도가 상기 가압 산화 단계(12)로부터의 생성 용액(21)내에 있는 구리의 농도와 동일해지도록 작동된다. 이는 다음과 같이 표시된다. 즉, △[Cu2+]=0.
가압 산화 단계(12)로의 공급 용액(25)은 약 30내지 55g/L 황산과 함께, 약 15g/L Cu 및 12g/L Cl을 함유한다. 상기 산은 조성식 H2SO4(보통 93%)의 형태로 첨가된다. 상기 가압 산화 단계(12)로부터의 생성 용액(21)도 15g/L Cu 및 11내지 12g/L Cl을 함유하나 pH는 약 3이다. 상기 생성 용액(21)내에는 산이 남아있지 않으며 실제로 상기 가압 산화 단계(12)에서 모두 소모되어 염기성 구리 염을 형성한다.
전술한 바와 같이, 상기 가압 산화 단계(12)로의 공급 용액(25)은 H2SO4이 첨가된 재순환된 여과액을 부분적으로 형성한다. 상기 산을 여과액에 첨가함으로써 상기 고압 침출 단계(12)용 오토클레이브로 공급되는 여과액의 산성도를 증가시키나, 가장 중요한 효과는 놀랍게도 산, 특히 황산염의 첨가로 가압 산화 단계(12)의 선광으로부터 유출되는 황의 산화를 실제로 억제할 수 있다는 점이다.
통상적으로, 산성이 아닌 경우에 황의 산화는 미국 특허 제 4, 039, 406 호에 기술된 바와 같이 선광내의 공급 황의 약 25 내지 30%로 첨가될 때 발생된다. 그러나, 산이 첨가되면 황산염에 대한 황의 산화는 약 5 내지 10%로 감소됨을 알아냈다. 이러한 개선에 의해 습식 제련 추출 공정에 유용한 효과를 가진다. 황산염에 대한 황의 산화는 환원에 필요한 추가의 산소, 산화에 의해 형성된 산을 중화시키는데 필요한 추가의 반응제와 같이 여러 방식으로 추가의 비용을 초래하게 하며 매우 발열성인 황산염에 대한 황의 산화로 인한 열을 제거해야 할 필요성이 있다. 이는 실제로 고압 침출 단계(12)가 실시되는 오토클레이브의 처리량을 제한하게 된다.
가압 산화 단계(12)에 있어서의 반응 화학은 산의 첨가에 의해 다음과 같이 변경될 수 있다고 생각된다.
산을 첨가하지 않은 경우
3CuFeS2+ 21/4O2+ 2HO2→ [CuSO4.2Cu(OH)2] + 3/2Fe2O3+ 5S0(1)
산을 첨가한 경우
3CuFeS2+ 15/4O2+ H2O + H2SO4→ CuSO4.2Cu(OH)2+ 3/2Fe2O3+ 6S0(2)
상기 양 반응에 있어서, 상기 구리의 대부분은 염기성 구리 황산염을 함유하는 염기성 구리 염의 형태로 편석된다.
상기 제 1 반응에 있어서는 염기성 구리 황산염의 황산염이 상기 선광내의 공급 황의 산화에 의해 공급되는 반면에, 제 2 반응에 있어서는 상기 오토클레이브에 첨가되는 산내에 있는 황산염에 의해 공급됨으로써, 황산염에 대한 황의 산화 필요성을 제거한다. 따라서, 제 2 반응에서는 염기성 구리 염을 형성하기 위한 황산염 이온이 소모된다. 황의 산화를 억제하는데 필요한 황산의 양은 선광의 형태와 상기 선광내에 있는 고체의 백분율에 따라 경험상 리터당 약 25 내지 약 75그램이다.
실제의 실험에 있어서는 어느 하나의 반응에 의해 편석된 것보다 많은 황의 산화가 발생한다. 상기 제 1 반응에 있어서는 상기 황의 1/6 또는 16.7%로 예측되나, 경험상으로는 약 25 내지 30%이다. 산을 첨가한 경우에, 경험상 제 2 반응만이 발생한 경우에 예상되는 0 산화라기 보다는 약 2 내지 16% 황의 산화가 예상된다. 그러므로, 상기 반응식들은 고압 침출 단계(12)에서 무엇이 발생할 것인지를 정확하게 예상하지는 못하고 단지 근사치만을 예상할 수 있게 한다.
염화물은 가능한한 많이 가압 산화 회로(23)내에 축적되나 통상적으로 약 3 내지 10%의 염화물이 여과 단계(24)에 있는 고체 생성물을 통과할 때마다 손실된다. 따라서, 상기 염화물은 HCl의 첨가 또는 상기 공급 용액(25)내에 12g/L 의 염화물을 제공하기 위한 다른 염화물 공급원의 첨가에 의해 형성된다. 상기 염화물 손실은 상기 필터(24)상에서의 가압 산화 단계(12)에서 상기 고체를 세척시킴으로써 최소화된다. 상기 세척수의 양은 상기 가압 산화 회로(23)내의 물의 균형을 유지하는데 필요한 양에 의해 제한된다. 단지 상기 회로(23)에서 손실되는 물은 상기 플래싱 단계(22)로부터의 흐름(29)내부 그리고, 상기 여과후의 필터 케이크내부에 있게 된다. 따라서, 상기 파쇄 단계(30)에서의 선광을 슬러리화하기 위해서 블리드 처리(28)에 재순환된 용액의 사용 필요성은 상기 선광으로부터 상기 가압 산화 단계(12)로 유입되는 신선한 물을 최소화한다.
염기성 구리 황산염이 다음과 같이 형성될 수 있게 하기 위해서 용액내에 존재하는 구리의 양이 충분하지 않은 경우에 발생할 수 있는 고체 염기성 구리 염화물, 즉 CuCl2.3Cu(OH)2형태로의 염화물 손실을 상쇄하기 위해 가압 산화단계(12)로부터의 상기 생성 용액(21)내에 적어도 15g/L Cu를 유지하는 것이 유리하다.
4CuCl2+ 6H2O → CuCl2.3Cu(OH)2+ 6HCl(3)
이러한 반응은 CuCl2와 같은 Cl에 대한 화학량론적인 요구를 만족시키기 위해 충분한 구리를 용액내에 유지하도록 가압 산화 단계(12)중에 산을 오토클레이브내에 첨가함으로써 반작용화할 수 있다. 용액내에 12g/L Cu를 유지하기 위한 Cu의 양은
(63.5/71) × 12 = 10.7 g/L Cu
따라서, 15g/L Cu는 염기성 구리 염의 형태로 충분한 염화물의 손실을 방지하기 위한 안전한 최소량이다.
다른 한편으로, 상기 가압 산화 단계(12)로부터의 생성 용액(21)내에 있는 구리의 농도는 황의 원소와 수성 구리 황산염과의 반응에 의한 CuS의 형성을 방해하도록 가능한한 낮게 유지되어야 한다. 이러한 반응은 가압 산화 단계(12)중이나 오토클레이브로부터의 방출후 그러나, 여과 단계(24)전에 상기 슬러리내에서 발생할 수 있다.
3CuSO4(aq) + 4S0+ 4H2O → 3CuS(s) + 4H2SO4(4)
이러한 반응은 대기 침출 단계(14)의 약산 상태에서 CuS가 불용성이므로 특히 바람직하지 않다. 따라서, 상기 구리는 회수되지 않으므로써 이는 최종 잔류물에서의 구리의 손실을 초래한다.
CuS의 형성을 방지하기 위해서는 몇몇 선광에 대해서 가능한한 낮게, 즉 30g/L 이하로 생성 용액내의 구리의 농도를 유지해야 할 필요성이 있다. 이러한 구리의 형성 경향은 CuS의 형성에 더욱 민감한 높은 등급의 선광으로 처리된 선광의 종류와 관련이 있다. 따라서, 생성 용액(21)내의 구리의 농도가 높더라도 이는 낮은 등급의 선광과의 어떠한 문제점을 유발하지 않으므로 높은 등급의 선광과 차이점이 없다.
현재까지 알려진 바와 같이, 고등급의 선광, 즉 35% 이상의 구리는 생성용액(21)내의 동 선광을 가능한한 낮게, 즉 25g/L Cu로 형성되도록 가장 양호하게 처리될 수 있다.
상기 가압 산화 회로(23)내의 용액내에 적어도 15g/L Cu를 유지해야 할 필요성이 있다면, 구리의 최적 농도 범위는 고등급의 선광에 대해 15 내지 25g/L Cu 이다. 중간 등급의 선광의 경우 상한은 상당히 늘어날 수 있으며, 저등급의 경우 구리의 농도는 중요한 역할을 하지 못한다.
가압 산화 여과액(29)내의 구리의 농도는 상기 공급 용액(25)내에 필요한 산의 양을 상기 가압 산화 단계(12)에서 첨가함으로써 간단하게 제어될 수 있다. 산의 양이 많으면 많을수록 염기성 구리 황화염의 불용성으로 인해 더욱 높은 구리의 농도를 요구하게 된다.
CuSO4.2Cu(OH)2(s) + 2H2SO4→ 3CuSO4(aq) + 4H2O(5)
약 1g/L 산의 첨가는 약 1g/L의 구리의 농도의 증가를 초래한다. 필요한 실제적인 산의 농도는 △[Cu2+]=0을 만족시키도록 상기 가압 산화 단계(12)로부터의 생성 용액(21)과 상기 가압 산화 단계(12)에 대한 공급 용액(25)의 분석치를 비교함으로써 경험적으로 결정된다. 그러나, 상기 회로(23)내의 용액의 체적은 열 균형에 의해 결정된다.
상기 가압 산화 단계(12)로 공급되는 동 선광내의 고체의 중량비는 의도대로 변경될 수 있다. 가압 산화 단계(12)로 공급되는 선광 고체의 중량은 회수될 구리의 양에 의해 결정된다. 상기 용액의 양은 가압 산화 단계(12)내의 열 균형에 의해 주로 결정된다.
상기 가압 산화 단계(12)내의 바람직한 작동 온도는 약 150℃이며 오토클레이브 내의 고압 산소와 황화물 미네랄과의 반응열에 의해 대다수 공급되어야 한다. 고등급의 선광에 대해서는 현재 설명하고 있는 프로세서 모델 A에 의해 처리되는 바와 같이 이는 상당히 낮은 S/Cu 비율임을 의미하며, 따라서 상기 오토클레이브에서 처리되는 구리의 톤당 더욱 낮은 열을 발생하게 된다. 방출되는 열의 대부분은 구리가 아닌 선광내에 있는 다른 두 개의 주 원소, 즉 철과 황의 산화에 의한 것이다. 농도가 높다면 S/Cu 및 Fe/Cu 비율이 낮으며, 따라서, 낮은 열을 발생하게 된다.
통상적으로, 여과 단계(24)를 통과하여 재순환되는 가압 산화 여과액(29)에 대한 50 내지 80℃의 출발 온도로부터 작동 온도에 도달하기 위해서는 주온도 감소가 가압 산화 단계(12)에서 발생하므로 가열되어야 하는 물의 양을 제어해야 한다. 모든 표면상에 급속히 형성되는 스케일로 인해 코일, 특히 열교환기의 가열 또는 냉각과 같은 간접적인 수단에 의해 오토클레이브내측에 있는 슬러리를 냉각 또는 가열하는 것은 낮은 열전달 특성으로 인해 실제로 불가능하다. 스팀 또는 물의 주입에 의한 직접적인 가열 또는 냉각도 물의 균형 특성으로 인해 불가능하다. 그러므로, 공급 재료의 열용량과 반응열로부터의 열 생성과의 균형에 의해 열 균형이 유지되어야 하는 것이 요구된다. 즉, 공급 용액(25)은 재순환되어야 하고 선광은 슬러리화되어야 한다. 제어상의 주요 편차는 공급 용액(25)의 체적이다. 이는 A형 및 B형을 구별할 수 있는 특성들 중에 하나이다. 더 설명해야 할 B형 가공에 있어서, 구리 생성물의 톤당 열로서 표현되는 열 방출은 훨씬 크다. 그러므로, 상기 가압 산화 단계(12)로의 공급물(25)내에 더 많은 체적의 용액을 사용하는 것이 가능하다.
일단, 용액의 체적이 고정되면, 산의 총량이 △[Cu2+]=0을 유지해햐 할 필요성에 의해 결정되므로 용액의 산성도도 결정된다. 통상적으로, 고등급의 선광에 대해서 약 35 내지 55g/L의 산이 필요하게 된다.
