PL182312B1 - Sposób przetwarzania mieszaniny mineralu siarczkowego PL PL PL - Google Patents
Sposób przetwarzania mieszaniny mineralu siarczkowego PL PL PLInfo
- Publication number
- PL182312B1 PL182312B1 PL96322364A PL32236496A PL182312B1 PL 182312 B1 PL182312 B1 PL 182312B1 PL 96322364 A PL96322364 A PL 96322364A PL 32236496 A PL32236496 A PL 32236496A PL 182312 B1 PL182312 B1 PL 182312B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- leaching
- solution
- ions
- oxygen
- iron
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
- C22B19/22—Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
- Fertilizers (AREA)
Abstract
1. Sposób przetwarzania mieszaniny mineralu siarczkowego zawierajacego zelazo przez mielenie, a nastepnie lugowanie tej mieszaniny roztworem lugujacym zawierajacym kwas siarkowy i jony zelazowe, przy czym proces lugowania prowadzi sie w obecnosci gazu zawierajacego tlen pod normalnym cisnieniem w temperaturze podwyzszonej, po czym oddziela sie w ytracona faze stala, a z uzyskanego roztworu jony metali ekstrahuje sie rozpuszczalnikiem organicznym i nastepnie wymywa sie jony metali elektrolitem za- wierajacym kwas siarkowy oraz wydziela sie metale w ogniwie galwanicznym przez elek- trolize wzbogaconego elektrolitu; zas rafinat po ekstrakcji rozpuszczalnikiem zawierajacy kwas siarkowy i jony zelaza zawraca sie do zbiornika lugowania mieszajac z nastepna porcja zmielonej mieszaniny mineralu siarczkowego, znamienny tym, ze mieszanine m i- neralu siarczkowego miele sie do rozmiaru czastek przechodzacych w 80% przez sito o rozmiarze oczek 20 mikronów i poddaje lugowaniu roztworem kwasu siarkowego i jo - nów zelazowych w nieobecnosci gazu zawierajacego tlen, w temperaturze od 60°C do temperatury wrzenia roztworu, przy czym w procesie lugowania jako czynnik utleniajacy stosuje sie jony zelazowe wytworzone bezposrednio w kapieli lugujacej przez utlenianie tlenem jonów zelazawych, po czym oddziela sie faze stala a z uzyskanego roztworu wy- dziela sie metale w znany sposób i ewentualnie faze stala poddaje sie dodatkowemu lugo- waniu w znany sposób. PL PL PL
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób przetwarzania mieszaniny minerału siarczkowego zawierającego żelazo, zwłaszcza rudy siarczkowej lub koncentratu w celu odzyskania miedzi, niklu, cynku, kobaltu lub metali szlachetnych.
Znany jest sposób przetwarzania minerałów wykorzystujący rozpuszczalność minerału w roztworze, który umożliwia ługowanie minerału z rudy. Zwykle stosowane sposoby ługowania wymagają drogich urządzeń i znacznych nakładów technicznych w celu utrzymywania urządzeń w ruchu i ich konserwacji.
Z opisu patentowego USA nr 4004991 znany jest dwuetapowy sposób ługowania ciśnieniowego minerałów siarczkowych zawierających cynk i żelazo, rozcieńczonym kwasem siarkowym. W znanym sposobie stosuje się rozdrobniony minerał o wielkości cząsteczek nie mniejszej niz 40 mikronów, po zmieleniu materiału tak, aby 95% materiału przechodziło przez sito Tylera, numer 325. Również w opisie tym (USA nr 4004991) wskazano, ze niekorzystne jest prowadzenie procesu ługowania w temperaturze niższej niż temperatura topnienia siarki, gdyż szybkość reakcji w tej temperaturze jest zbyt niska.
W opisie patentowym USA nr 4571 262 przedstawiono sposób odzyskiwania metali z kamienia siarczkowego niklowo-miedziowo-żelazowego, otrzymanego w wyniku wytapiania rud siarczkowych. W znanym z w/w opisu USA rozwiązaniu stosuje się rozdrobnienie przetwarzanego materiału na cząstki nie mniejsze niż 150 mikronów, a większość żelaza w rozwiązaniu znanym z opisu USA nr 4571 262 rozpuszcza się i pozostaje w roztworze w postaci siarczanu żelazawego. Według znanego sposobu ługowanie prowadzone pod ciśnieniem atmosferycznym powoduje jedynie częściowe utlenienie kamienia, w związku z tym konieczne staje się przeprowadzenie drugiego etapu ługowania, pod zwiększonym ciśnieniem.
Znane sposoby utleniającego przetwarzania hydrometalurgicznego są używane zwykle do wielu różnych zastosowań. Z powodu trudno topliwego charakteru wielu odmian minerałów obrabianych wspomnianymi sposobami, zastosowania te zwykle wymagają takich warunków ługowania, jak wysoka temperatura i ciśnienie oraz znacznego zużycia tlenu. Na przykład, podstawowe metale, takie jak miedź, nikiel i cynk można odzyskiwać sposobami hydrometalurgicznymi, które zwykle obejmują obróbkę wstępną ciśnieniowe ługowanie utleniające, rozdzielanie ciało stałe/ciecz, oczyszczanie roztworu, strącanie metalu lub ekstrakcję rozpuszczalnikiem i elektrolityczne otrzymywanie metalu.
Według stosowanej zwykle technologii sposoby ługowania utleniającego wymagają zwykle bardzo ostrych warunków prowadzenia reakcji w celu uzyskania dostatecznych szybkości utleniania i odzyskiwania metalu. W tych warunkach, które często oznaczają temperaturę powyżej 150°C lub alternatywnie temperaturę w zakresie od 150°C do 200°C i wartości całkowite ciśnienia ponad 1500 kPa, zachodzące reakcje chemiczne zużywają duże ilości tlenu, zarówno ze względów stechiometrycznych, jak i praktycznych, gdyż ze względu na małą wydajność sposobu, stosuje się ilości większe niż wymagania stechiometryczne.
Często potrzebna jest kriogeniczna instalacja tlenowa w celu dostarczania znacznych ilości tlenu wymaganych podczas etapu utleniania ciśnieniowego, który stanowi zasadniczą część sposobu Sherritta. Warunki etapu utleniania ciśnieniowego wymagają zwykle temperatury w zakresie od 150°C do 210°C, całkowitego ciśnienia 2100 kPa i gęstości papki odpowiadającej od 20% do 30% masowych ciał stałych oraz czasu retencji od 2 do 3 godzin.
Wspomniane powyżej tradycyjne sposoby utleniającego przetwarzania hydrometalurgicznego obejmują ogólnie reakcje utleniania, które są wykonywane w autoklawach wielodziałowych wyposażonych w mieszadła. Ze względu na konieczność wytrzymywania przez
182 312 instalację zwykle bardzo ostrych warunków reakcji i potrzebę częstej konserwacji, używanie autoklawów jest bardzo drogie. Sprzęt ten musi wytrzymywać wysokie ciśnienie oraz konieczne jest stosowanie wykładziny z cegieł odpornych na wysoką temperaturę i na kwasy. Mieszadła wykonuje się z tytanu, a stosowane układy bezpieczeństwa ciśnieniowego są drogie i koszty ich konserwacji są wysokie. Wysokie koszty, skomplikowana i niebezpieczna technologia, konieczność zatrudnienia wyszkolonych pracowników, powoduje brak szerszego stosowania procesu utleniania pod wysokim ciśnieniem i w wysokiej temperaturze, zwłaszcza w odległych terenach lub przez małe lub średnie przedsiębiorstwa.
Trudności stwarza także chłodzenie mieszalnika w celu utrzymania optymalnych warunków temperatury ługowania, do którego potrzebne są skomplikowane i drogie wężownice i płaszcze wymiany ciepła.
Ostre warunki ługowania podczas odzyskiwania metalu z koncentratów podstawowego metalu są konieczne do osiągnięcia dostatecznych szybkości ługowania z minerałów. W warunkach ciśnienia atmosferycznego, szybkości ługowania różnych odmian minerałów są zbyt małe, aby można było uzyskać opłacalny sposób ługowania.
Znane jest ługowanie utleniające odmian minerałów siarczkowych za pomocą jonów żelazowych. Jon żelazowy jest stosunkowo skutecznym czynnikiem utleniającym, który umożliwia utlenianie pod ciśnieniami niższymi od ciśnień zwykle wymaganych w przypadku stosowania tlenu jako utleniacza. Jednakże w praktyce występują trudności związane ze stosowaniem jonów żelazowych jako utleniacza. Po pierwsze, pod ciśnieniem atmosferycznym reakcja przebiega powoli. Również, podczas reakcji ługowania jony żelazowe są redukowane do jonów żelazawych. Nagromadzenie się jonów żelazawych w roztworze ługującym wpływa niekorzystnie na szybkość ługowania. Jony żelazawe muszą być zwykle usuwane z cieczy ługującej przed dalszym przerobem, co jest trudne.