상기 가압 산화 단계(12)중 오토클레이브내에 있는 액체 황(S0)의 물리적 화학적 특성을 변화시키는 어떤 계면 활성제를 약간의 농도로 첨가하는 것이 유리하다. 고압 공급 용액(25)에 소량, 즉 0.1 내지 3g/L로 첨가된 리그닌(lignin) 황화물과 퀘브레쵸(quebracho)와 같은 계면 활성제는 액체 황의 점도를 감소시키고 오토클레이브내의 화학적 성질을 변화시킨다.
계면 활성제의 첨가는 잘 이해할 수는 없지만 상기 공정에 의한 장점으로 추측되는 황의 산화를 감소시킨다. 이는 오토클레이브내에 유지되어 있는 액체 황과 고체에 대해 낮아지는 경향이 있는 점도를 낮추게 함으로써 이들 재료의 보유 시간을 낮추어 황의 산화가 발생할 수 있는 경향을 감소시킨다.
만일 계면 활성제가 첨가되면, 황 미네랄을 반응하지 못하게하여 바람직한 반응이 일어날 수 있게 하는 황의 저점성화로 인해 더욱 완전한 구리 미네랄의 반응이 발생됨을 발견했다.
반응식(5)는 가압 산화 공급물(25)에 첨가된 황산이 어떻게 가압 산화 여과액(29)내의 구리의 농도를 제어하는 지를 설명한다. 황동광석에 대한 황산 첨가물과 가압 산화에 대한 전체 반응은 위의 반응식(2)에 의해 주어진다.
유사한 반응이 H2SO4대신에 황 이온의 공급원으로서 CuSO4을 사용하여 표현될 수 있다.
3CuFeS2+ 15/4O2+ 3H2O + 3/2CuSO4→ 3/2CuSO4.2Cu(OH)2+ 3/2Fe2O3+ 6S0(6)
반응식 (2)에서 황산이 1몰이었던 것에 비해 반응식(6)에서 구리 황화물에 요구되는 황화물이 3/2 몰이었다는 것에 주목해야 한다. 그러므로, 만일 CuSO4가 황산 대신에 황 이온의 공급원으로서 사용된다면, CuSO4의 몰수보다 1.5배 많이 사용해야 할 필요성이 있다. 이러한 사항을 고려하기 위해, 본원 발명자는 목표로하는 구리의 농도를 얻기 위해서 얼마나 많은 산을 상기 가압 산화 공급 용액(25)에 첨가해야 할지를 계산할 수 있게 하고 여전히 상기 반응식 (6)을 고려한 과잉의 황화물 등가법(Excess Sulphate Equivalent)의 개념을 발전시켰다.
반응식 (6)을 고려하여, 가압 산화 여과액(29)내에서 일정한 구리의 농도에 필요한 산의 양을 계산할 수 있다. 상기 과잉의 황화물 등가법이 유용하다.
과잉의 황화물 등가량은 상기 가압 산화 단계(12)중 염기성 구리 황화물의 형성을 위해 상기 가압 산화 공급 용액(25)내에 이용되는 황과 동일하다. 이용가능한 황산염은 CuSO4와 CuCl2이다.
CuSO4와 CuCl2의 기본 수치는 CuCl2의 형태로 12g/L 또한, CuSO4로서 약 4.3g/L로 용액내에 염화물을 유지할 수 있으면 충분하다. 용액내의 12g/L 염화물에 대응하는 CuCl2의 농도는 134.5/71*12 = 22.7 g/L CuCl2이며, 이는 용액내에 10.7g/L Cu를 함유한다. 그러므로, 추가의 4.3g/L의 구리는 기본적인 수치로 CuSO4와 CuCl2로서 조합된 총 15g/L의 구리를 의미한다.
그 다음에는 기본 수치보다 작은 CuSO4로서의 황산염이 사용된다. 예를들어, 전체 구리의 농도가 가압 산화 여과액(29)에서 28g/L이라면, 이용가능한 황산염은 CuSO4로부터 이용가능한 황산염인 28 - 15 = 13g/L Cu * 98/63.5 = 20g/L H2SO4이다.
과잉의 황산염 등가량(ESE)은 CuSO4로부터의 이용가능한 황산염을 1.5로 나눔으로써 계산된다. 즉,
ESE = {CuSO4로서 이용가능한 황산염} / 1.5
따라서, 총 구리의 농도가 28g/L이거나 CuSO4로부터의 이용가능한 황산염이 20g/L인 경우의 ESE는 CuSO4로부터 20/1.5=13.3g/L이다.
결국, 상기 목표 무산 등가량이 상기 가압 산화 공급 용액(25)내에 52g/L H2SO4이라면, 필요한 산의 양은 ESE(13.3g/L) 또는 38.7g/L H2SO4보다 작은 52이다. 이는 가압 산화 여과액(29)내에 일정한 구리 농도, 즉 15g/L Cu의 기본치를 생성하기 위해 상기 가압 산화 단계(12)로의 공급 용액(25)에 첨가될 수 있는 양이다.
다른 반응이 황산염 이온의 공급원으로서 H2SO4대신에 Fe2(SO4)3및 ZnSO4을 사용하여 표현할 수 있다. ZnSO4의 경우에, 상기 아연은 염기성 구리 황산염과 유사한 아연의 염기성 욕인 염기성 아연 황산염[ZnSO4.3Zn(OH)2]으로 가수분해되는 것으로 추측된다. 이러한 반응식은 반응식 (7) 및 (8)로서 하기에 주어진다.
3CuFeS2+ 15/4O2+ 2H2O + 1/3Fe2(SO4)3→ CuSO4.2Cu(OH)2+ 11/6Fe2O3+ 6S0. . .(7)
3CuFeS2+ 15/4O2+ 13/3H2O + 4/3ZnSO4→ CuSO4.2Cu(OH)2+ 6S0+ Fe2O3+ 1/3{ZnSO4.3Zn(OH)2.4H2O}. . .(8)
여과 단계(24)를 수행한 후 가압 산화 단계(12)로부터 고체는 염기성 구리 황산염을 용해하도록 산성인 제 1 침출 단계(16)로부터의 라피네이트를 사용하여 pH 1.5 내지 2.0에서 대기 침출 단계로 처리한다. 침출 단계(14)는 약 15-60분의 보유 시간동안 약 40℃의 온도에서 일어난다. 고체의 비율은 전형적으로 약 5-15% 또는 약 50-170g/L 이지만, 이 범위 밖에서 이 공정을 조작하는 것도 가능하다.
대기 침출 단계(14)를 진행하는 동안, 염기성 구리 염은 소량의 철이 농축되어 용액으로 되면서 거의 완전히 용해된다.
전형적으로, 액체/고체 분리(34)후에 생성된 침출액(33)은 0.1-1.0g/L 철 및 약 0.1-1.0g/L 염화물과 침출 단계(14)에 공급된 고체의 비율에 따라 구리 리터 당 약 10-20그램을 포함한다. 많은 양의 철 및 염화물은 가압 산화물로부터의 고체라기보다는 공급 라피네이트(37)로부터 유도되는데, 예컨데 이들은 재순환된다. 전형적으로, 통과할 때 마다 약 0.1 - 0.2g/L 철 및 염화물이 용해된다.
구리 추출은 압력 침출 단계(12)에 공급된 원료를 토대로 95-98%인 것으로 발견되었다. 용액으로의 철 추출물은 약 1% 이하인 것으로 발견되었다.
대기 침출 단계(14)로부터의 슬러리(31)는 불가능한 것은 아니지만 여과가 곤란하고, 잘 침전된다. 침출 고체를 매우 천천히 세척하기 위해, 슬러리(31)는 도 1의 고체 액체 분리(34)로서 간단히 도시한 역류 경사형(CCD) 세척 회로로 펌핑된다. CCD 회로(34)에서, 고체는 반대 방향으로 부가되는 세척수와 연속 농축 장치를 통해 공급된다. 이 방법에 의해, 고체가 세척되고 그리고 비말동반된 용액이 제거된다. (도시되지 않은) 3 내지 5의 농축 장치는 비말동반액을 최종 잔류물에서 100ppm Cu이하로 감소하도록 약 5 내지 7의 세척비(물 대 고체)를 필요로 한다.
최종 농축 장치로부터의 농축 장치의 하류는 약 50% 고체의 최종 잔류물 흐름(35)이다. 이것은 금 및 은과 같은 귀금속의 회수를 위해 처리될 수 있고 또는 최종 처리부로 보내어 질 수 있다. 귀금속은 시안화물화 방법과 같은 공지된 방법에 의해 회수될 수도 있다. 흐름(35)의 주 구성물은 조건적 근거가 맞다면 부유에 의해 회수될 수도 있는 황 원소이다.
제 1 농축 장치로부터의 농축 장치의 과류는 도시된 바와 같이, 용매 추출 단계(16)에 공급되는 생성 용액(33)이다. 이 용액은 약 12g/L Cu, 1g/L Cl, 및 0.5g/L Fe이다.
최적의 동 선광은 용액(33)으로부터 최대로 구리를 추출하기 위한 용매 추출 단계(16)의 능력에 의해 결정된다. 용매 추출 단계(16)로 부터 라피네이트의 약 1/3의 분획은 중화되기 때문에, 이 라피네이트의 구리 함량을 최소화하는 것이 중요하다.
용매 추출은 농축된 구리 용액이 추출 효율이 더 낮게 되는 라피네이트에서 산 농도가 더 높게 된다는 사실로 인해 희석 구리 용액에서 최상으로 수행된다. 그러나, 용액이 더 농축될수록, 용적이 더 작기 때문에 자본 비용을 고려하여 처리하기가 더 저렴하다. 그렇지만, 특정한 지점 이상에서는, 증가된 농도는 용매 추출 단위의 크기를 감소시키지는 않는데, 이것은 ⅰ) 최대의 유기적 혼합가 있기 때문이며, ⅱ) 일반적으로 물 용적이 물 재순환 수단에 의해 혼합 목적을 위한 유기적 용적과 동일하게 유지되기 때문이다. 최대의 유기적 혼합 및 이어서 유기적 용적은 선택된 특정 유기 용매의 농도와 특성에 의해 결정된다. 전형적 용매, 예컨데, 헨켈 코포레이션(Henkel Corporation)으로부터 시판되는 LIXTM시약에 있어서, 희석액의 40% 용적의 농도에서 1회당 최대 하중은 약 12g/L Cu이다. 이에 따라, 또한 생성 용액은 약 12g/L Cu를 포함해야 한다.
구리는 약 20g/L 유리산 및 약 0.3 내지 1g/L Cu로 추출 잔류물(37)을 생성하도록 제 1 용매 추출 단계(16)에서 추출의 2개 단계에서 CCD 농축 장치 과류로부터 생성 용액(33)으로 부터 추출된다. 대부분의 이 라피네이트(37)는 대기 침출 단계(14)로 재순환되지만 25 내지 30%는 대기 침출 단계(14)의 필요 산에 대해 잔류물이고 그리고 중화되어야만 한다. 이 잔류물(121)은 (36)에서 도시된 바와 같이 분리되고 그리고 중화된다.
구리 회수를 최대화하고 구리 함량으로 인해 중화 잔류물에 의한 가능한 환경적 문제를 방지하도록 중화 작용을 하는데, 예컨데, 라피네이트(37)로부터 회수되지 않은 구리는 중화할 때 침전될 것이고 이어서 예를 들어 최종 처리부 폰드(pond)에서 용해될 수 있다.
제 1 단계 중화는 석회와 비교하여 시약으로서 매우 경제적인 석회석을 사용하여 도면부호 38로 도시된 바와 같이 pH 2 내지 pH 3에서 일어난다. 중화 생성물은 도면부호 40에서 여과되고 그리고 결과된 고체는 외부 공급원(45)로부터 물로 세척된다. 주로, 석고이고 수산화물인 고체는 도면부호 41에서 도시된 바와 같이 폐기된다.
여과액(39)은 가치 있는 잔류물의 회수를 위해 제 2 용매 추출 단계(18)로 보내어진다. 바람직하게는 제 2 용매 추출(18)은 제 1 중화(38)로 부터 이어지고 그리고 전형적으로 제 2 라피네이트(43)에서의 동 선광이 약 0.03-0.06g/L Cu로 매우 낮다.
도 1에서 파단선으로 지시된 바와 같이, 제 2 용매 추출 단계(18)는 제 1 용매 추출 회로(16)와 동일한 유기 추출물을 사용한다. 이것은 또한 가압 산화 여과액 블리드(bleed)의 용매 추출물과 관련된다. 외부 공급원(45)으로 부터의 세척수(122)로 (42)에서 세척되고 그리고 (44)에서 탈취된 유기 추출물은 제 2 용매 추출 단계(18)로 재순환되고 그리고 이어서 제 1 추출 단계(16)로 재순환되고 그리고 이어서 제 1 추출 단계(16)로 통과된다. 탈취된 유기물(125)은 이들 부분을 용매 추출물(27)로 통과시키도록 분리한다. 이 용매 추출물(27)로 부터의 라피네이트는 세척하기 전에 용매 추출물(16)로부터의 혼합된 유기물(123)에 부가된다. 세척부(42)로부터의 세척수(47)는 여과기(24)상에 공급되는 세척수로서 사용되는 가압 산화 여과기(24)로 통과된다. 결과적인 여과액은 가압 산화 여과액(29)에 부가되어, 용매 추출 세척수(47)로부터 구리 및 염화물 함량을 회수한다.
제 2 용매 추출 단계(18)로 부터의 라피네이트(43)는 pH 10에서 제 2 중화 단계(46)에서 중화되고 그리고 모두 용해된 중금속을 제거하도록 도면부호 48에서 여과되어, 최종 침출 잔류물(35)을 세척하기 위한 CCD회로에서 세척수로서 사용된다. 여과액(48)로부터의 고체 잔류물은 도면부호 53에서 도시된 바와 같이, 폐기된다.
도면부호 44에서 혼합되고 그리고 세척된 유기물의 탈취는 통상적인 방법으로 전해 채취하기 위해 전해 채취 단계(20)로 통과되는 순수 황산 구리 용액 또는 풍부한 전해액(57)을 수득하도록 전해 채취 단계(20)로부터 소모 산 또는 전해액(55)의 수단에 의해 작용된다.
이에따라 공정에서의 모든 용액 흐름이 재순환되고 그리고 공정으로부터 용액 유출물이 없다는 것을 알 수 있다. 단지 고체 잔류물만이 공정으로부터 폐기된다.
공정 형태 B
도 2는 공정형태 B의 흐름 다어어그램이다. 도 1의 이전 실시예와 일치하는 공정 단계를 지시하는 참조 부호는 동일하게 사용하였다. 예를 들어, 가압 산화 단계는 (12), 대기 침출 단계는 (14), 전해 채취 단계는 (20), 플래쉬 탱크(22), 가압 산화 여과는 (24), 가압 산화 여과(29)의 블리드 처리는 (28), 파쇄 단계는 (30) 및 CCD 세척 회로는 (34)로 지시하였다.
이 형태의 공정에서, 가압 산화(12)는 공급 선광에 포함된 대부분의 구리를 용액에 산화하고 침출하기 위해 수행하였다. 전형적으로 약 85-90%의 구리가 용액으로 침출되는데, 단지 약 10-15%가 염기성 산화 구리로서 잔류물에 남게 된다.
오토클레이브에서의 가압 산화 단계(12)의 조건은 고체의 비율이 예컨데, 150-225g/L로 낮다는 것을 제외하고는 공정 형태 A와 유사하다. 이 형태의 공정에서, 전형적으로 △[Cu2+]는 30 내지 40g/L Cu이며, 예컨데, 구리의 농도는 가압 산화 단계(12)로부터의 생성 용액(21)에서 더 크다. 가압 산화 단계(12)로의 공급 용액(25)은 전형적으로 약 20 내지 30g/L 황산과 함께 10-15g/L Cu 및 12g/L Cl을 포함한다.
이 형태에서, 도 1의 실시예의 경우와 같이 외부 공급원으로 부터 가압 산화 단계(12)에 부가되는 황산은 없다. 이 형태에서, 산은 예컨데 가압 산화 여과액(29)의 재순환에 의해 수득된다. 가압 산화 단계(12)로 부터의 생성 용액(21)은 pH 2 내지 2.5에서 40 내지 50g/L Cu 및 11 내지 12g/L Cl을 포함한다.
가압 산화 단계(12)로부터 생성액(21)에 침출된 구리는 액(85 내지 90%) 및 잔류물(10 내지 15%) 사이에서 구리의 목적한 분포를 얻기 위해 제어되어야만 한다. 이 분포는 작지만 중요한 양의 침출 잔류물의 염기성 수산화물 고체가 얻어진다. pH는 완충제인 염기성 황산 구리의 존재하에 표시하는 것이 편리하다. 용액의 강 황산 구리 용액의 농도에 의해, 2 내지 2.5의 pH 범위는 염기성 황산 구리를 지시한다. pH 2 이하에서는, 거의 모든 염기성 황산 구리가 용해될 것이고, pH 2.5이하에서는 더 많은 염기성 황산 구리가 형성되고 그리고 용액(21)내에서는 불충분한 구리가 발견되어진다.
제어의 제 1 방법은 가압 산화 단계(12)에 대한 공급액(25)에서의 산의 양이다. 차례로 산 수준은 하기에 기술된 가압 산화 여과액(29) 라피네이트의 용매 추출물로 부터의 라피네이트의 중화 정도에 의해 제어된다. 통상적으로, 약 25 내지 50%의 산은 필요한 산의 양에 따라 중화되어야만 한다.
가압 산화 단계(12)동안 생성되는 산은 사용된 조건에 따라 하나의 선광으로부터 다른 선광으로 변경된다. 만약 선광이 가압 산화 단계(12)동안 많은 양의 산을 생성 한다면, 공급되는 용액(25)은 목적한 결과를 얻기 위해서는 보다 작은 산을 필요로 할 것이다. 액(21)으로 되어질 (농축 공급물로 부터의) 최소의 구리는 약 10%이다. 10% 이하에서, pH는 가압 산화 여과액(29)에서의 철 선광이 급속하게 증가하도록 충분히 낮게 떨어진다. 정상적으로, 철은 약 10 내지 50ppm이지만, 만약 pH가 2 이하이고 그리고 잔류물중에 염기성 황산 구리가 없어진다면, 철은 1g/L 이상으로 급격하게 증가할 수 있다. 단지 철 가수 분해에 의해 용액으로부터 동시에 제거되는 As와 Sb와 같은 수개의 불순물 원소가 있기 때문에 바람직하지 않다. 이에따라, 용액 중에 철이 없다는 사실은 가압 산화 여과액(29)에서의 불순물 함량이 낮게 되는 우수성을 보장한다. 또한 철은 가능한한 전해 채취 회로(20)에서 피해야만 하는 불순물 그 자체이다.
그러나, 용액중에 Cu가 최대가 되는 데는 다른 인자가 있다. 만약 구리 농도가 낮을 경우 특정 농도가 실질적으로 완전히 침출된다는 놀라운 사실을 발견하였다. 이것은 상술한 바와 같은 제 2 CuS의 형성, 그렇지 않으면 높은 구리 농도의 용액에서 주요 미네랄, 황동광의 열악한 산화 특성과 관련된 몇몇의 다른 현상으로 인해 기인되는 것으로 여겨진다. 가압 산화 단계(12)에서의 반응동안 생성된 황 원소는 반응되지 않은 황동광 입자를 피복하거나 또는 실질적으로 밀봉하고 그리고 시약의 접근을 방해한다. 이것은 열악한 동회수의 결과를 초래한다. 이런 현상은 용액중의 높은 Cu 수준에 의해 명백하게 두드러진다. 이것은 상술한 바와 같이, 계면 활성제를 사용함에 의해 극복되거나 또는 완화될 수 있다. 이런 문제는 다른 것보다 특히 높은 등급의 선광에서 더 극심하다. 이에따라, 이들 농도에 있어서, 가압 산화 여과액에서의 구리 농도(예컨데, 약 95%이상)를 전체적으로 제한하는 것이 바람직하다. 이것을 위해서는, 예컨데, 가압 산화 여과액 보다는 가압 산화 단계(12)로 부터의 고체 잔류물에서 염기성 황산 구리로서 구리의 부분을 갖추는 것이 필수적이다. 전형적으로, 필요에 따라 높은 구리 회수를 수득하기에 충분히 낮은 구리 농도를 유지하도록 20-40%의 구리가 고체가 될 수도 있다.
높은 등급의 동선광은 용액중의 높은 구리로 인해 낮은 구리 회수가 나타내는 문제가 나타난다. 이에 따라, 구리의 증가 특성은 등급이 증가할수록 고체이어야만 한다. 3개의 다른 선광의 시험으로 이들 관계를 예시하였다.
| 정광 번호 | % Cu | H+/Cu몰 | Cu 분포 % | ||
| PO 액 | PO 잔류물 | 총 회수 | |||
| 1 | 41 | 0.55 | 0 | 100 | 97.3 |
| 2 | 28 | 0.70 | 63 | 37 | 95.7 |
| 3 | 22 | 0.96 | 85 | 15 | 94.7 |
H+/Cu 몰비는 공급 선광에서의 Cu 및 공급 산에서의 H+를 언급하는 것이다. 공급 산에서의 H+는 진행 상태에서 산이 완전히 분리되지 않는 경우에도, 그 양자(proton)가 완전한 분리 상태로 이용 가능해진다. 상기 표에서 보여주는 H+는 실험에서 알수 있듯이 최고의 결과를 가져오는 최적의 등급이다.
높은 등급의 농도인 1번 선광에는 모든 구리가 침출액에 제공되고 △[Cu2+]=0이 되는 공정 형태 A가 선택된다. H+/Cu 몰비는 실험에 의하여 바람직한 결과인△[Cu2+]=0으로 된다.
중간 등급의 농도인 2번 선광에는 대부분의 구리 량이 고체 기초 구리 황산염에 제공되고, △[Cu2+]=0이 되는 공정 형태 B가 선택된다. 이것은 모든 구리가 염료액으로 분해되지 않도록 H+/Cu 몰비를 낮게 유지하므로서 이루어진다.
낮은 등급의 농도인 3번 선광에는 구리의 최소량이 H+/Cu 몰비를 충분히 높게 조정하므로서 잔류물로 제공되는 것을 제외하고 공정 형태 B가 선택된다.
가압 산화 단계(12)로부터의 잔류물은 H2SO4가 약 3-10g/L 희석된 산인 용매 추출로부터 귀환되는 라피네니트(37)와 함께 침출된다. 가압 산화 단계(12)로부터의 대부분의 구리가 가압 산화 여과액(29)에 제공되고 소량만이 가압 산화 잔류물로 남기 때문에, 대기 침출에서의 잔류 침출액에는 구리 성분이 희석되어 있다. 차례로, 이는 용매 추출(16)로부터 희석 라피네이트(37)를 생산한다. 통상적으로, 대기 침출액(31)이 3-7g/L Cu 및 0.2-0.5g/L Fe로 이루어진다.
대기 침출 단계(14)로부터의 슬러리는 공정 형태 A와 같이 여과하기 어렵게 된다. 그러나, 양호한 액체/고체 분리 및 세척은 CCD 장치(34)에서 일련의 농축 장치를 사용하기 전에 이루어질 수 있다. 세척수(51)는 용매 추출(16)로부터 라피네이트에 의해 제공되어 중화된다. 이것은 공정 형태 A에서와 비슷하다. 주요한 차이는 체적이 감소되고 용액(33)이 저농도를 갖는 것이다.
대기 침출 단계(14)에 의해 생산된 용액(33)은 용매 추출을 받게 된다. 가압 산화 단계(12)로부터 구리 함유 용액(29)에는 용매 추출 단계(50)가 제공된다. 그러므로, 두 용매 추출 작용, 예를 들어 도면부호 16, 50은 두 개의 다른 흐름 액(33,29)에서 각기 처리된다. 본 발명에 따른 특징은 용매 추출 작용에 효과적으로 이용되는 유기 추출 용매가 두 용매 추출(16, 50)에 공동으로 사용되는데 있다.
도 2에 도시된 바와 같이, 공통의 탈취 작용(44)으로부터의 탈취된 유기물(125)은 먼저 용매 추출 회로(16)로 안내된 후, 물의 공급 흐름(33)에서 최대로 엷은 동선광을 구비하므로, 효과적으로 혼합되도록 유기 추출용매를 가능한 낮게 유지하여야 한다.