Ogólnie, roztwory ługujące są zawracane. Jednakże, zanim roztwór ługujący zawierający jony żelazawe może być zawrócony, należy utlenić jony żelazawe powtórnie do jonów żelazowych. W celu uzyskania maksymalnej wydajności ługowania przeważająca ilość żelaza powinna występować w postaci żelazowej. Roztwory ługujące można regenerować przez ich elektrolityczne utlenienie, stosowanie silnych utleniaczy, takich jak nadmanganian, utlenianie pod wysokim ciśnieniem tlenu lub utlenianie bakteryjne.
Każdy z tych sposobów ma wady, które ograniczają ich zastosowanie. Na przykład utlenianie pod wysokim ciśnieniem jest ograniczone przez wysokie koszty potrzebnych autoklawów. Utlenianie tlenem pod ciśnieniem atmosferycznym może zachodzić, ale jedynie z małą szybkością. W celu zwiększenia szybkości utleniania jonów żelazawych można stosować katalizatory, lecz takie katalizatory są drogie i ich odzyskiwanie jest nieopłacalne w przypadku ługowania rud niskogatunkowych.
Każdy z powyższych sposobów wymaga drogich autoklawów lub innych urządzeń i/lub dodawania drogich odczynników stosowanych do utleniania lub regeneracji jonów żelazowych. Znane metody opłacalne są tylko do wysokogatunkowych rud.
Innymi wadami tych sposobów jest wytwarzanie znacznych ilości odpadów, takich jak gips, kwas siarkowy lub jarozyt, które muszą być usuwane w sposób zgodny z ochroną środowiska, co dodatkowo podnosi koszty.
Wiele cennych rud miedzio- lub cynkonośnych występuje łącznie z rudami zawierającymi żelazo, takimi jak piryt. Piryt ma niewielką wartość i zwykle jest on tylko rozcieńczalnikiem cennych rud. Ponadto, ługowanie pirytu prowadzi do otrzymywania związków żelaza, które przeszkadzają w ekstrakcji pożądanych metali. Z tego powodu ogólnie piryt usuwa się z innych rud przed ich przetwarzaniem. Piryt można usuwać na przykład przez flotację. Takie oddzielanie także znacznie zwiększa koszty i w pewnych przypadkach przerabianie pewnych małowartościowych rud staje się w ogóle nieopłacalne.
Nieoczekiwanie stwierdzono, że wręcz przeciwnie do sposobów opisanych w znanym stanie techniki ługowanie można prowadzić z nieoczekiwanie dobrą wydajnością w temperaturze poniżej temperatury topnienia siarki i pod ciśnieniem atmosferycznym w bezpiecznych reaktorach typu otwartego zbiornika. Minerał siarczkowy poddaje się drobnemu zmieleniu przed ługowaniem w warunkach, w których mechanizm chemiczny rozpuszczania jest kon
182 312 trolowany w szczególny sposób, zmielone minerały przetwarza się w warunkach ciśnienia atmosferycznego, w otwartych zbiornikach reakcyjnych, bez konieczności wprowadzania drogich odczynników i bez oddzielnego etapu regeneracji roztworu ługującego.
Przedmiotem wynalazku jest sposób przetwarzania mieszaniny minerału siarczkowego zawierającego żelazo przez mielenie, a następnie ługowanie tej mieszaniny roztworem ługującym zawierającym kwas siarkowy i jony żelazowe, przy czym proces ługowania prowadzi się w obecności gazu zawierającego tlen w temperaturze podwyższonej, po czym oddziela się wytrąconą fazę stałą. Następnie z uzyskanego roztworu jony metali ekstrahuje się rozpuszczalnikiem organicznym i następnie wymywa się je elektrolitem zawierającym kwas siarkowy oraz wydziela się metale w ogniwie galwanicznym przez elektrolizę wzbogaconego elektrolitu; a rafinat po ekstrakcji rozpuszczalnikiem, zawierający kwas siarkowy i jony żelaza zawraca się do zbiornika ługowania mieszając z następną porcją zmielonej mieszaniny minerału siarczkowego.
W sposobie według wynalazku mieszaninę minerału siarczkowego miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o wymiarach oczek 20 mikronów, po czym poddaj e się ługowaniu roztworem kwasu siarkowego i jonów żelazowych w obecności gazu zawierającego tlen, w temperaturze od 60°C do temperatury zbliżonej do temperatury wrzenia roztworu.
W procesie ługowania jako czynnik utleniający stosuje się jony żelazowe wytworzone bezpośrednio w kąpieli ługującej przez utlenianie tlenem jonów żelazawych, po czym oddziela się fazę stałą a z uzyskanego roztworu wydziela się metale w znany sposób, oraz ewentualnie oddzieloną fazę stałą poddaje się dodatkowemu ługowaniu w znany sposób.
Korzystnie mieszaninę minerału siarczkowego miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o wymiarach oczek 10 mikronów.
Korzystnie również mieszaninę minerału siarczkowego zawierającą 30 do 40% wagowych chalkopirytu, 40 do 50% wagowych pirytu i do 20% wagowych skały płonnej miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o wymiarach oczek 10 mikronów. Następnie rozdrobnioną mieszaninę ługuje się roztworem kwasu siarkowego i jonów żelazowych z jednoczesnym przepuszczaniem gazu zawierającego tlen w ilości około 600 kg na tonę wytworzonego metalu /miedzi/ w otwartym reaktorze w temperaturze około 90°C, po czym zobojętnia się mieszaninę ługującą wapieniem do wytrącenia nadmiaru żelaza w postaci getytu, który usuwa się z roztworu przez filtrację wraz z innymi nierozpuszczonymi ciałami stałymi.
Korzystnie otrzymywany metal jest wybrany z grupy zawierającej miedź, cynk, nikiel lub kobalt, a oddzieloną fazę stałą poddaje się dodatkowemu ługowaniu i wydziela metale szlachetne, które są wybrane z grupy: złoto, platyna lub srebro.
Jako mieszaninę minerału siarczkowego stosuje się rudę pirytową zawierającą 20 do 60% wagowych pirytu, którą miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o wymiarach oczek 5 mikronów.
Korzystnie w sposobie według wynalazku wszystkie jony żelazowe otrzymuje się przez rozpuszczenie pirytu.
W sposobie według wynalazku korzystnie jako mieszaninę minerału siarczkowego stosuje się koncentrat flotacyjny np. niskiego gatunku.
Korzystnie gazem stosowanym w procesie ługowania mieszaniny materiału siarczkowego jest tlen.
Proces ługowania w sposobie według wynalazku prowadzi się roztworem kwasu siarkowego z ewentualnym dodatkiem środka powierzchniowo czynnego, a gaz zawierający tlen doprowadza się w ilości 400 - 1000 kg na tonę wytwarzanego metalu, i jonów żelazowych w atmosferze gazu zawierającego tlen.
Sposób według niniejszego wynalazku można stosować do dowolnego rodzaju minerału siarczkowego. Takimi minerałami są rudy i koncentraty, nawet koncentraty niskiego gatunku. Sposób według niniejszego wynalazku jest szczególnie odpowiedni do przetwarzania koncentratów. Jako przykłady odpowiednich materiałów można wymienić: chalkopiryt, bornit, enargit, piryt, kowelin, sfaleryt, chalkozyn, pentlandyt, kobaltyn, pirotyn lub mieszaniny do
182 312 wolnych dwóch lub kilku z nich. Metalami, które można ekstrahować z minerałów sposobem według niniejszego wynalazku są: miedź, cynk, nikiel i kobalt. Jakość koncentratu może zmieniać się od bardzo niskiej, takiej jak na przykład w przypadku materiałów zawierających miedź w ilości 7 - 8% wagowych miedzi, do wysokowartościowych koncentratów zawierających około 26% wagowych miedzi.