용매 추출(16)로부터 혼합된 유기물(16)은 고 동선광 용액(29)과 접촉하는 용매 추출(50)에 보내진다. 용매 추출(50)은 높은 추출비를 얻을 필요가 없게된다. 왜냐하면 상기 추출에서의 라피네이트(63)가 도시된 바와 같이 가압 산화 단계(12)로 재순환되기 때문이다. 또한, 용매 추출(16)로부터의 라피네이트(37)는 일부만이 재순환되고, 일부는 회로에서 초과 산을 제거하기 위해 중화된다. 그러므로, 용매 추출(16)로부터 높은 구리로 회수되는 것은 매우 중요하다.
용매 추출(16)로부터의 라피네이트(37)는 공정 형태 A에서와 같이 도면부호 36에서 분리되고, 그중 약 3분의 1(121)은 중화(46)되고 3분의 2(120)는 대기 침출 단계(12)로 재순환 된다. 공정 형태 A로부터의 중요한 차이는 용매 추출(16)로부터의 라피네이트(37)가 충분히 낮은 구리 예를 들어 100ppm으로 되어 공정 형태 A에서와 같이 중화되기 전에 제 2 용매 추출 단계를 갖출 필요가 없는데 있다. 이것은 낮은 동 선광 및 용액 체적으로 인한 것이고, 또한 용매 추출(16)을 더 효과적으로 사용한다.
연속하여 두 용매 추출 작용(16, 50)에 의해 생산되는 혼합 유기물(65)은 도면부호 42에 도시된 바와 같이 엷은 산성 수용액(122)을 갖춘 반대 흐름 형식으로 두 단계에서 세척된다. 이것은 혼합 유기물(65)로부터 생물학적으로 바뀐 수용액을 초기에 제거하고, 특히 도면부호 44에서 유기물이 탈취되기 전에 콜로라이드 함량을 감소시킨다. 요구된 세척액의 량은 약 1-3%의 유기 체적을 구비한다. 생산된 최종 세척액(47)은 가압 산화 단계(12)로 재순환된다.
세척된 유기물(69)은 전해 채취 단계(20)로부터 소모 전해질(55)과 함께 도면부호 44에서 탈취되므로 통상의 방법에서 탈취용으로 순수한 구리 용액 또는 풍부한 전해질(57)을 제공한다.
라피네이트(63)는 요구된 H+//Cu 몰비에 의해 결정되듯이 두 부분(72, 74)의 도면부호 70에서 분류된다. 상기 부분(72)은 가압 산화 단계(12)로 재순환된다. 또한 상기 부분(74)은 석회석(76)을 구비한 pH 2로 중화되고 도면부호 78에서 여과된다. 고체 잔류물은 도면부호 80에서와 같이 세척 및 폐기된다. 여과액(82)은 가압 산화 단계(12)로 공급 용액(25)을 형성하기 위해 상기 부분(72)과 함께 재순환된다.
그러므로, 상기 과정의 특징은 두 개의 분리 공급 수용액으로부터 구리를 추출하기 위해 공통의 유기물을 이용하는데 있다. 이것은 용매 추출 회로에서 저 자본 및 저 작동비로 인해 상당한 경제성을 제공한다. 또한, 대기 침출 CCD 회로에서 풍부한 물을 이용할 수 있으므로, 최종 잔류물상에서 양호한 세척이 이루어지고 엷은 액으로부터 구리를 회수할 수 있다.
가압 산화 단계(12)에서 일어나는 황의 산화도는 선광 형식에 크게 좌우되어 선광의 등급 및 광물 처리는 가압 산화 단계(12)이외에서도 가능해진다. 임의의 선광은 상당히 높은 황의 산화, 즉 선광에서 황의 산화를 나타내고, 그 효과는 특히 28%의 Cu 중량 보다 작은 저 등급의 선광으로 나타난다. 본 발명에서 이러한 편차의 중요성은 선광에서 구리/황을 제외하고 구리 등급 자체에 크지 않다. 동 선광에서 주요한 불순인자는 구리 광석이 다른 광물질 특히 황 철광 FeS2또는 자류철광 FeS과 함께 황동광으로 구성되기 때문에 철 및 황으로 이루어진다.
저 등급의 선광이 구리 90%를 분리하고 기본적인 황동의 형식을 최소화하는데 이용될 때 공정 형태 B는 가압 산화 단계(12)에서 지나친 황 산화문제를 처리한다. 황동광을 위한 반응은
CuFeS2+ 5/4O2+ H2SO4→ CuSO4+ 1/2Fe2O3+ 2S0+ H2O(6)
으로 구성된다.
그래서, 가압 산화 단계(12)로부터의 여과액은 구리 염화물 및 황동의 높은 등급을 함유하고, 이것은 전해 탈취 단계(20)에 이르는 순수한 황동액을 생산하기 위해 용매 추출 단계(50)에서 처리된다.
도 3을 참조하면, 구리 이외에 아연을 추출하기 위한 유체의 야금학 과정이 도시되어 있다. 도면부호가 동일한 것은 상술된 실시예에서 명칭 및 단계가 일치한다.
선광은 상술된 실시예의 경우와 같이 재파쇄부(30)로 구성된다.
혼합 아연-구리 선광의 산화 과정은 도 2에 도시된 바와 같이 구리만을 함유한 선광을 위해 유사한 방식으로 수행된다.
아연은 꾸준히 산화되거나 구리보다 더 많이 산화되고, 가압 산화 잔류물에 대향하듯이 침출액(29)에 보다 많이 용이하게 제공된다. 이것은 아연이 기초 황화아연으로서 구리 보다 적게 가수분해, 즉 높은 pH로 가수분해되기 때문이다.
구리 또는 아연의 회수는 높은 등급의 동 선광을 위한 높은 용액 성질에 의해 방해되지 않는다. 그러므로, 대부분의 구리 및 아연이 공정 형태 B로 가압 산화 여과액(29)에 제공될 수 있다. 황의 산화가 낮으므로, 가압 산화 단계(12)내에서 발생된 산의 양은 낮게 된다. 따라서, 높은 H+/Cu 몰비를 얻기 위해 최소의 중화작용과 함께 용매 추출 단계(12)로부터 모든 산을 재순환하게 된다. 공급 산은 약 10g/L Cu, 5g/L Zn, 12g/L Cl을 갖춘 75g/L만큼 높게 된다.
가압 산화 여과액(29)은 공급 선광 조성에 따라 아연 및 구리를 상당한 농도로 포함한다. 20% Cu, 5% Zn을 갖춘 선광을 위해 가압 산화 여과액은 약 10g/L Cu, 5g/L Zn, 12g/L Cl을 함유할 수도 있다.
가압 산화 잔류물은 도시된 바와 같이 용매 추출(16)로부터 라피네이트(16)를 사용하는 동일한 방식으로 침출되어 용매 추출 회로에 공급해야할 혼합 Cu-Zn 용액을 생산해낸다. 아연이 먼저 추출되고 그 뒤에 구리가 추출된다.
두 개의 수성 스팀이 동 선광을 위해 공정 형태 B에서와 같이 용매 추출에 의해 처리된다. 가압 산화 여과액(29)이 구리 및 아연의 높은 성질을 함유하는 반면에, 대기 침출 용액(33)은 양쪽 요소에 취약하다.
상술된 실시예에서와 같이 용매 추출 회로를 위한 신규 장치 배열은 아연 용매 추출을 위해서도 계속 적용된다. 즉, 취약한 수용액이 유기 추출용매와 먼저 접촉되며, 그 후에 강한 수용액이 공급된다. 이 경우에, 아연용 및 구리용 두 회로가 있다.
유기 추출액의 선택 및 구리와 아연의 상대 관계에 좌우되지만, 먼저 구리를 추출한 후 아연이 후속적으로 추출 가능하다. 본 출원인은 구리를 지나 아연을 선택적으로 향하는 제 1 추출용매로서 DEHPA(디에틸-헥실 포스포릭 산)을 이용하여 만족스러운 결과를 얻을 수 있었다. 그러므로 두 DEHPA 추출용매(100,102)가 형성되므로, 제 1 추출용매(100)는 취약 액(33)상에 형성되고, 제 2 추출용매(102)는 가압 산화 단계(12)로부터 강한 액(29)상에 형성되어 아연을 회수하고 용액에서 상당한 양의 구리를 남게 한다.
DEHPA에 의한 아연 추출이 높은 산농도 하에서의 빈약한 추출 특징에 의해 방해를 받는다. 실질적으로, 추출은 약 pH 1.4 또는 약 7-10g/L H2SO4에서 정지된다. 상기 문제를 처리하기 위해 pH 2에서 중간 단계의 중화(104)는 아연 용매 추출물을 위해 포함된다. 그래서, 아연 용매 추출은 두 단계 즉, 제 1 단계(102) 및 제 2 단계(103)에서 그사이의 중화 작용과 함께 일어난다. 각 단계(102, 103)는라피네이트에서 최종 산 농도에 의해 정지되기 전에 5-7g/L 아연만을 추출한다. 중간 단계의 중화(104)를 사용하므로서, 전체 아연 추출은 10g/L으로 증가될수 있다. 제 1 추출 단계(102)로부터의 라피네이트(97)는 도면부호 98에서 여과되고 폐기되는 석고형 고체를 생산하기 위해 값싼 석회석(CaCO3)과 함께 도면부호 104에서 pH 2 내지 2.5로 중화된다. 여과액(99)은 이때 제 2 용매 추출 단계(103)로 이송된다. 제 2 단계에 대한 공급은 통상적으로 pH 2 내지 2.5에서 10g/L Zn, 50g/L Cu이다. 추출후에, 제 2 라피네이트(124)는 통상적으로 5g/L Zn, 50g/L Cu, 8g/L 산으로 구성된다.
용매 추출 회로(16)를 위해 아연 농도는 충분히 낮기 때문에 문제점은 존재하지 않는다.
가압 산화 여과액(29)의 최적 아연 함유량은 아연을 추출하기 위해 아연 용매 추출 회로 능력에 의해 대개 결정된다. 아연이 이용 가능한 추출용매(예를 들어, DEHPA)로 매우 약하게 추출되기 때문에, 라피네이트에서 일어나는 산으로 인한 반응이 정지하기 전에 약 5 내지 7g/L Zn의 최대 추출이 가능해진다. 또다른 추출은 산의 중화에 필요하다. 그러나, 중간 단계의 중화와 함께 Zn의 매우 높은 등급의 추출이 가능하고, 중간 단계의 중화는 가압 산화 회로(23)에 신선한 산을 부가하거나 황을 산화시키므로서 대체되어야 하는 회로로부터 황을 제거한다.
상호 중화 단계가 황의 균형과 함께 양립하기 쉬우므로, 약 10g/L로 가압 산화 여과액(29)에서의 아연 농도-재순환 라피네이트(72)에서의 아연 농도로 된△[n2+]를 유지하는 것이 바람직하다. 그래서, 용매 추출로부터 라피네이트(72)로서 재순환된 가압 산화에 대한 공급 산이 5g/L Zn 이라면, 가압 산화로부터의 생성 여과액(29)은 약 15g/L Zn을 함유한다. △[Zn]상에서의 이러한 제한은 구리와 비교된 아연을 위한 과정으로 구별짓는다. 구리의 양호한 추출은 아연용 약 7-10g/L 만을 비교하여 라피네이트에서 75g/L H2SO4까지 매우 높은 산 등급을 얻을 수 있다. 이것은 구리 용매의 양호한 추출 능력을 의미한다. 그래서, 구리는 50g/L Cu 공급 스팀으로부터 추출된다.
추출후에, 아연(DEHPA) 회로에서 혼합 유기물은 강한 구리액의 단순한 전환 과 아연을 향한 DEHPA 의 추출용매의 불완전한 선택의 결과로서 약간의 구리를 함유한다. Zn 용매 추출로부터 혼합 유기물(106)에서 Zn/Cu 비율은 통상적으로 약 150 내지 300:1 이다. 제거되지 않는다면, 모든 구리는 용매 탈취(114)중에 아연을 따라 탈취될 것이고, 그러므로써 아연 전해 채취(118)에 공급되는 아연 함유 전해질(120)에 탈취된다. 아연의 전해 채취는 타당한 전류 효율에서 만족스러운 아연 음극을 제조한다면 매우 순수한 전해질이 필요하게 된다. Zn/Cu 비율은 전해질에서 약 100,000:1로 되어야 한다. 그러므로, 혼합 유기물(106) 또는 그후 전해 채취 전해질로부터 거의 모든 구리를 제거하는데 필요하다. 혼합 유기물(106)을 순수화하는데 보다 용이하게 된다.