Minerałem zawierającym żelazo może być dowolny minerał, który w warunkach ługowania, podczas rozpuszczania uwalnia jony żelazawe lub żelazowe. Szczególnie korzystny jest piryt, FeS2, lub ruda pirytowa, która uwalnia jon żelazowy i pewną ilość kwasu siarkowego zgodnie z równaniem:
FeS2+2 O2 -+ FeSO4+S°
FeS2 + 7/2 O2 -> 2 FeSO4 + 2 H2SO4
FeSO4 + O2 + 2 H2SO4 -> 2 Fe2(SO4)3 +2 H2O
FeS2 + 15/4 O2 + 1/2 H2O 1/2 Fe2(SO4)3 + 1/2 H2SO4
Korzystnie stosuje się minerał zawierający wystarczającą ilość żelaza, aby do roztworu ługującego mógł dostarczyć prawie wszystkie jony żelazowe znajdujące się w roztworze. Względne ilości minerału zawierającego żelazo zależą oczywiście od rodzajów i ilości innych składników w rudzie. Zwykle występuje od około 20 do około 60 % wagowych pirytu. Jeśli to jest pożądane, można wprowadzić dodatkową ilość pirytu lub innych minerałów. Alternatywnie, można wprowadzić pewną dodatkową ilość siarczanu żelazowego. Jak przedstawiono powyżej, minerały zawierające żelazo mogą być także źródłem kwasu siarkowego. Jeśli to jest potrzebne, to można wprowadzić dodatkowo kwas siarkowy. Kwas siarkowy jest zwykle wytwarzany w sposobach towarzyszących, takich jak elektrolityczne otrzymywanie metalu i ekstrakcja rozpuszczalnikowa. Kwas siarkowy wytwarzany w ten sposób jest korzystnie zawracany do etapu ługowania.
Korzystnym rodzajem aparatu do wytwarzania drobno lub bardzo drobno zmielonych minerałów siarczkowych w postaci silnie rozdrobnionej jest młyn z mieszadłem. Jednakże uważa się, że można stosować także inne rodzaje aparatów rozdrabniających, takie jak młyny wibracyjne na mokro i na sucho lub młyny planetarne do drobnego lub bardzo drobnego mielenia według niniejszego wynalazku.
W korzystnej postaci, pionowe lub poziome młyny z mieszadłem składają się ogólnie ze zbiornika napełnionego czynnikami mielącymi o małej średnicy (na przykład kulkami stalowymi lub ceramicznymi o średnicy od 1 do 6 mm), które są mieszane za pomocą pionowego lub poziomego wału wyposażonego zwykle w prostopadłe ramiona lub tarcze. Minerały siarczkowe (występujące zwykle w postaci koncentratu) miele się w wyniku działania sił ścinania wytwarzanych przy stykaniu się kulki z kulką lub pomiędzy kulkami a mieszadłem lub kulkami a ściankami zbiornika. Mielenie można wykonywać na sucho lub na mokro. Stwierdzono, że te pionowe lub poziome młyny z mieszadłem zapewniają wymagany stopień rozdrobnienia i spełniają wymagania dotyczące zużycia energii i czynników mielących. W związku z tym miele się rudę do takiej maksymalnej średniej wielkości cząstek, która odpowiada 80 % cząstek przechodzących przez sito o wymiarach 20 mikronów mierzonych za pomocą sortownika laserowego. Pożądana wielkość cząstek może zmieniać się w zależności od użytej odmiany minerału. Szczególnie korzystne wymiary cząstek dla różnych koncentratów, są następujące: chalkopiryt/bornit - 4,5 mikronów; enargit - 3 mikrony; piryt - 3 mikrony; kowelin - 20 mikronów; chalkozyn - 20 mikronów; pentlandyt - 5 mikronów i kobaltyn 5 mikronów.
Łagodne warunki ciśnienia i temperatury ługowania utleniającego po zmieleniu minerału, oznaczają niską temperaturę i ciśnienie w porównaniu z warunkami stosunkowo wysokiego ciśnienia i temperatury w znanych sposobach utleniania ciśnieniowego, takich jak sposób Sherritta i sposób Activox.
Jeśli korzystne warunki pracy są następujące: temperatura od około 60°C do temperatury wrzenia roztworu i całkowite ciśnienie 1 atmosfery, to tani reaktor, taki jak otwarty zbiornik, wystarcza jako naczynie do ługowania. Dzięki mniejszej korozyjności roztworu ługują
182 312 cego nie potrzeba także stosować drogich mieszadeł z metalicznego tytanu. Ponadto, znacznie mniejsze są trudności związane ze ścieraniem, głównie dzięki drobnoziamistości wsadu.
Jest ważne, że ponieważ reaktor pracuje pod ciśnieniem atmosferycznym nie są wtedy konieczne złożone układy wymiany ciepła i obniżania ciśnienia, wymagane podczas pracy naczyń ciśnieniowych. Nadmiar ciepła usuwa się z układu przez odparowanie roztworu, dzięki czemu nie potrzeba drogich urządzeń wymiany ciepła. Reakcja staje się także autogeniczna w temperaturze od około powyżej 60°C do około 70°C. Jeśli potrzebne jest dodatkowe ogrzewanie, to można je z łatwością wykonywać znanymi sposobami, takimi jak wtrysk pary wodnej.
Ponadto, opisanym sposobem można poddawać obróbce zawiesiny o znacznie wyższej procentowej zawartości ciał stałych dzięki złagodzeniu wymagań dotyczących małych zawartości siarki we wsadzie do autoklawu koniecznych ze względu na kontrolę ciepła. Gęstość zawiesiny ługowania zmienia się zwykle w zakresie od około 10 do około 20% wagowych.
W sposobie według wynalazku roztworem ługującym jest zawracany rafinat z etapu ekstrakcji rozpuszczalnikiem. W tym przypadku można wytwarzać korzystnie przeważającą część jonów żelazowych i kwasu siarkowego w etapach ługowanie, ekstrakcja rozpuszczalnikiem, elektrolityczne otrzymywanie metalu. Jeśli ługowanie nie jest częścią sposobu ciągłego, to jony żelazowe i kwas siarkowy mogą być dodawane w miarę potrzeby. Rafinat zawiera zwykle od 30 do 40 g/1 H2SO4 i od 10 do 20 g/1 Fe. Fe jest zwykle obecne jako mieszanina jonów żelazowych i żelazawych.
Do roztworu ługującego dostarcza się gaz zawierający tlen. Gazem tym może być powietrze lub korzystnie tlen lub powietrze wzbogacone tlenem. Przepływ gazu zależy od ilości tlenu potrzebnego do podtrzymywania reakcji ługowania i do regeneracji jonów żelazowych. Zwykle przepływ gazu wynosi od około 400 do około 1000 kg O2 na tonę wytworzonego metalu. Jeśli to jest potrzebne, w celu zmniejszenia pienienia roztworu ługującego, można dodawać środek powierzchniowo czynny lub podobny. W warunkach reakcji ługowania metale utlenia się jonem żelazowym zgodnie z następującą ogólną reakcją:
MS + 2 Fe3+ -> M2+ + 2 Fe2+ + S°
W sposobie według wynalazku nie prowadzi się dalszego utleniania siarki. Dalsze utlenienie elementarnej siarki do siarczanu według reakcji: S° + 3/2 O2 + H2O —» H2SO4 wymaga podwyższonej temperatury i ciśnienia, i nie zachodzi w znaczącym stopniu w warunkach ługowania według niniejszego wynalazku. Na przykład, w temperaturze 90°C pod ciśnieniem atmosferycznym i pod nieobecność katalizy bakteryjnej, poniżej 5% elementarnej siarki utlenia się do siarczanu. Dla porównania, w temperaturze 180°C i pod cząstkowym ciśnieniem tlenu 12 atmosfer przeważająca ilość siarki utlenia się do siarczanu. Utlenianie do siarczanu jest niekorzystne, ponieważ wymagane są wtedy dodatkowe odczynniki zobojętniające podczas etapów zobojętniania po ługowaniu. Istotną zaletą prowadzenia procesu z wytrącaniem elementarnej siarki jest ograniczenie emisji gazów, takich jak dwutlenek siarki, który stanowi zagrożenie dla środowiska. Ponadto, dzięki niecałkowitemu utlenieniu do siarczanu zmniejsza się znacznie zużycie tlenu, co obniża koszty. Na przykład mogą wystarczać zwykłe instalacje do wytwarzania tlenu typu PSA, bez konieczności stosowania kriogenicznych instalacji tlenowych. To z kolei zmniejsza nakłady kapitałowe i koszty operacyjne dzięki zastosowaniu prostych urządzeń.
Jony żelazowe regeneruje się w wyniku reakcji jonów żelazawych z tlenem, według reakcji:
Fe2+ + 4 H+ + O2 4 Fe3+ + 2 H2O.
Utlenianie jonu żelazawego zachodzi zwykle z szybkością od 2 do 5 g utlenionych jonów żelazawych na 1 litr zawiesiny i na 1 godzinę reakcji.