이 구리를 제거하기 위해, 여러 세척 또는 처리 단계(106), 예를 들어 3 내지 10, 통상적으로 5 단계가 필요하게 된다. 세척은 엶게 산화된 아연 황 수용액으로 이루어진다. 세척 단계는 연속적으로 배열되며, 즉 제 1 세척 단계로부터 방출된 처리 유기물은 제 2 단계로 들어가고, 유기물이 최종 단계로 들어갈 때까지 다른 모든 단계를 통과한다. 약간의 아연이 구리로 세척되므로, 부가된 세척액 량을 최소화하고, 역류 방식으로 배열된 다양한 세척 단계를 사용하는 것이 필요하게 된다.
생성된 최종 세척액(110)은 구리 및 아연값을 회수하기 위한 대기 침출 회로로 재순환된다.
세척후에 DEHPA 추출로부터 유기물 스팀(112)은 아연 전해 채취(118)로부터 소모 전해질(116)과 함께 탈취하기 위해 준비된다. 이것은 높은 전류 효율로 전해채취 아연을 위해 전해질(120)을 생성한다.
탈취(114)후에 추출 용매는 추출용매가 용매 추출(100)로 재순환하기 전에 철의 제거를 위해 탈취(131)된다. 탈취(131)는 가압 산화 단계내로 안내되는 염산 보충 용액(133)에 영향을 받는다.
DEHPA를 갖춘 아연 추출로부터 라피네이트(122, 124)는 용매 추출(16, 50) 각각에서 LIXTM과 같은 구리 추출용매와 함께 추출된다.
상기 회로(16, 50)의 설계는 먼저 용매 추출(16)이 사용되고 그후 용매 추출물(50)이 사용되는 공통의 유기물을 갖춘 공정 형태 B와 비슷하다. 혼합 유기물은 이때 도면부호 42 및 44에서 각기 세척되고 탈취된다.
용매 추출(50) 회로에서 중화 규정은 아연 회로에서의 종래의 중화 때문에낮아지는 것으로 알려져 있다.
LIXTM추출로부터 발생된 라피네이트는 가압 산화 단계(12) 및 대기 침출 단계(14)로 각각 되돌아가기 전과 같이 재생된다.
도 4를 참조하면, 구리에 첨가된 니켈을 복구하기 위한 습식 야금학적 추출 방법이 도시되어 있다.
동일한 참조 번호는 앞의 실시예와 상응한 방법에서의 단계들 또는 단계를 지시하기 위해 사용된다.
니켈-구리 선광에 대해, 상기 방법은 이용가능한 용매 추출 작용제가 니켈 성질보다 구리 성질이 더 큰 것을 제외하고는, 아연에 대한 것과 거의 동일하다. 따라서, 니켈 용매 추출 회로(130, 132)는 모두 각각의 구리 용매 추출 회로(16, 50) 후부에 각각 위치된다.
용매 추출(132)에 의해 추출된 혼합 상태의 니켈 용매(135)는 세척(137)을 필요로 하고 그런 후 용매 추출(130)을 위해 재생되기 전에 탈취(139)된다. 탈취(139)는 니켈 전해 채취(140)에 의해 채취된 전해액의 소비에 효과적이다.
또한, 니켈 추출에는 예를들어 참조 부호 134 및 136으로 나타낸 바와 같이, 암모니아에 의한 인-시튜 중화가 각각 요구되는 결점이 많이 있다. 암모니아는 예를들어 석회 비등 방법(138)에 의해 각각의 라피네이트로부터 분명히 회수되고, 재생된다.
본 발명에 따른 방법은 이제 실시예의 방식으로 추가로 설명될 것이다. 실시예 1 내지 실시예 7은 상기 방법의 가압 산화 단계(12)를 설명하고 있다. 실시예 8 내지 실시예 9는 대기 침출 단계(14)의 작용을 설명하고 있다. 실시예 10 내지 실시예 11은 상기 방법의 용매 추출 단계를 설명하고 있다.
실시예 1(시험 ＃258)
영국 콜롬비아의 하이랜드 밸리 구리 광산으로부터 채광된 동 선광은 다음 조건(일단) 하에서의 가압 산화 및 대기 침출을 필요로 한다.
가압 산화
대기 침출
온도: 150℃온도: 40℃
보유 시간: 60분시간: 60분
압력: 200 psigpH: 1.5 - 1.7
가압 산화
농축 중량: 225g%(37.9 Cu, 21.4 Fe, 28.3 S)
공급 용액: 1100 mLg/L (26.1 Cu, 12.4 Cl, 24.8 H2SO4, 0 ppm Fe)
여과액: 985 mLg/L (30.1 Cu, 12.2 Cl, 3.4 H2SO4, 10 ppm Fe)
대기 침출
공급 용액: 3000 mLg/L (1.9 Cu, 0.8 Cl, 0.91 Fe)
여과액: 3915 mLg/L (20.0 Cu, 0.9 Cl, 0.88 Fe, 1.9 pH)
잔류액: 154g% (1.27 Cu, 29.5 Fe)
상기 결과는 표 1에서 주어진다.
| Cu % 분포 | △[Cu2+] | % Cu 추출 | H+/Cu 몰 | % 황 산화 | |
| 여과액 | 잔류액 | ||||
| 0% | 100% | 0.9 | 97.7 % | 0.41 | 9.1 % |
본 실시예에서, △[Cu2+]의 모든 값은 공급 용액 및 가압 산화 여과액에 대한 체적을 일정하게 하기 위해 역으로 계산되었다. 산은 지시된 바와 같이 최종 pH를 생성하기 위해 요구된 바와 같이 대기 침출 용액에 첨가되었다. 표 1에 도시된 구리 분배 백분율은 가압 산화와 관련이 있다.
가압 산화 여과액은 공급 용액 내에 있는 구리 이상의 어떤 추가의 동을 포함하고 있지 않음을 알 수 있다. 공급 선광으로부터 추출된 모든 구리는 염기성 구리염 내에 존재하고 있다. 단지 9.1%의 황만이 산화되었으며 대기 침출 후의 전체 구리 회수율은 97.3% 이었다. 황 산화는 황 균형법에 의해 계산되었다.
실시예 2 및 3(시험 ＃263 및 ＃265)
추가의 두 시험은 가압 산화 공급 용액내의 산이 실시예 2 에서 0이고, 실시예 3 에서 35g/L 인 것을 제외하고는 실시예 1과 동일한 조건하에서 계산되었다. 실시예 1 내지 실시예 3의 결과는 표 2에서 비교된다. 실시예 1 내지 실시예 3 의 시험은 오토클레이브에서 배치 방식으로 실행되었다.
| 실시예 | 원료속의 산(g/L) | △[Cu2+] | % Cu 추출 | % 황 산화 |
| 2 | 0 | -14.7 | 97.1% | 13.8% |
| 1 | 25 | 0.9 | 97.7% | 9.1% |
| 3 | 35 | 9.9 | 97.4% | 7.9% |
가압 산화 공급물의 산도가 황의 산화에 영향을 끼친다는 것을 알 수 있다. 가압 산화 공급물의 산도를 0으로부터 35g/L 까지 증가시킴으로써, 황의 산화는 14%로부터 8%까지 감소했다. 가압 산화 공급물의 산도는 또한 공급물과 여과액 사이의 동 선광에서의 변화에 영향을 끼친다. 가압 산화 전반에 걸쳐서 평형의 구리 행로를 유지하기 위해서는 대략 25g/L의 산도가 요구된다. 만일 공급물에서 산의 농도가 상기 25g/L 이상 이라면, 여과액 내에서 구리가 형성된다.
실시예 4(시험 ＃198)
앞의 실시예에서와 동일한 농도를 사용하여, 가압 산화 시험은 다음 조건하에서 배치 방식 대신에 오토클레이브 내에서 연속 방식으로 실행되었다.
가압 산화 대기 침출(표본에서)
온도: 150℃온도: 40℃
보유시간: 149분pH: 1.5 - 1.7
압력: 200 psig
구획 번호: 4
고체 건조율: 4.0 kg.hr @ 69% 고체
산 공급율: 12.4 L/hr
용액 공급 온도: 85℃
선광: 하이랜드 밸리 구리
가압 산화 생성 슬러리의 표본이 여과되고 난 후 필터 케이크는 전체 구리 회수량을 결정하기 위해 대기 침출 상태하에서 배치식으로 여과되었다.
가압 산화
선광 중량: 49 kg% (39.5 Cu, 16.85 Fe, 24.9 S)
공급 용액: 139 Lg/L (13.1 Cu, 11.7 Cl, 53.7 H2SO4, 286 ppm Fe)
생성 용액: 125Lg/L (17.5 Cu, 3.1 pH, 10 ppm Fe)
대기 침출 잔류물: 34 kg% (1.3 Cu)
결과는 표 3에서 주어진다.
| Cu % 분포 | △[Cu2+] | % Cu 추출 | H+/Cu 질량 | |
| 여과액 | 잔류액 | |||
| 1% | 99% | 2.6 | 97.6 % | 0.50 |
동 선광으로부터 추출된 구리가 염기성 구리염으로서 다량 존재했었다는 것을 알 수 있으며, 지금은 여과액 내에 단지 약 1% 만이 존재해 있다. △[Cu2+]의 값은 작았고 대기 침출 후 전체 구리 추출은 97.3%이었다. 황의 산화는 공급 및 생성 흐름 사이에서 황산염의 잔류량을 기초로 6.6%로 생성되었고, 이것은 공급 용액내에서 높은 황의 사용에 의해 최소화되는 방법을 나타낸다.
실시예 5(시험 ＃206)
실시예 4와 유사한 또다른 시험은 오토클레이브 내에서의 연속 방식으로 다시 실행되었다. 이것은 구리가 많이 함유되고 산이 적게 함유된 공급 용액과 일치한다.
가압 산화 대기 침출(표본에서)
온도: 150℃온도: 40℃
보유 시간: 149분pH: 1.5 - 1.7
압력: 200 psig
체적: 34L
고체 건조율: 4.0 kg.hr @ 69% 고체
산 공급율: 12.4 L/hr
용액 공급 온도: 72℃
선광: 하이랜드 밸리 구리
가압 산화
선광 중량: 47 kg% (40.1 Cu, 15.6 Fe, 24.9 S)
공급 용액: 143 Lg/L (34.1 Cu, 12.1 Cl, 33.6 H2SO4, 16 ppm Fe)
생성 용액(예상 체적): 129Lg/L (12.4 Cu, 3.2 pH, 4 ppm Fe)
대기 침출
잔류액(예상 중량): 33 kg% (1.47 Cu)
| Cu % 분포 | △[Cu2+] | % Cu 추출 | H+/Cu 몰 | % 황 산화 | |
| 여과액 | 잔류액 | ||||
| -18.5% | 118.5% | -23 | 97.4% | 0.35 | 4.2% |
이 실시예는 공급 용액 내의 산의 농도가 앞의 실시예에서의 53.7% g/L와 반대로 33.6g/L H2SO4의 공급 용액내에 구리를 추가함으로써 감소될 수 있다. 다시, 황의 산화는 다시 공급 용액 내에서 높은 산화 때문에 매우 낮아진다.
다음 시험은 본 발명의 이 실시예를 설명하기 위해 처리 형태 B를 사용하여, 낮은 수준의 농도 상에서 실행되었다. 이 실시예에서, 선광 내의 구리의 주요 부분은 용액 안으로 침출하도록 요구된다.
실시예 6(시험 ＃352)
시험은 다음의 조건하에서 배치식으로 수행했다.
가압 산화
대기 침출
온도 : 150℃온도 :40℃
보유 시간 : 60분시간 : 60 분
압력 : 200 psigpH: 1.5 - 1.7
가압 산화
선광 중량 : 225 g%(22.8 Cu, 25.3 Fe, 28.9 S)
공급 용액 : 1100 mLg/L (13.6 Cu, 11.7 Cl, 34.0 H2SO4, 0 ppm Fe)
생성 용액(예상 체적): 1035 mLg/L (53.5 Cu, 10.9 Cl, 2.9 pH, 32 ppm Fe)
대기 침출
여과액 : 1420 mLg/L (53.5 Cu, 10.9 Cl, 2.9 pH, 32 ppm Fe)
잔류물(예상 중량): 184 g%(1.43 Cu, 27.6 Fe)
상기 결과는 표 5에 나타나 있다.
| Cu % 분포 | △[Cu+2] | % Cu 추출 | H+/Cu 질량 | % 황 산화 | |
| 여과액 | 잔류물 | ||||
| 79% | 21% | 35.0 | 95% | 0.95 | 13.5% |
상기 경우에서, 구리의 대부분은 여과액 내에 있다. 황 산화는 13.5% 및 95.0%이다. Cu 추출이 행하여졌다. 79%의 구리는 높은 H+/Cu비로 인한 여과액으로 기록되어 있다.