Po utlenieniu prawie całej ilości minerału można przerabiać zawiesinę ługowania znanymi sposobami. Korzystnie przesącza się zawiesinę w celu usunięcia ciał stałych i klarowną ciecz poddaje ekstrakcji rozpuszczalnikiem, po czym jony metali wymywa się elektrolitem,
182 312 a następnie elektrolitycznie otrzymuje się metale. Zawiesinę ługowania zwykle zobojętnia się przed dalszym przerobem. Jak opisano powyżej, w sposobie według wynalazku wytwarzanie siarczanu praktycznie nie zachodzi dzięki czemu zmniejsza się ilość potrzebnych środków zobojętniających. Zawiesinę zobojętnia się zwykle przez dodanie wapienia lub podobnych środków. W ten sposób strąca się nadmiar żelaza, arsenu i innych zanieczyszczeń ługu. Próby wykonane w warunkach niniejszego wynalazku wskazują także, że żelazo można strącać selektywnie i zostaje ono w pozostałości ługowania jako getyt, jarozyt lub w postaci uwodnionego tlenku, podczas gdy cenne minerały, takie jak nikiel, miedź lub cynk, pozostają w roztworze. Jeśli to jest pożądane, to strącone ciała stałe można dodatkowo odsączyć i pozostałą ciecz zawrócić do roztworu ługującego do dalszego przetwarzania. Jak opisano powyżej, prawie cała siarka w postaci siarczku zostaje utleniona do elementarnej siarki podczas reakcji ługowania. Elementarna siarka występuje w postaci drobnych zdyspergowanych granulek, przy czym skoro ługowanie wykonuje się w temperaturze poniżej temperatury topnienia siarki, to unika się aglomeracji stopionej siarki. Granulowaną siarkę usuwa się zwykle z roztworu ługującego razem z getytem i/lub z inną pozostałością żelaza.
Ciała stałe oddzielone z roztworu ługującego można dalej przerabiać w celu ekstrahowania cennych metali, takich jak złoto, platyna lub srebro. Te sposoby ekstrahowania, takie jak cyjanowanie złota, są znane w technice.
Etapy ekstrakcji rozpuszczalnikiem i elektrolitycznego otrzymywania metali są znane w technice i nie trzeba ich opisywać szczegółowo. Zobojętnioną zawiesinę przesącza się i ekstrahuje rozpuszczalnikiem organicznym, z ekstraktu wymywa się jony metali elektrolitem zawierającym kwas siarkowy, po czym na drodze elektrolizy odzyskuje się metale, takie jak miedź, nikiel lub cynk. Zużyty elektrolit można następnie zawrócić do etapu wymywania.
Schemat technologiczny procesu według wynalazku został przedstawiony na rysunku na fig. 1.
Sposób według wynalazku ilustrują poniższe przykłady, które nie ograniczają zakresu ochrony.
Przykład I
Ługowanie enargitu i chalkozynu
Flotacyjny koncentrat miedzi zawierający 19,5% miedzi, 4,0% arsenu, 23% żelaza, 2,35 g/t złota i 36% siarki siarczkowej zmielono w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 5 mikronów. Mineralogicznie koncentrat składał się z 11,9% chalkozynu (Cu2S), 20,9% enargitu (CU3ASS4), 50% pirytu (FeS2), a resztą były minerały krzemionkowej skały płonnej.
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 90°C w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe dostarczając tlen lub powietrze. Ciała stałe odzyskano przez odsączenie i otrzymaną zawiesinę przemywano roztworem kwasu siarkowego o stężeniu 5% objętościowych, następnie wysuszono i analizowano. Roztwory po ługowaniu analizowano na zawartość miedzi, arsenu i żelaza zwykłymi metodami analitycznymi atomowej spektroskopii absorpcyjnej. Zawartości jonów żelazawych i żelazowych oznaczano przez miareczkowania nadmanganianem potasu, natomiast zawartości kwasu oznaczano przez zobojętnianie.
Rozpuszczenie powyżej 92% miedzi uzyskano z koncentratu zmielonego do wielkości cząstek P80 5 mikronów w ciągu czasu ługowania 10 godzin stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 30 g/1 jonów żelazowych, 50 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, zraszanie tlenem i 2,0 kg/tona lignosolu. Lignosol stosowano w celu zmniejszenia pienienia w początkowych etapach ługowania.
Następnie pozostałość z ługowania ługowano ponownie w napowietrzonym roztworze cyjanku sodu w celu odzyskania złota. Próbę ługowania wykonano w temperaturze pokojowej przy użyciu 300 ppm wolnego NaCN utrzymywanego podczas ługowania w roztworze ługującym. Próbę prowadzono w ciągu 24 godzin przy gęstości papki 45% ciał stałych. Uzyskano wydajność ługowania złota z pozostałości powyżej 92%.
Przeważający prawdopodobnie mechanizm ługowania w powyższym układzie obejmuje działanie jonów żelazowych jako utleniacza, jakkolwiek można przyjąć, że występuje także
182 312 mechanizm działania utleniającego kwasu i tlenu. Główne reakcje zachodzące w układzie przedstawiono poniżej :
Cu2S + H2SO4 + 5/2 O2 2 CuSO4 + H2O
Cu2S + 2 Fe2(SO4)3 -> 2 CuSO4 + 4 FeSO4 + S°
Cu3AsS4 + 11 Fe2(SO4)3 + 8 H2O 6 CuSO4 + 2 H3AsO4 +
H2SO4 + 8 S° + 22 FeSO4
FeS2 + 2 O2 -> FeSO4 + S°
FeS2 + 15/4 O2 + 1/2 H2O 1/2 Fe2(SO4)3 + 1/2 H2SO4
Jon żelazowy regenerowano w roztworze ługującym w wyniku działania tlenem na żelazo w postaci jonów żelazawych według reakcji:
FeSO4 + H2SO4 + 1/2 O2 -> Fe2(SO4)3 + H2O
W ten sposób utleniacz żelazowy był regenerowany w sposób ciągły podczas ługowania.
Gęstość papki w reaktorze była ograniczona przez rozpuszczalność siarczanu miedzi w otrzymanym elektrolicie żelazo/kwas. Zastosowanie powietrza zamiast tlenu przedłużało czas przebywania z 10 godzin (tlen) do 14 godzin (powietrze), bez zmniejszenia ogólnego odzyskiwania miedzi.
Przykład II
Ługowanie chalkozynu
Flotacyjny koncentrat miedzi zawierający 8,1% miedzi, 0,2% arsenu, 13,8% żelaza i 18% siarki siarczkowej zmielono w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 5 mikronów. Ten koncentrat zawierał 9,2% chalkozynu (Cu2S), 1,3% enargitu (Cu3AsS4), 29,6% pirytu (FeS2), a resztą były minerały krzemionkowej skały płonnej.
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 90°C, w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe, dostarczając tlen lub powietrze. Rozpuszczenie powyżej 95% miedzi uzyskano w ciągu 10,godzin stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 30 g/1 jonów żelazowych, 50 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, dostarczanie tlenu i 2,0 kg/tona lignosolu.
Przykład III
Ługowanie chalkopirytu
Flotacyjny koncentrat miedzi zawierający 18,0% miedzi, 25,5% żelaza i 18,6% siarki siarczkowej zmielono w poziomym 1 -litrowym młynie kulowym z mieszaniem do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 5 mikronów. Ten koncentrat zawierał 51,8% chalkopirytu (CuFeS2), 20,8% pirytu (FeS2), a resztą były minerały krzemionkowej skały płonnej.
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 80°C w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe dostarczając tlen. Rozpuszczenie powyżej 95% miedzi uzyskano w ciągu 10 godzin stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 5 g/1 jonów żelazowych, 20 g/1 jonów żelazawych, 50 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, dostarczanie tlenu i 2,0 kg/tona lignosolu.
Sposób według wynalazku można stosować łącznie z innymi poprzedzającymi lub następującymi sposobami. Na przykład przed drobnym zmieleniem i ługowaniem można poddać rudę jednemu lub kilku etapom flotacji. Następujące sposoby mogą obejmować sposoby flotacji z dodatkowym drobnym mieleniem lub bez niego i/lub mogą obejmować etapy ekstrakcji rozpuszczalnikiem i elektrolitycznego otrzymywania metalu.
Przykład IV
Ługowanie niklu
Niklonośny koncentrat zawierający 1,7% niklu, 0,03% kobaltu, 11% żelaza i 16% siarki siarczkowej zmielono w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 5 mikronów. Mineralogicznie koncentrat składał się z pentlandytu, pirytu, a resztą były minerały krzemionkowej skaty płonnej.
182 312
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 90°C w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe przy zraszaniu tlenem. Ciała stałe odzyskano przez odsączenie i ponownie otrzymaną zawiesinę przemywano wodą, następnie wysuszono i analizowano. Roztwory po ługowaniu analizowano na zawartość niklu, kobaltu i żelaza zwykłymi metodami analitycznymi atomowej spektroskopii absorpcyjnej. Zawartości jonów żelazawych i żelazowych oznaczano przez miareczkowanie nadmanganianem potasu, natomiast zawartości kwasu oznaczano przez zobojętnianie.