실시예 7(시험 ＃88)
또 다른 시험은 다음의 조건으로 오토클레이브 내에 연속식으로 동일한 낮은 등급의 선광에서 행해 졌다.
가압 산화
대기 침출
온도 : 150℃온도 :40℃
보유 시간 : 53분시간 : 60 분
압력 : 200 psigpH: 1.5 - 1.7
구획 번호 : 5
고체 건조율 : 7.2 Kg/hr ＠ 68% 고체
산 공급율 : 32.8 L/hr
용액 공급 온도 : 45℃
선광 : 아일랜드(island) 구리
가압 산화
선광 중량 : 55 Kg%(22.5 Cu, 25.4 Fe, 29.1 S)
공급 용액 : 250 Lg/L (9.4 Cu, 13.2 Cl, 35.0 H2SO4)
생성 용액(예상 체적) : 225 Lg/L (50.8 Cu, 2.8 pH)
대기 침출
잔류물(예상 중량) : 47 Kg% (1.4 Cu)
상기 결과는 표 6에 나타나 있다.
| Cu % 분포 | △[Cu+2] | % Cu 추출 | H+/Cu 질량 | % 황 산화 | |
| 여과액 | 잔류물 | ||||
| 73% | 27% | 36.3 | 94.6% | 0.83 | 16.5% |
대부분의 구리는 높은 H+/Cu 비로 인한 여과액으로 기록되어 있다.
실시예 8 및 9
상기 실시예들은 A 형과 B 형에 대한 연속식 대기 침출 및 역류 세척방법을 기술하고 있다. 작동 조건은 다음과 같다.
| 작동 조건 | ||
| 변수 | 대기 침출 | 역류 세척 |
| 온도 | 40 내지45℃ | 32 내지 25℃ |
| 최종 pH | 1.7 | 3.5 |
| 반응기의 수 | 3 | 5 혼합 탱크, 5칼럼 |
| 3개의 반응기의 총 체적 | 69 L | n/a |
| 보유 시간 | 45 - 60 분 | n/a |
실시예 8은 구리가 가압 산화 필터 케이크내에 완전히 함유된 공정 형태 A(도 1)실시예를 도시하고 있으며, 실시예 9는 구리의 일부 부분만이 필터 케이크 내에 함유되어 있는 실시예를 도시하고 있다. 상기 결과는 표 7, 8에 각각 주어져 있다. 실시예 8에서, 전체 Cu 추출 비율은 97.5%이며 실시예 9에서는 94.6%이다.
| 공정 형태 A 실시예 - 흐름 조성 및 체적/중량 | ||||||
| 흐름 | 체적(L)또는중량(Kg) | % 고체 | [Cu]g/L | [유리산]g/L | [cl]g/L | [Fe]g/L |
| 제 1 라피네이트(120) | 1225 L | 0.0 | 0.5 | 26 | 1.1 | 0.3 |
| 소모 전해질 블리드 추출 | 5.8 L | 0.0 | 35.2 | 204 | … | … |
| P.O. 필터 케이크 | 155Kg중량 | 81 | 23% | n/a | n/a | n/a |
| 흐름(31)위로의 대기 침출 | 1390 L | 4 | 18 | pH 1.64 | 1.2 | 0.3 |
| 응집제 | 70 L | 1.0 g/L | n/a | n/a | n/a | n/a |
| 응고제 | 36 L | 1.0 g/L | n/a | n/a | n/a | n/a |
| CCW(51)에 대한 세척수 | 800 L | 0.0 | … | pH 3.6 | 1.0 | … |
| 흐름(35)하의CC-W #5 | 228 Kg | 41 | 1.7%0.17 g/L | pH 여과액3.1 | 1.1 | 0.05 |
| 탭 수 PLS 희석 | 360 L | 0.0 | … | pH 5 | … | … |
| 용매 추출(33)에 대한 여과액 | 2370 L | 여과 | 11 | pH 1.9 | 1.1 | 0.3 |
| 공정 형태 B 실시예 - 흐름 조성 및 체적/중량 | ||||||
| 흐름 | 체적(L)또는중량(Kg) | % 고체 | [Cu]g/L | [유리산]g/L | [cl]g/L | [Fe]g/L |
| 제 1 라피네이트 (120) | 300 L | 0.0 | 0.0 | 11 | 1.0 | 0.3 |
| 소모 전해질 블리드 추출 | 10.2 L | 0.0 | 30 | 180 | 12ppm | 0.1 |
| P.O. 필터 케이크 | 154Kg중량 | 75 | 3.9% | n/a | n/a | n/a |
| 흐름(31)위로의 대기 침출 | 440 L | 27 | 7.5 | 1.3 | 1.3 | n/a |
| 응집제 | 51 L | 1.0 g/L | n/a | n/a | n/a | n/a |
| 응고제 | 41 L | 1.0 g/L | n/a | n/a | n/a | n/a |
| CCW(51)에 대한 세척수 | 628 L | 0.0 | 0.1 | pH 3.0 | 0.9 | 0.03 |
| 흐름(35)하의 CCW #5 | 216 Kg | 39 | 1.3%0.12 g/L | pH여과액 2.9 | 0.9 | 0.03 |
| 탭 수 PLS 희석 | 0 L | 0.0 | … | … | … | |
| 용매 추출에(33) 대한 여과액 | 980 L | n/a | 4.1 | 1.2 | 0.8 | 0.4 |
실시예 10 및 11
상기 실시예는 가공 단계의 용매 추출을 설명하고 있다. 실시예 10에서, 도1에 따른 실시예가 나타나있고 도 11에는 도 2에 따른 실시예가 나타나 있다. 두 경우에 있어서, 작동 변수는 다음과 같다.
믹서 보유 시간 : 3 내지 6분
온도 : 40 내지 45℃
구리 유기물 용매 : 40% v/v LIX ＠ 70 : 30 v/v860n : 84N
유기물 희석액 : 60% v/v ORFOM SX-11
상기 결과는 표 9 및 10에 나타나 있다. 다른 흐름을 확인한 참조 부호는 도 1 및 도 2에 각각 도시되어 있다.
| 흐름 | 체적(기초:24H)L | [Cu]g/L | H2SO4g/L | [Cl]ppm | 최종 라피네이트에 대한 구리 손실 |
| 생성 용액(33) | 3168 | 11.5 | 1.5 | 1050 | |
| 라피네이트(120)(대기 추출) | 2112 | 0.5 | 18 | 1050 | |
| 라피네이트(121)(중화) | 1056 | 0.5 | 18 | 1050 | |
| 여과액(39) | 1056 | 0.5 | pH2 | 1050 | |
| 제 2라피네이트(43) | 1056 | 0.05 | 1.7 | 1050 | |
| 용액(51) | 1056 | 0.004 | pH 9 | 1050 | 0.1% |
| 세척수(122) | 43 | 0 | pH 1.3 | 0 | |
| 세척 생성물(47) | 43 | 0.45 | 6.2 | 220 | |
| 제 1 부하 용매(123) | 3168 | 17 | |||
| 제 2 부하 용매(124) | 3168 | 6.35 | |||
| 탈취 용매(125) | 3168 | 6.2 | |||
| 소모 전해질(55) | 3168 | 41 | 200 | 20 | |
| 포화 전해질(57) | 3168 | 30 | 184 | 20 |
실시예 11에서 탈취된 용매(125)의 약 2/3가 용매 추출(16)공정을 통과하여 두 단계를 갖는 용매 추출(50)공정의 제 1 단계로 직접 공급된다. 탈취된 용매(125)의 1/3 만이, 분류가 용매 추출(16, 50)로부터 결합 혼합 용매(65)내로 합류하도록 용매 추출(50)의 제 2 단계내로 유입되는 제 1 혼합 용매를 생산하는용매 추출(16)에 공급된다.
| 흐름 | 체적(기초:24H)L | [Cu]g/L | H2SO4g/L | [Cl]**g/Lppm | 구리 추출율 |
| 생성 용액(33) | 1152 | 4.1 | pH 1.9 | **0.89 | |
| 라피네이트(120)(대기 침출) | 768 | 0.08 | 9.3 | - | |
| 라피네이트(121)(중화) | 384 | 0.08 | 9.3 | - | |
| 용액(51) | 384 | 0 | pH 9 | - | 0.7% |
| 고압 산화 여과액(29) | 778 | 49.9 | pH 3.2 | **11.36 | |
| 라피네이트(63) | 778 | 12.9 | 56.5 | - | 0.1% |
| 여과액(82) | n/a | 12.9 | pH 2 | - | |
| 세척수(122) | 43 | 0 | pH 1.3 | 0 | |
| 세척 생성물(47) | 43 | 8.7 | 21.5 | 4.9 | |
| 부하 용매(126) | 1152 | 10.3 | |||
| 부하 용매(65) | 3168 | 18.2 | |||
| 탈취 용매(126) | 3168 | 6.07 | |||
| 소모 전해질(55) | 3168 | 28.5 | 184 | 21 | |
| 포화 전해질(57) | 3168 | 40.8 | 167 | 23 |
본 명세서에서 단지 본 발명에 따른 양호한 실시예만을 상세하게 설명하였지만, 본 발명은 이에 의해 제한되지 않으며 변형예가 첨부된 청구의 범위내에서 만들어질 수 있다.
Claims (52)
- 최종 가압 산화 여과액 및 불용성 염기성 구리 황산염을 얻기 위해 원광 또는 선광을 산소 분위기 및 산성 염화물 용액하에서 가압 산화시키는 단계를 포함하는 황화구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하기 위한 방법에 있어서,상기 가압 산화는 황산 및 산성 용액에서 가수분해되는 금속 황산염으로 구성된 그룹으로부터 선택되는 중황산염 또는 황산 이온의 공급원하에서 처리되며,첨가되는 중황산염 또는 황산 이온의 공급원은 가압 산화로부터 발생되는 황산염의 양보다 적은 염기성 구리 황산염의 생성에 요구되는 적어도 화학량론적 양의 황산염 또는 중황산염 이온을 포함하는 것을 특징으로 하는 황화구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하기 위한 방법.