Rozpuszczenie powyżej 92% niklu i 86% kobaltu uzyskano z koncentratu zmielonego do wielkości cząstek 5 mikronów, P80, w ciągu czasu ługowania 8 godzin, stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 5 g/1 jonów żelazowych, jonów żelazawych 20 g/1, 80 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, dostarczanie tlenu i 2,0 kg/tona lignosolu. Lignosol stosowano w celu zmniejszenia pienienia w początkowych etapach ługowania.
Przykład V
Ługowanie kobaltu
Kobaltonośny koncentrat zawierający 0,309% kobaltu, 8,5% żelaza i 0,66% arsenu zmielono w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem, do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 3 mikronów. Mineralogicznie koncentrat składał się z kobaltynu i kobaltonośnego pirytu, pirytu, a resztą były minerały krzemionkowej skały płonnej.
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 90°C w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe przy zraszaniu tlenem. Ciała stałe odzyskano przez odsączenie i ponownie otrzymaną zawiesinę przemywano wodą, następnie wysuszono i analizowano. Roztwory po ługowaniu analizowano na zawartość kobaltu i żelaza zwykłymi metodami analitycznymi atomowej spektroskopii absorpcyjnej. Zawartości jonów żelazawych i żelazowych oznaczano przez miareczkowanie nadmanganianem potasu, natomiast zawartości kwasu oznaczano przez zobojętnianie.
Rozpuszczenie powyżej 79% kobaltu uzyskano z koncentratu zmielonego do wielkości cząstek P80 3 mikronów w ciągu czasu ługowania 8 godzin, stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 10 g/1 jonów żelazowych, 50 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, dostarczanie tlenu i 2,0 kg/tona lignosolu.
Przykład VI
Ługowanie cynku
Koncentrat cynku zawierający 46,6% cynku, 10% żelaza i 2,8% ołowiu zmielono w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem do wielkości ziarna przechodzącego w 80% przez sito 3 mikronów. Mineralogicznie koncentrat składał się ze sfalerytu, galeny, pirytu, a resztą były minerały krzemionkowej skały płonnej.
Zmieloną papkę ługowano w temperaturze 90°C w otwartym reaktorze przy użyciu roztworu kwasu siarkowego zawierającego jony żelazowe przy zraszaniu tlenem. Ciała stałe odzyskano przez odsączenie i ponownie zawiesinę przemywano wodą, następnie suszono i analizowano. Roztwory po ługowaniu analizowano pod względem zawartości cynku i żelaza zwykłymi metodami analitycznymi atomowej spektroskopii absorpcyjnej. Zawartości jonów żelazawych i żelazowych oznaczano przez miareczkowanie nadmanganianem potasu, natomiast zawartości kwasu oznaczano przez zobojętnianie.
Wydzielenie powyżej 97% cynku uzyskano z koncentratu cynku zmielonego do wielkości cząstek 3 mikronów, P80, w ciągu czasu ługowania 8 godzin, stosując następujące warunki ługowania: gęstość papki 10%, 10 g/1 jonów żelazowych, 50 g/1 kwasu siarkowego, temperatura 90°C, dostarczanie tlenu i 2,0 kg/tonę lignosolu.
Przykład VII
Ługowanie chalkopirytu sposobem ciągłym
Poniższy przykład opisuje całkowicie ciągłą pracę instalacji doświadczalnej do wytwarzania 8 kg/dzień katodowej miedzi LME gatunek A z koncentratu miedzi. Instalacja doświadczalna pracowała w ciągu 21 dni, przerabiając podany poniżej wsad.
Zgodnie ze schematem podanym na fig. 1, przygotowano w wodzie wodociągowej zawiesinę próbki koncentratu o podanym poniżej składzie i o gęstości zawiesiny 60% wago
182 312 wych. Następnie zawiesinę zmielono w etapie 1 w poziomym 1-litrowym młynie kulowym z mieszaniem do ziarna przechodzącego w 80% przez sito 10 mikronów.
Tabela 1
Skład próbki koncentratu
| CuFeS2 | 37% wagowych |
| FeS2 | 44% wagowych |
| SiO2 | 11 % wagowych |
| Inne | 8% wagowych |
Próbkę zawiesiny zmieszano następnie w etapie 2 z rafinatem 3 z instalacji ekstrakcji rozpuszczalnikiem w celu rozcieńczenia do uzyskania gęstości zawiesiny 15% wagowych. Rafinat zawierał 35 g/1 H2SO4, 9 g/1 żelaza żelazowego i 10 g/1 żelaza żelazawego.
Następnie pompowano rozcieńczoną zawiesinę przez zestaw trzech naczyń do ługowania 4, 5, 6 z taką szybkością przepływu, aby uzyskać czas przebywania w zestawie do ługowania 20 godzin. Zestaw do ługowania składał się z trzech 100-litrowych zbiorników z mieszadłem i łopatkami. Zawiesina przepływała pod własnym ciężarem z jednego zbiornika do następnego. Zbiorniki utrzymywano w temperaturze 90°C, wykorzystując egzotermiczność reakcji ługowania oraz wtryskując do zawiesiny żywą parę wodną. Tlen wstrzykiwano do zawiesiny przez iglicę powietrzną?, 8, 9 umieszczoną poniżej mieszadła. Tlen wprowadzano z szybkością 600 kg/tonę wytworzonej miedzi. Wydzielenie miedzi w obwodzie ługowania wynosiło 97% wagowych.
Do obwodu ługowania w ciągu 21-dniowej szarży doświadczalnej nie dodawano ani kwasu ani siarczanu żelaza.
Ługowana zawiesina spływała z końcowego zbiornika do ługowania do zbiornika do zobojętniania 10, a następnie do zagęszczacza 10A. Skład roztworu ługującego był zwykle w zakresie od 17 do 19 g/1 miedzi i od 35 do 45 g/1 żelaza. Zawiesinę zobojętniano do pH 2,0 zawiesiną wapnia 12 w celu strącenia żelaza z zawiesiny ługowania w postaci getytu 13. Drobno granulowaną elementarną siarkę usuwano razem z getytem. Zawiesinę zawierającą getyt, siarkę i pozostałość ługowania przesączano 11 i ciecz zawracano do roztworu ługującego 14.
Zobojętnioną zawiesinę pompowano następnie przez ramowo-płytowy filtr ciśnieniowy 15. Przesącz zawierał od 17 do 19 g/1 miedzi, 20 g/1 żelaza i 5 g/1 H2SO4. Następnie pompowano przesącz przez trójetapową instalację 16, 17, 18 do ekstrakcji rozpuszczalnikiem w celu odzyskania miedzi z cieczy ługującej. Rafinat z etapu ekstrakcji rozpuszczalnikiem zawierał 0,3 g/1 miedzi, 20 g/1 żelaza i 35 g/1 H2SO4 i był zawracany do obwodu ługowania oraz mieszany w 2 z dodatkową ilością zmielonego koncentratu. Z roztworu otrzymanego z instalacji ekstrakcji rozpuszczalnikiem oddzielano następnie rozpuszczalnik w 19 dodając wyczerpany elektrolit zawierający 180 g/1 H2SO4. Oddzielony rozpuszczalnik organiczny 20 pompowano z powrotem do etapu ekstrakcji.
Wzbogacony elektrolit 21 pompowano następnie do 200-litrowego elektrolizera 22 do otrzymywania metali, zawierającego 2 katody i 3 anody. Każda katoda miała powierzchnię o wielkości 0,25 m2. Eletrolizie poddano miedź ze wzbogaconego elektrolitu przy gęstości prądu 280 A/m2 w celu wytworzenia płyty katody. Wyczerpany elektrolit z elektrolizera zawierał 180 g/1 H2SO4 i 32 g/1 miedzi. Katodę miedziową poddano analizie - spełniała ona wymagania na LME gatunek A.
Pozostałość po ługowaniu getytu ługowano w cyjanku sodu w celu oznaczenia ilości złota, jaka mogłaby być odzyskana z utlenionego koncentratu. Pozostałość po ługowaniu ługowano ponownie przy stężeniu 45% wagowych ciał stałych przy pH 10, utrzymując w ciągu ługowania zawartość wolnego cyjanku równą 300 ppm. Zawiesinę ługowano w ciągu 24 godzin w próbie periodycznej. Odzyskanie złota z pozostałości po ługowaniu wynosiło 92,5% wagowych.
182 312
Jak widać, sposoby według niniejszego wynalazku mają szereg zalet w porównaniu z istniejącymi sposobami. Obniżono w nich wymagania dokładnej kontroli gatunku koncentratu dzięki niższym kosztom pracy podczas ługowania w stosunku do ługowania pod zwiększonym ciśnieniem i kontroli nadmiaru wytwarzanego ciepła dzięki chłodzeniu otwartych reaktorów zbiornikowych w wyniku odparowania.