- 제 1 항에 있어서,가압 산화 여과액을 상기 가압 산화단계로 재순환시키는 단계와,용액내에 구리 황산염을 포함하는 침출액과 최종 고형 잔류물을 생성하기 위하여 염기성 구리염을 용해하기 위한 산성 황산염 용액으로 제 2 침출단계에서 가압 산화에 의해 생성된 염기성 구리 황산염을 침출시키는 단계와,상기 침출액을 고형 잔류물로부터 분리시키는 단계와,구리 농축액 및 라피네이트를 생성하도록 상기 침출액을 용매 추출 처리하는 단계, 및상기 라피네이트를 상기 제 2 침출단계로 재순환시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항에 있어서, 상기 가압 산화는 소정의 H+/Cu 몰 분률에서 수행되어(H+는 염기성 염화물 용액에서 수소 이온을 표시하고, Cu는 원광 또는 선광에서 구리를 표시함), 상기 가압 산화단계로부터의 최종 가압 산화 여과액내의 구리 농도가 가압 산화단계로 재순환되는 가압 산화 여과액 내의 구리 농도와 동일한 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 3 항에 있어서, 상기 가압 산화단계로 재순환되는 가압 산화 여과액내의 염화물 농도는 8g/l 내지 20g/l의 값으로 유지되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 4 항에 있어서, 상기 염화물 농도는 11g/l 내지 14g/l의 범위로 유지되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 5 항에 있어서, 상기 염화물 농도는 12g/l로 유지되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항 내지 제 6 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 가압 산화는 소정의H+/Cu 몰 분률에서 수행되어(H+는 염산에서 수소 이온을 표시하고, Cu는 원광 또는 선광에서 구리를 표시함), 상기 가압 산화 단계로부터의 최종 가압 산화 여과액내의 구리 농도가 10g/l 내지 25g/l의 범위내에 있는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항 내지 제 6 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계는 1.3 내지 2.2의 범위의 pH에서 실시되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 8 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계는 1.6 내지 1.9의 범위의 pH에서 실시되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항 내지 제 6 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계는 20℃ 내지 70℃ 범위의 온도에서 실시되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 10 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계는 35℃ 내지 45℃ 범위의 온도에서 실시되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항 내지 제 6 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 구리 농축용액으로부터 구리 농축용액을 전해 채취하는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 12 항에 있어서, 상기 제 2 침출 단계로부터의 침출액을 용매 추출하는 단계는혼합 추출용매를 생성하도록 유기질 추출용매와 침출액을 혼합하는 단계와,혼합 추출용매를 물로 세척하는 단계, 및전해 채취용 구리 농축 용액을 생성하도록 황산 용액으로 혼합 추출용매를 탈취하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 13 항에 있어서, 상기 황산 용액은 전해 채취단계로부터 재순환된 소모 전해질을 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 2 항내지 제 6 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 라피네이트는 라피네이트의 2/3을 포함하는 제 1 부분과 상기 라피네이트의 1/3을 포함하는 제 2 부분으로 분할되며, 상기 제 1 부분은 제 2 침출 단계로 재순환되고 상기 제 2 부분은 제 2 릭시비언트 및 제 2 라피네이트를 생성하기 위해 구리를 제거하도록 제 2 용매 추출처리되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 15 항에 있어서, 상기 제 2 릭시비언트는 상기 제 2 침출단계로부터의 침출액에 대한 용매 추출에서 유기질 용매로서 사용되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 15 항에 있어서,상기 제 2 용매 추출 처리단계 이전에 산성 성분을 중화시키도록 상기 제 2 부를 1.5 내지 3의 pH에서 제 1 중화 처리시키는 단계와,상기 산성 성분을 중화시키고 용해 금속을 제거하도록 상기 제 2 라피네이트를 9 내지 10의 pH에서 제 2 중화 처리시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 17 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계로부터의 침출액과 고형 잔류물의 분리는 역류 데칸테이션 공정에 의하여 수행되며, 상기 제 2 중화 처리단계 후에 상기 제 2 라피네이트는 고형 잔류물을 세척하기 위한 세척액으로 사용되도록 역류 데칸데이션 공정으로 재순환되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서, 상기 가압 산화는 115℃ 내지 175℃ 범위의 온도에서 수행되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서, 상기 가압 산화는 산소 분압이 50psig (345kPa) 내지 250psig(1725kpa)인 승압하에서 수행되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서, 상기 가압 산화 중에 액체성분의 황이 형성되며, 상기 가압 산화중 액체성분 황의 점성을 최소화 하기 위하여 계면 활성제를 상기 가압 산화단계에 첨가하는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서, 상기 가압 산화 여과액은 중황산염 또는 황산염 이온의 공급원으로서 작용하도록 상기 가압 산화단계로 재순환되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 22 항에 있어서, 상기 가압 산화 여과액을 가압 산화단계로 재순환시키기 이전에 상기 여과액으로부터 용해된 구리를 제거하도록 가압 산화 여과액을 용매 추출하는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서, 상기 중황산염 또는 황산염 이온의 공급원은 외부 공급원으로부터 첨가된 황산 용액 또는 구리 황산 용액을 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 1 항에 있어서,상기 가압 산화는 소정의 H+/Cu 몰 분률에서 수행되어(H+는 염산에서 수소 이온을 표시하고, Cu는 원광 또는 선광에서 구리를 표시함) 상기 가압 산화 여과액이 원광 또는 선광내에 제 1 구리를 함유하고 상기 염기성 구리염이 원광 또는 선광내에 제 2 구리를 함유하며,상기 가압 산화 여과액과 염기성 구리염을 분리시키는 단계와,제 2 구리 용액과 고형 잔류물을 생성하기 위하여 구리염을 용해시키기 위한 산성 황산염 용액으로 제 2 침출 단계의 염기성 구리염을 침출하는 단계, 및구리의 전해 채취를 위한 농축 구리 용액을 생성하도록 상기 가압 산화 여과액과 제 2 구리 용액을 용매 추출시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 25 항에 있어서, 상기 용매 추출 단계는제 1 혼합 추출용매와 제 1 라피네이트를 형성하도록 제 2 구리 용액을 유기질 용매로 용매 추출하는 단계와,제 2 혼합 추출용매와 제 2 라피네이트를 형성하도록 가압 산화 여과액을 제 1 혼합 추출용매로 용매 추출하는 단계, 및전해 채취를 위한 탈취된 추출용매와 농축 구리 용액을 생성하기 위하여 구리를 제 2 혼합 추출용매로부터 탈취하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 26 항에 있어서, 상기 제 2 혼합 추출용매는 염화물을 제거하기 위하여 제 2 혼합 추출용매로부터 구리를 탈취하기 이전에 물로 세척되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 27 항에 있어서, 상기 제 2 혼합 추출용매의 세척에 사용된 물이 원광 또는 선광의 가압 산화중에 생성된 불용성 염기성 구리염을 세척하도록 재순환되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 25 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 제 2 침출 용액으로부터의 고형 잔류물과 제 2 구리용액이 역류 데칸데이션 공정 수단에 의하여 분리되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 26 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 채취된 추출용매는 제 1 혼합 추출용매와 제 1 라피네이트를 생성하기 위해 제 2 구리 용액의 용매 추출을 실시하도록 재순환되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 26 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 산성 염화물 용액으로 작용하도록 상기 제 2 라피네이트를 가압 산화단계로 재순환시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 31 항에 있어서, 상기 제 2 라피네이트는 제 1부분 및 제 2부분으로 분할되는데, 이러한 분할은 상기 제 2 라피네이트의 재순환 및 상기 라피네이트의 제 1부분의 재순환 이전에 수행되며, 상기 라피네이트의 제 1부분 및 제 2부분의 양은 H+/Cu 의 몰 분률에 의하여 결정되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 32 항에 있어서, 석고 잔류물과 중화 용액을 형성하기 위하여 상기 라피네이트의 제 2부분을 중화시키는 단계와 상기 잔류물을 분리시키는 단계 및 상기 중화 용액을 가압 산화단계로 재순환시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 26 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 침출을 실시하기 위한 산성 황산염 용액으로 작용하도록 상기 제 1 라피네이트를 제 2 침출 단계로 재순환시키는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 34 항에 있어서, 상기 제 1 라피네이트는 제 1 라피네이트를 재순환시키기고 상기 라피네이트의 제 1부분을 재순환 시키기 이전에 상기 라피네이트의 2/3를 포함하는 메이저부와 상기 라피네이트의 1/3를 포함하는 마이너부로 분할되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 35 항에 있어서, 석고와 금속 수산화물을 포함하는 잔류물을 형성하기 위하여 상기 라피네이트의 제 2부분을 중화시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 36 항에 있어서, 상기 제 1 라피네이트의 제 2부분의 중화로부터 생긴 잔류물을 분리시키는 단계, 및상기 제 2 침출단계로부터의 고형 잔류물을 세척하기 위하여 역류 데칸데이션 공정에서 세척수로 작용하도록 최종 중화용액을 재순환 시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 25 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 용액으로부터 아연을 추출하기 위하여 상기 가압 산화 여과액과 제 2 구리 용액을 용매 추출시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 25 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 상기 용액으로부터 니켈을 추출하기 위하여 상기 가압 산화 여과액과 제 2 구리 용액을 용매 추출시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 25 항 내지 제 28 항중 어느 한 항에 있어서, 소정의 H+/Cu 몰분률은 원광 또는 선광의 품위에 따라 선택되고 상기 원광 또는 선광의 품위가 감소함에 따라 증가하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 40 항에 있어서, 상기 원광 또는 선광의 품위는 중량비로 22% 내지 28% Cu를 포함하며, 상기 H+/Cu의 몰분률은 0.7 내지 1.0의 범위인 것을 특징으로 하는방법.
- 제 5 항에 있어서,상기 원광 또는 선광은 구리와 함께 아연을 포함하며,각각의 제 1 및 제 2 아연 혼합 추출용매와 각각의 제 1 및 제 2 아연 추출 라피네이트를 생성하기 위하여 구리의 용매 추출전에 제 2 구리 용액과 가압 산화 여과액을 유기질 아연용매로 아연 용매 추출하는 단계와,제 1구리-혼합 용매와 제 1 구리 추출 라피네트를 형성하기 위하여 제 1 아연 추출 라피네이트를 유기질 구리 용매로 용매 추출하는 단계와,제 2 구리-혼합 용매와 제 2 구리 추출 라피네이트를 형성하기 위하여 제 2 아연 추출 라피네이트를 제 1 구리-혼합 용매로 용매 추출하는 단계, 및전해 채취용 농축 아연 용액을 만들기 위하여 제 1 및 제 2 아연 혼합 용매로부터 아연을 탈취하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 42 항에 있어서,제 2 아연 용매 라피네이트를 용매 추출하기 이전에 각각의 중화 용액 및 각각의 석고 잔류물을 형성하도록 제 2 아연 라피네이트 추출물을 중화시키는 하나 이상의 중화 단계와,최종 중화 용액을 얻기 위한 각 단계후에 각각의 석고 잔류물로부터 각각의 중화 용액을 분리시키는 단계와,결과적인 아연 라피네이트를 형성하도록 최종 중화 용액을 아연 용매 추출시키는 단계, 및결과적인 아연 라피네이트를 제 1 구리-혼합 용매로 용매 추출하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 42 항에 있어서,상기 가압 산화 여과액은 제 2 아연-혼합 용매를 생성하도록 제 1 아연-혼합 용매로 아연 용매 추출되며,상기 추출된 아연 추출용매를 생성하기 위하여 제 2 아연-혼합 용매로부터 아연을 탈취시키는 단계, 및제 2 구리 용액으로부터 아연 용매 추출을 실시하기 위하여 탈취된 아연 용매를 재순환시키는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 42 항 또는 제 43 항에 있어서, 상기 제 2 아연-혼합 추출용매는 아연 이외에 적은 양의 구리를 함유하며, 전해 채취를 위한 오염되지 않은 아연 용액을 생성하기 위하여 아연 추출용매로 상기 적은 양의 구리를 대체하는 역류 방법으로 제 2 아연-혼합 추출용매를 수용성 아연 황산염 용액으로 처리하는 단계를 더 포함하며, 상기 처리단계는 다수의 연속 단계로 이루어지는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 6 항에 있어서,상기 원광 또는 선광은 구리 이외에 니켈을 함유하며,각각의 제 1 및 제 2 니켈-혼합 용매와 각각의 제 1 및 제 2 니켈 추출 라피네이트를 생성하기 위하여 구리 용매 추출단계로부터의 제 1 및 제 2 라피네이트를 유기 니켈 용매로 용매 추출하는 단계, 및전해 채취용의 농축 니켈 용액을 생성하기 위하여 제 1 및 제 2 니켈-혼합 용매로부터 니켈을 탈취하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 46 항에 있어서,구리용매 추출단계로부터의 상기 제 2 라피네이트는 제 2 니켈-혼합 용매를 생성하도록 제 1 니켈-혼합 추출용매로 니켈 용매 추출되며,탈취된 니켈 용매를 생성하기 위하여 제 2 니켈-혼합 용매로부터 니켈을 탈취하는 단계, 및상기 구리 용매 추출단계로부터의 제 1 라피네이트에 대한 니켈 용매 추출을 실시하기 위하여 탈취된 니켈 용매를 재순환시키는 단계를 더 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 황화 구리 원광 또는 선광으로부터 구리를 추출하기 위한 방법에 있어서,제 1 구리 용액 및 불용성 염기성 구리염을 생성하기 위해 산소 분위기하에서 산성 염화물 용액으로 원광 또는 선광을 침출하는 제 1 침출단계와,제 1 구리 용액과 염기성 구리염을 분리시키는 단계와,제 2 구리 용액과 고형 잔류물을 생성하기 위하여 구리염을 용해시킬 수 있는 황산염 용액으로 염기성 구리염을 침출하는 제 2 침출단계, 및구리의 전해 채취를 위한 농축 구리 용액을 생성하도록 제 1 및 제 2구리 용액을 유기질 추출용매로 용매 추출하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 48 항에 있어서, 상기 용매 추출단계는제 1 혼합 추출용매 용액과 제 1 라피네이트를 형성하도록 제 2 구리 용액을 추출용매로 용매추출하는 단계와,제 2 혼합 추출용매 용액과 제 2 라피네이트를 형성하도록 제 1 구리 용액을 제 1 혼합 추출용매 용액으로 용매 추출하는 단계, 및탈취된 용매와 전해 채취용 농축 구리 용액을 생성하도록 제 2 혼합 추출용매로부터 구리를 탈취하는 단계를 포함하는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 49 항에 있어서, 제 1 혼합 용매액과 제 1 라피네이트를 생성하기 위하여 제 2 구리 용액의 용매 추출을 실시하도록 탈취된 용매가 재순환되는 것을 특징으로 하는 방법.