Ługowanie można prowadzić w tanich otwartych zbiornikach zamiast w drogich naczyniach ciśnieniowych. Instalacja do ługowania pod zwiększonym ciśnieniem o równoważnej wielkości może kosztować od 6 do 8 razy więcej niż układ ługujący w otwartym zbiorniku według niniejszego wynalazku. Umożliwia to także zbudowanie obwodu ługującego praktycznie na miejscu. Unika się w ten sposób kosztów transportu, które mogą być znaczne. W pewnych przypadkach koszty te mogą uczynić nieopłacalnym transport i przerób niskogatunkowych rud.
Obwód ługujący jest mniej wrażliwy na gatunek metalu. Jest to możliwe dzięki lepszemu odzyskiwaniu metalu w następnych operacjach jednostkowych.
Sposobem według niniejszego wynalazku można także wytwarzać wysokogatunkowy elektrolityczny metal. W pewnych przypadkach jest możliwe wytwarzanie produktu w wyniku ekstrakcji rozpuszczalnikiem w połączeniu z elektrolitycznym otrzymywaniem metalu, który to metal można następnie bezpośrednio sprzedawać. Wytapiany metal zwykle nie wymaga dalszej rafinacji. Daje to znaczną obniżkę kosztów, a także produkt o wysokiej cenie.
Reakcja ługowania jest samowystarczalna, jeśli jest połączona z instalacją do ekstrakcji rozpuszczalnikiem i do elektrolitycznego otrzymywania metalu, ponieważ jedynymi odczynnikami, które powinny być dodawane do ługowania, sąpowietrze/tlen i środek zobojętniający, taki jak wapień. Nie ma potrzeby dodawania żadnych drogich odczynników.
Niniejszy wynalazek nadaje się bardzo dobrze do rud o złożonym składzie mineralogicznym, jakimi są drobno rozproszone minerały siarczków metali podstawowych w innym siarczku (na przykład rudy pirytowe pokrywające chalkozyn, sfaleryt i enargit), których obróbka metalurgiczna była trudna sposobami tradycyjnymi.
182 312
182 312
Departament Wydawnictw UP RP. Nakład 60 egz. Cena 4,00 zł.
Claims (14)
- Zastrzeżenia patentowe1. Sposób przetwarzania mieszaniny minerału siarczkowego zawierającego żelazo przez mielenie, a następnie ługowanie tej mieszaniny roztworem ługującym zawierającym kwas siarkowy i jony żelazowe, przy czym proces ługowania prowadzi się w obecności gazu zawierającego tlen pod normalnym ciśnieniem w temperaturze podwyższonej, po czym oddziela się wytrąconą fazę stałą a z uzyskanego roztworu jony metali ekstrahuje się rozpuszczalnikiem organicznym i następnie wymywa się jony metali elektrolitem zawierającym kwas siarkowy oraz wydziela się metale w ogniwie galwanicznym przez elektrolizę wzbogaconego elektrolitu; zaś rafmat po ekstrakcji rozpuszczalnikiem zawierający kwas siarkowy i jony żelaza zawraca się do zbiornika ługowania mieszając z następną porcją zmielonej mieszaniny minerału siarczkowego, znamienny tym, że mieszaninę minerału siarczkowego miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o rozmiarze oczek 20 mikronów i poddaje ługowaniu roztworem kwasu siarkowego i jonów żelazowych w nieobecności gazu zawierającego tlen, w temperaturze od 60°C do temperatury wrzenia roztworu, przy czym w procesie ługowania jako czynnik utleniający stosuje się jony żelazowe wytworzone bezpośrednio w kąpieli ługującej przez utlenianie tlenem jonów żelazawych, po czym oddziela się fazę stałą a z uzyskanego roztworu wydziela się metale w znany sposób i ewentualnie fazę stałą poddaje się dodatkowemu ługowaniu w znany sposób.
- 2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że mieszaninę minerału siarczkowego miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o rozmiarze oczek 10 mikronów.
- 3. Sposób według zastrz 1, znamienny tym, że mieszaninę minerału siarczkowego zawierającą 30 do 40% wagowych chalkopirytu, 40 do 50% wagowych pirytu i do 20% Wagowych skały płonnej miele się do wielkości cząstek przechodzących w 80% przez sito o rozmiarze oczek 10 mikronów, następnie rozdrobnioną mieszaninę ługuje się roztworem kwasu siarkowego i jonów żelazowych z jednoczesnym przepuszczaniem gazu zawierającego tlen w ilości około 600 kg na tonę wytworzonego metalu /miedzi/ w otwartym reaktorze w temperaturze około 90°C, przy czym zobojętnia się mieszaninę ługującą wapieniem do wytrącenia nadmiaru żelaza w postaci getytu, które usuwa się z roztworu przez filtrację wraz z innymi nierozpuszczonymi ciałami stałymi.
- 4. Sposób według zastrz. 1 albo 3, znamienny tym, że otrzymuje się metal wybrany z grupy zawierającej miedź, cynk, nikiel lub kobalt.
- 5. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że z roztworu po dodatkowym ługowaniu oddzielonej fazy stałej wydziela się metale szlachetne.
- 6. Sposób według zastrz. 5, znamienny tym, że jako metale szlachetne wydziela się: złoto, platynę lub srebro.
- 7. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że jako mieszaninę minerału siarczkowego stosuje się rudę pirytową którą miele się do rozmiaru cząstek przechodzących w 80% przez sito o rozmiarze oczek 5 mikronów.
- 8. Sposób według zastrz. 1 albo 3, albo 7, znamienny tym, że stosuje się rudę pirytową zawierającą 20 do 60% wagowych pirytu.
- 9. Sposób według zastrz. 8, znamienny tym, że wszystkie jony żelazowe otrzymuje się przez rozpuszczenie pirytu.
- 10. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że jako mieszaninę minerału siarczkowego stosuje się koncentrat flotacyjny.
- 11. Sposób według zastrz. 10, znamienny tym, że stosuje się koncentrat flotacyjny niskiego gatunku.
- 12. Sposób według zastrz. 1 albo 2, albo 3, znamienny tym, ze jako gaz utleniający w procesie ługowania stosuje się tlen.182 312
- 13. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że proces ługowania prowadzi się roztworem kwasu siarkowego i jonów żelazowych w atmosferze gazu zawierającego tlen z dodatkiem środka powierzchniowo czynnego.
- 14. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że gaz zawierający tlen doprowadza się w ilości 400 - 1000 kg na tonę wytwarzanego metalu.* * *
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| AUPN1913A AUPN191395A0 (en) | 1995-03-22 | 1995-03-22 | Atmospheric mineral leaching process |
| PCT/AU1996/000157 WO1996029439A1 (en) | 1995-03-22 | 1996-03-22 | Atmospheric mineral leaching process |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL322364A1 PL322364A1 (en) | 1998-01-19 |
| PL182312B1 true PL182312B1 (pl) | 2001-12-31 |
Family
ID=3786269
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL96322364A PL182312B1 (pl) | 1995-03-22 | 1996-03-22 | Sposób przetwarzania mieszaniny mineralu siarczkowego PL PL PL |
Country Status (20)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5993635A (pl) |
| EP (1) | EP0815270B1 (pl) |
| JP (1) | JP3705815B2 (pl) |
| KR (1) | KR100418944B1 (pl) |
| AR (1) | AR001403A1 (pl) |
| AT (1) | ATE195980T1 (pl) |
| AU (2) | AUPN191395A0 (pl) |
| BG (1) | BG63315B1 (pl) |
| CA (1) | CA2215963C (pl) |
| DE (1) | DE69610081D1 (pl) |
| ES (1) | ES2152013T3 (pl) |
| GR (1) | GR3034931T3 (pl) |
| IN (1) | IN187985B (pl) |
| MY (1) | MY127576A (pl) |
| NZ (1) | NZ303107A (pl) |
| PE (1) | PE1197A1 (pl) |
| PL (1) | PL182312B1 (pl) |
| PT (1) | PT815270E (pl) |
| WO (1) | WO1996029439A1 (pl) |
| ZA (1) | ZA962223B (pl) |
Families Citing this family (82)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU734903B2 (en) * | 1996-07-15 | 2001-06-28 | M.I.M. Holdings Limited | Metal recovery process |
| AU751902B2 (en) * | 1997-09-04 | 2002-08-29 | Phillips Petroleum Company | Carbon catalyzed leaching of metal-containing ores in ferric sulphate or sulphuric acid solution |
| US6317796B1 (en) * | 1997-10-06 | 2001-11-13 | Sun Microsystems, Inc. | Inline database for receiver types in object-oriented systems |
| WO2000017407A1 (en) * | 1998-09-21 | 2000-03-30 | M.I.M. Holdings Limited | Method for treating precious metal bearing minerals |
| US6280501B1 (en) | 1999-05-06 | 2001-08-28 | Lakefield Research Ltd. | Base metal recovery |
| GB9914979D0 (en) * | 1999-06-25 | 1999-08-25 | Anglo American Plc | Process for the extraction of copper |
| US6350354B1 (en) * | 1999-09-03 | 2002-02-26 | Koch-Glitsch, Inc. | Modular solvent extraction plant |
| US6261527B1 (en) * | 1999-11-03 | 2001-07-17 | Bhp Minerals International Inc. | Atmospheric leach process for the recovery of nickel and cobalt from limonite and saprolite ores |
| US6319389B1 (en) | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| US6554915B2 (en) * | 2000-01-14 | 2003-04-29 | Henkel Corporation | Dissolution of nickel in non-oxidizing aqueous acid solutions |
| AU2001277182B2 (en) * | 2000-07-25 | 2005-04-28 | Freeport-Mcmoran Corporation | Method for Recovering Copper from Sulfide Ore Materials Using High Temperature Pressure Leaching, Solvent Extraction and Electrowinning |
| AU2001277161B2 (en) | 2000-07-25 | 2005-04-07 | Freeport-Mcmoran Corporation | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching |
| US6471849B1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-10-29 | Cominco Engineering Services Ltd. | Process for the recovery of zinc from a zinc sulphide ore or concentrate |
| 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 |
| GB0031413D0 (en) | 2000-12-21 | 2001-02-07 | Aea Technology Plc | Electrochemical processing |
| JP4852716B2 (ja) * | 2001-09-13 | 2012-01-11 | Dowaメタルマイン株式会社 | 亜鉛精鉱浸出法および浸出装置 |
| FI112096B (sv) * | 2001-07-06 | 2003-10-31 | Omg Finland Oy | Förfarande vid utvinning av nickel och eventuellt kobolt medelst lakning ur nickelhaltig lateritmalm |
| 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 |
| ES2192133B1 (es) * | 2001-11-21 | 2005-02-16 | Asturiana De Zinc, S.A. | Procedimiento para la lixiviacion directa de concentrados sulfurados de zinc. |
| AU2003902803A0 (en) * | 2003-06-03 | 2003-06-19 | Australian Nuclear Science & Technology Organisation | Process of upgrading a copper concentrate |
| RU2245380C1 (ru) * | 2003-10-21 | 2005-01-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ переработки продуктов, содержащих сульфиды металлов |
| CA2544511C (en) * | 2003-11-03 | 2013-08-13 | Oxiana Limited | Leach extraction method |
| AU2004285993B2 (en) * | 2003-11-03 | 2009-05-28 | Oz Minerals Limited | Leach extraction method |
| CA2562260A1 (en) * | 2004-04-05 | 2005-10-20 | James D. Holgersen | Process for removal of the catalytic coating material from spent, defective or unused metal support catalytic converters |
| CA2566596C (en) * | 2004-06-03 | 2011-09-27 | David G. Dixon | Leaching process for copper concentrates |
| RU2265068C1 (ru) * | 2004-10-07 | 2005-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) (МИСиС) | Способ переработки упорного минерального сырья, содержащего металлы |
| FI121713B (fi) * | 2009-06-26 | 2011-03-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| EP1805336B1 (en) * | 2004-10-29 | 2012-08-15 | 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 |
| CA2588257C (en) * | 2004-10-29 | 2010-03-09 | Phelps Dodge Corporation | Process for multiple stage direct electrowinning of copper |
| AP2007003997A0 (en) * | 2004-11-17 | 2007-06-30 | Bhp Billiton Ssm Tech Pty Ltd | Consecutive or simultaneous leaching of nickel andcobalt containing ores |
| WO2006137914A2 (en) * | 2005-04-04 | 2006-12-28 | Holgersen James D | Process for extraction of metals from ores or industrial materials |
| WO2007079532A1 (en) * | 2006-01-10 | 2007-07-19 | Murrin Murrin Operations Pty Ltd | Hematite precipitation |
| FI118473B (fi) | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
| US8252254B2 (en) | 2006-06-15 | 2012-08-28 | Barrick Gold Corporation | Process for reduced alkali consumption in the recovery of silver |
| EP1939310A1 (en) | 2006-12-28 | 2008-07-02 | Asturiana De Zinc, S.A. | Recovery of zinc from sulphide concentrates by atmospheric leaching with sulphuric acid at a controlled acidity |
| RU2339707C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный Институт стали и сплавов (технологический университет) | Способ кучного выщелачивания минерального сырья при отрицательной температуре |
| RU2336340C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-10-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ выщелачивания сульфидсодержащих продуктов |
| RU2337161C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ извлечения меди чановым выщелачиванием из смешанных и окисленных руд |
| RU2339706C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-11-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ гидрометаллургической переработки сульфидных концентратов |
| RU2337154C1 (ru) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Способ извлечения металлов из сульфидсодержащих руд |
| US7635534B2 (en) * | 2007-08-24 | 2009-12-22 | Basf Catalysts Llc | Simplified process for leaching precious metals from fuel cell membrane electrode assemblies |
| FI119819B (fi) * | 2007-09-07 | 2009-03-31 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi |
| BRPI0906929A2 (pt) | 2008-01-17 | 2015-07-21 | Freeport Mcmoran Coporation | Método para recuperar um teor de metal de um minério, e, sistema de recuperação de teor de metal |
| US7709135B2 (en) * | 2008-06-06 | 2010-05-04 | Basf Corporation | Efficient process for previous metal recovery from cell membrane electrode assemblies |
| RU2384633C1 (ru) * | 2008-08-19 | 2010-03-20 | Федеральное государственное унитарное предприятие "Государственный научно-исследовательский, проектный и конструкторский институт горного дела и металлургии цветных металлов" (ФГУП "Гипроцветмет") | Способ переработки упорного медного сырья, содержащего благородные металлы |
| EP2376250A4 (en) * | 2008-11-10 | 2017-06-28 | Kryron Global, Llc | Solid composition having enhanced physical and electrical properties |
| MX2012004651A (es) | 2009-10-21 | 2012-05-29 | Universityt Of British Columbia | Procedimiento de lixiviacion para concentrados de cobre con un catalizador de carbono. |
| US8375840B2 (en) | 2009-11-06 | 2013-02-19 | Kryron Global, Llc | Ballistic strike plate and assembly |
| KR101047985B1 (ko) | 2010-11-26 | 2011-07-13 | 한국지질자원연구원 | 초음파를 이용한 고효율 우라늄 침출 방법 |
| RU2468101C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2468100C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2468099C2 (ru) * | 2011-02-14 | 2012-11-27 | Учреждение Российской Академии Наук Центр Геофизических Исследований Владикавказского Научного Центра Ран И Правительства Республики Северная Осетия-Алания | Способ извлечения металлов из хвостов обогащения |