- 제 49 항 또는 제 50 항에 있어서, 상기 침출을 실시하기 위한 산성 염화물 용액으로 작용하도록 상기 제 2 라피네이트를 상기 제 1 침출 단계로 재순환시키는 단계를 포함하는 것을 특징으로 방법.
- 제 9 항에 있어서, 상기 제 2 침출단계는 20℃ 내지 70℃ 범위의 온도에서 실시되는 것을 특징으로 하는 방법.
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Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101449185B1 (ko) * | 2012-12-21 | 2014-10-13 | 주식회사 포스코 | 광석으로부터 유가금속 및 부산물 회수장치 |
| KR20200091605A (ko) * | 2019-01-23 | 2020-07-31 | 한국지질자원연구원 | 황동광으로부터 선택적 구리 침출 방법 |
Families Citing this family (59)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5756402A (en) * | 1992-12-28 | 1998-05-26 | Kabushiki Kaisha Toshiba | Method of etching silicon nitride film |
| US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
| USRE37251E1 (en) | 1993-07-29 | 2001-07-03 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5874055A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-23 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5869012A (en) * | 1993-07-29 | 1999-02-09 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5902474A (en) * | 1993-07-29 | 1999-05-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| US5807479A (en) * | 1994-07-15 | 1998-09-15 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| US5814292A (en) * | 1996-12-19 | 1998-09-29 | Energy Research Group | Comprehensive energy producing methods for aqueous phase oxidation |
| US5849172A (en) * | 1997-06-25 | 1998-12-15 | Asarco Incorporated | Copper solvent extraction and electrowinning process |
| ZA987217B (en) * | 1997-08-15 | 2000-02-14 | Cominco Eng Services | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal from sulphide or laterite ores. |
| AUPP484498A0 (en) * | 1998-07-24 | 1998-08-20 | Aberfoyle Resources Limited | Processing minerals |
| AUPP543798A0 (en) | 1998-08-24 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals |
| US6315812B1 (en) | 1999-04-28 | 2001-11-13 | International Pgm Technologies Ltd | Oxidative pressure leach recovery using halide ions |
| AUPQ886300A0 (en) | 2000-07-19 | 2000-08-10 | Canopean Pty Ltd | Process for extraction of metals |
| JP4031705B2 (ja) * | 2000-07-25 | 2008-01-09 | フェルプス ドッジ コーポレイション | 超微粉砕および中程度温度圧力浸出を使用する、硫化物鉱石物質からの銅の回収のための方法 |
| 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 |
| US7116722B2 (en) * | 2001-02-09 | 2006-10-03 | Lucent Technologies Inc. | Wireless communication system using multi-element antenna having a space-time architecture |
| US7476308B2 (en) * | 2001-07-25 | 2009-01-13 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| 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 |
| US20040200730A1 (en) * | 2003-04-14 | 2004-10-14 | Kyo Jibiki | Hydrometallurgical copper recovery process |
| CA2478516C (en) * | 2003-09-30 | 2007-12-11 | Jaguar Nickel Inc. | A process for the recovery of value metals from base metal sulfide ores |
| BRPI0415691B1 (pt) * | 2003-11-03 | 2013-06-11 | mÉtodo para extraÇço de lixÍvia de minÉrios de calcocita contendo piritas relativamente baixas. | |
| CA2472495A1 (en) * | 2004-02-18 | 2005-08-18 | Sgs Lakefield Research Limited | Process to recover base metals |
| EP1769095A4 (en) * | 2004-05-21 | 2009-02-25 | Wmc Resources Ltd | GAINING NICKEL |
| DE102004038693B4 (de) * | 2004-08-10 | 2010-02-25 | Blasberg Werra Chemie Gmbh | Vorrichtung und Verfahren zur Entfernung von Fremdstoffen aus Prozesslösungen und Verfahren zur Regenerierung eines Kationenaustauschers |
| 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. |
| AP1924A (en) * | 2004-10-29 | 2008-12-05 | Phelps Dodge Corp | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| AP2325A (en) * | 2004-10-29 | 2011-11-23 | Freeport Mcmoran Corp | Process for recovery of copper from copper-bearingmaterial using pressure leaching, direct electrow inning 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 |
| EP1863944B1 (en) | 2005-03-29 | 2009-09-30 | Cytec Technology Corp. | Modification of copper/iron selectivity in oxime-based copper solvent extraction systems |
| JP5052834B2 (ja) * | 2006-07-27 | 2012-10-17 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 黄銅鉱を含有する硫化銅鉱の浸出方法 |
| US8025859B2 (en) * | 2007-05-18 | 2011-09-27 | Cesl Limited | Process for gold and silver recovery from a sulphide concentrate |
| EA020950B1 (ru) * | 2007-09-17 | 2015-03-31 | Баррик Гольд Корпорейшн | Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд |
| US8003064B2 (en) | 2007-09-17 | 2011-08-23 | Freeport-Mcmoran Corporation | Controlled copper leach recovery circuit |
| JP5069173B2 (ja) * | 2008-03-27 | 2012-11-07 | Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 | 鉱物からの銅の回収方法 |
| 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 |
| CN101328542B (zh) * | 2008-07-25 | 2010-06-02 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种用铜精矿直接制取硫酸铜和阴极铜的方法 |
| 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 |
| US8168847B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-05-01 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8115047B2 (en) * | 2009-04-01 | 2012-02-14 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US8481800B2 (en) * | 2009-04-01 | 2013-07-09 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US7915474B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-03-29 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US7951988B2 (en) * | 2009-04-01 | 2011-05-31 | Earth Renewal Group, Llc | Aqueous phase oxidation process |
| US9272936B2 (en) | 2009-04-01 | 2016-03-01 | Earth Renewal Group, Llc | Waste treatment process |
| US8936770B2 (en) * | 2010-01-22 | 2015-01-20 | Molycorp Minerals, Llc | Hydrometallurgical process and method for recovering metals |
| US9010361B2 (en) | 2011-10-27 | 2015-04-21 | Pentair Residential Filtration, Llc | Control valve assembly |
| US8671985B2 (en) | 2011-10-27 | 2014-03-18 | Pentair Residential Filtration, Llc | Control valve assembly |
| US9637397B2 (en) | 2011-10-27 | 2017-05-02 | Pentair Residential Filtration, Llc | Ion removal using a capacitive deionization system |
| US9695070B2 (en) | 2011-10-27 | 2017-07-04 | Pentair Residential Filtration, Llc | Regeneration of a capacitive deionization system |
| US8961770B2 (en) | 2011-10-27 | 2015-02-24 | Pentair Residential Filtration, Llc | Controller and method of operation of a capacitive deionization system |
| 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 |
| 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 |
| 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 |
| US11359260B2 (en) * | 2019-09-04 | 2022-06-14 | Korea Resources Corporation | Method of inhibiting degradation of extractant by anhydrous environment avoiding and metal stripping |
| US20220267877A1 (en) * | 2021-02-24 | 2022-08-25 | Sherritt International Corporation | Co-Processing of Copper Sulphide Concentrate with Nickel Laterite Ore |
| US20230098644A1 (en) * | 2021-09-24 | 2023-03-30 | American Battery Technology Company | Systems and methods for lithium extraction from sedimentary deposits |
| CN114058844A (zh) * | 2021-10-26 | 2022-02-18 | 广东佳纳能源科技有限公司 | 中间品除铁的方法 |
Family Cites Families (30)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB190219035A (en) * | 1902-08-29 | 1903-03-05 | William Payne | Improvements in the Treatment of Ores Containing Copper. |
| US2377832A (en) * | 1941-11-28 | 1945-06-05 | Int Nickel Co | Precipitation of cobaltic hydroxide |
| US2488561A (en) * | 1943-09-30 | 1949-11-22 | Ferro Enamel Corp | Method for the separation of cobalt and nickel from solutions |
| BE539910A (ko) * | 1954-07-19 | 1900-01-01 | ||
| CA938794A (en) * | 1968-12-13 | 1973-12-25 | Weston David | Hydrometallurgical treatment of nickel group ores |
| US3728105A (en) * | 1970-11-16 | 1973-04-17 | Kennecott Copper Corp | Extraction of metal values from manganese deep sea nodules |
| US3642440A (en) * | 1971-01-11 | 1972-02-15 | Tunis L Holmes | Process for nickel-cobalt separation |
| US3788959A (en) * | 1972-05-05 | 1974-01-29 | Sybron Corp | Electrodialytic recovery of acid and insoluble products from spent liquors |
| FI51110C (fi) * | 1973-05-22 | 1976-10-11 | Outokumpu Oy | Tapa erottaa kobolttia(II) ja nikkeliä(II) neste-nesteuuttauksella |
| US4039406A (en) * | 1973-08-10 | 1977-08-02 | Noranda Mines Limited | Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach |
| US3923616A (en) * | 1973-10-01 | 1975-12-02 | Du Pont | Recovery of metal values from ores |
| US3933975A (en) * | 1974-02-08 | 1976-01-20 | Amax Inc. | Nickel-cobalt separation |
| US3917519A (en) * | 1974-02-27 | 1975-11-04 | Freeport Minerals Co | Process for the manufacture of electrolytic copper |
| DE2501284C3 (de) * | 1975-01-15 | 1980-06-12 | Duisburger Kupferhuette, 4100 Duisburg | Verfahren zur Aufarbeitung von Manganknollen und Gewinnung der in ihnen enthaltenen Wertstoffe |
| AT341234B (de) * | 1975-07-10 | 1978-01-25 | Pawlek Dr Ing Franz | Verfahren zur hydrometallurgischen gewinnung von kupfer aus sulfidischen kupferkonzentraten |
| DE2621144C3 (de) * | 1976-05-13 | 1978-11-02 | Th. Goldschmidt Ag, 4300 Essen | Verfahren zur Aufarbeitung von Buntmetallhydroxidschlamm-Abfällen |
| US4159232A (en) * | 1977-09-23 | 1979-06-26 | Bacon William G | Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron |
| DE2840424A1 (de) * | 1978-09-16 | 1980-04-24 | Duisburger Kupferhuette | Verfahren zur herstellung von sulfidischen kupferkonzentraten |
| CA1150062A (en) * | 1980-06-10 | 1983-07-19 | Robert W. Stanley | Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue |
| US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
| CA1212242A (en) * | 1982-07-27 | 1986-10-07 | Donald R. Weir | Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material |
| ZA835167B (en) * | 1982-08-10 | 1984-05-30 | Broken Hill Ass Smelters | Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials |
| US4632738A (en) * | 1982-09-03 | 1986-12-30 | Great Central Mines Ltd. | Hydrometallurgical copper process |
| US4541868A (en) * | 1983-07-22 | 1985-09-17 | California Nickel Corporation | Recovery of nickel and cobalt by controlled sulfuric acid leaching |
| US4594132A (en) * | 1984-06-27 | 1986-06-10 | Phelps Dodge Corporation | Chloride hydrometallurgical process for production of copper |
| DE3576363D1 (de) * | 1985-09-05 | 1990-04-12 | Cheminvest As | Verfahren zum laugen und abtrennen wertvoller metalle aus metallhaltigen sulfidischen materialien. |
| US4900522A (en) * | 1986-07-22 | 1990-02-13 | Amax Inc. | Separation of nickel and cobalt from sulfate solutions by solvent extraction |
| CA1338345C (en) * | 1988-06-14 | 1996-05-28 | Gary A. Kordosky | Nickel extraction with oxime extractants |
| US5779997A (en) * | 1992-06-08 | 1998-07-14 | Outokumpu Harjavalta Metals Oy | Method for preventing the formation of jarosite and ammonium and alkali based double salts in solvent extraction circuits connected to acidic leaching processes |
| US5431788A (en) * | 1993-06-28 | 1995-07-11 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction |
-
1993
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-
1994
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-
1995
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-
1997
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-
1998
- 1998-11-27 US US09/200,712 patent/US6054105A/en not_active Expired - Lifetime
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101449185B1 (ko) * | 2012-12-21 | 2014-10-13 | 주식회사 포스코 | 광석으로부터 유가금속 및 부산물 회수장치 |
| KR20200091605A (ko) * | 2019-01-23 | 2020-07-31 | 한국지질자원연구원 | 황동광으로부터 선택적 구리 침출 방법 |
| KR102201781B1 (ko) * | 2019-01-23 | 2021-01-12 | 한국지질자원연구원 | 황동광으로부터 선택적 구리 침출 방법 |
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