| RU2465354C1 (ru) * | 2011-04-13 | 2012-10-27 | Учреждение Российской академии наук Центр геофизических исследований Владикавказского научного центра РАН и Правительства Республики Северная Осетия - Алания (ЦГИ ВНЦ РАН и РСО-А) | Способ извлечения золота из сульфидных руд |
| KR101316940B1 (ko) | 2011-07-26 | 2013-10-11 | 주식회사 미네월드 | 폐 카본브러쉬로부터 유가자원의 회수방법 |
| JP6147849B2 (ja) * | 2012-05-04 | 2017-06-14 | ヴァーレ、ソシエダージ、アノニマVale S.A. | 硫化鉱浸出法 |
| WO2013173855A1 (en) * | 2012-05-25 | 2013-11-28 | Magdalena Royalty Corp | A process of ferric leaching of metal ores and concentrates |
| CN103060843B (zh) * | 2012-12-29 | 2017-09-29 | 中国科学院过程工程研究所 | 一种氢氧化钾溶液中电化学分解钒渣同步提取钒铬的方法 |
| JP2014205869A (ja) * | 2013-04-11 | 2014-10-30 | Jx日鉱日石金属株式会社 | 前処理後の金鉱石 |
| CN103643055B (zh) * | 2013-11-02 | 2015-03-04 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种全湿法炼锌锌精矿生产备料工艺 |
| 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 |
| MX361890B (es) | 2014-05-21 | 2018-12-18 | Minera Pecobre S A De C V | Proceso hidrometalurgico para la recuperacion de cobre, plomo y/o zinc. |
| CN104120486B (zh) * | 2014-08-01 | 2017-06-16 | 湖南汇博金属材料有限责任公司 | 一种复合线分离工艺及其设备 |
| CA2966680C (en) * | 2014-08-27 | 2018-05-29 | Flsmidth A/S | System and method for controlling frothing during atmospheric leaching of metal sulphides using silicates |
| US10865461B2 (en) | 2015-09-02 | 2020-12-15 | Molibdenos Y Metales S.A. | Method for removing arsenic from materials containing same |
| JP6694689B2 (ja) * | 2015-10-02 | 2020-05-20 | Jx金属株式会社 | 砒素含有銅鉱物の処理方法 |
| JP6898586B2 (ja) * | 2017-05-18 | 2021-07-07 | 住友金属鉱山株式会社 | 硫化物の浸出方法 |
| CN107884299B (zh) * | 2017-12-19 | 2023-04-25 | 湖南华麒资源环境科技发展有限公司 | 一种湿法炼锌系统高锌渣和溶液中有机物的测定方法 |
| US11198828B2 (en) * | 2018-03-28 | 2021-12-14 | Bionomic Industries Inc. | Process for hydrogen sulfide scrubbing and method for ferric ion regeneration |
| RU190111U1 (ru) * | 2018-09-17 | 2019-06-18 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт теплофизики им. С.С. Кутателадзе Сибирского отделения Российской академии наук (ИТ СО РАН) | Импульсный вакуумный дезинтегратор |
| WO2020061639A1 (en) * | 2018-09-27 | 2020-04-02 | Igo Limited | Method for preparing a high-purity hydrated nickel sulphate |
| RU2689487C1 (ru) * | 2018-09-28 | 2019-05-28 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук | Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов |
| RU2704946C1 (ru) * | 2019-03-21 | 2019-10-31 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ извлечения золота из медьсодержащего сульфидного сырья методом цианирования |
| RU2749309C2 (ru) * | 2019-09-05 | 2021-06-08 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ извлечения золота и меди из сульфидного золотомедного флотоконцентрата |
| RU2749310C2 (ru) * | 2019-09-05 | 2021-06-08 | Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" | Способ переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата |
| RU2709556C1 (ru) * | 2019-10-14 | 2019-12-18 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Сорбционный аппарат |
| EP4136267A4 (en) * | 2020-04-17 | 2024-06-12 | Glencore Technology Pty Limited | SULFIDE OXIDATION DURING MINERALS LEAKING |
| US12553106B2 (en) | 2020-04-17 | 2026-02-17 | Glencore Technology Pty Limited | Sulphide oxidation in leaching of minerals |
| WO2024081721A1 (en) * | 2022-10-11 | 2024-04-18 | Battelle Energy Alliance, Llc | Methods of extracting metals by electrochemical processing of a sulfoarsenide compound |
| CN116004983B (zh) * | 2022-12-31 | 2025-03-25 | 贵州中伟资源循环产业发展有限公司 | 一种硫化矿物的浸出方法 |
Family Cites Families (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RO61289A (pl) * | 1971-08-10 | 1976-10-15 | ||
| US4022866A (en) * | 1972-03-07 | 1977-05-10 | The Anaconda Company | Recovery of metals |
| US3951649A (en) * | 1974-08-19 | 1976-04-20 | University Engineers, Inc. | Process for the recovery of copper |
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4006991A (en) * | 1975-09-29 | 1977-02-08 | Whalen Joseph J | Paint loading applicator for a painting pad or brush |
| CA1049953A (en) * | 1975-10-22 | 1979-03-06 | Sherritt Gordon Mines Limited | Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides |
| US4116488A (en) * | 1976-09-20 | 1978-09-26 | Kennecott Copper Corporation | In-situ mining method and apparatus |
| US4330379A (en) * | 1979-01-24 | 1982-05-18 | National Institute For Metallurgy | Leaching of zinc containing sulphide minerals |
| US4274931A (en) * | 1979-01-24 | 1981-06-23 | National Institute For Metallurgy | Leaching process for zinc sulphide containing materials |
| CA1173655A (en) * | 1981-10-30 | 1984-09-04 | Derek G.E. Kerfoot | Acid leach process for treating magnetic and non- magnetic nickel-copper mattes |
| US4378275A (en) * | 1981-12-03 | 1983-03-29 | Saudi-Sudanese Red Sea Joint Commission | Metal sulphide extraction |
| JPS59102602A (ja) * | 1982-12-01 | 1984-06-13 | Bridgestone Corp | 空気入りラジアルタイヤ |
| US4536214A (en) * | 1983-07-07 | 1985-08-20 | Duval Corporation | Metal sulphide extraction |
| CA1234991A (en) * | 1984-09-27 | 1988-04-12 | Donald R. Weir | Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore |
| CA1234289A (en) * | 1984-10-24 | 1988-03-22 | Derik G.E. Kerfoot | Recovery of platinum group metals from nickel-copper- iron matte |
| AU596716B2 (en) * | 1986-12-18 | 1990-05-10 | Electrolytic Zinc Company Of Australasia Limited | Hydrometallurgical recovery of metals and elemental sulphur from metallic sulphides |
| GB8711287D0 (en) * | 1987-05-13 | 1987-06-17 | Materials Concepts Res Ltd | Treating zinc oxide bearing materials |
| NL8702437A (nl) * | 1987-10-13 | 1989-05-01 | Geo Kinetics B V I O | Werkwijze voor het conditioneren van grondmateriaal door elektrokinetische behandeling, elektrisch stroomsysteem voor toepassing van de werkwijze alsmede elektrode-behuizing voor toepassing in het elektrische stroomsysteem. |
| SE9101893L (sv) * | 1991-06-19 | 1992-12-07 | Boliden Mineral Ab | Foerfarande foer behandling av komplexa metallsulfidmaterial |
| US5650057A (en) * | 1993-07-29 | 1997-07-22 | Cominco Engineering Services Ltd. | Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal |
-
1995
- 1995-03-22 AU AUPN1913A patent/AUPN191395A0/en not_active Abandoned
-
1996
- 1996-03-19 IN IN492CA1996 patent/IN187985B/en unknown
- 1996-03-19 ZA ZA962223A patent/ZA962223B/xx unknown
- 1996-03-21 PE PE1996000197A patent/PE1197A1/es not_active Application Discontinuation
- 1996-03-21 MY MYPI96001054A patent/MY127576A/en unknown
- 1996-03-22 AR AR33586996A patent/AR001403A1/es unknown
- 1996-03-22 AT AT96905609T patent/ATE195980T1/de active
- 1996-03-22 AU AU49331/96A patent/AU700850B2/en not_active Ceased
- 1996-03-22 DE DE69610081T patent/DE69610081D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 PL PL96322364A patent/PL182312B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1996-03-22 US US08/913,552 patent/US5993635A/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 CA CA002215963A patent/CA2215963C/en not_active Expired - Fee Related
- 1996-03-22 KR KR1019970706596A patent/KR100418944B1/ko not_active Expired - Fee Related
- 1996-03-22 NZ NZ303107A patent/NZ303107A/xx not_active IP Right Cessation
- 1996-03-22 JP JP52790996A patent/JP3705815B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-03-22 ES ES96905609T patent/ES2152013T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 EP EP96905609A patent/EP0815270B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-03-22 WO PCT/AU1996/000157 patent/WO1996029439A1/en not_active Ceased
- 1996-03-22 PT PT96905609T patent/PT815270E/pt unknown
-
1997
- 1997-10-17 BG BG101980A patent/BG63315B1/bg unknown
-
2000
- 2000-11-29 GR GR20000402637T patent/GR3034931T3/el unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PT815270E (pt) | 2001-02-28 |
| AU700850B2 (en) | 1999-01-14 |
| CA2215963C (en) | 2002-12-17 |
| AU4933196A (en) | 1996-10-08 |
| JP2000515585A (ja) | 2000-11-21 |
| BG101980A (en) | 1998-04-30 |
| MY127576A (en) | 2006-12-29 |
| ES2152013T3 (es) | 2001-01-16 |
| EP0815270B1 (en) | 2000-08-30 |
| ZA962223B (en) | 1996-09-30 |
| US5993635A (en) | 1999-11-30 |
| NZ303107A (en) | 1999-01-28 |
| EP0815270A4 (en) | 1998-04-01 |
| GR3034931T3 (en) | 2001-02-28 |
| AUPN191395A0 (en) | 1995-04-27 |
| KR100418944B1 (ko) | 2004-04-21 |
| BG63315B1 (bg) | 2001-09-28 |
| MX9707161A (es) | 1998-07-31 |
| KR19980703193A (ko) | 1998-10-15 |
| JP3705815B2 (ja) | 2005-10-12 |
| EP0815270A1 (en) | 1998-01-07 |
| DE69610081D1 (de) | 2000-10-05 |
| ATE195980T1 (de) | 2000-09-15 |
| IN187985B (pl) | 2002-08-03 |
| PL322364A1 (en) | 1998-01-19 |
| WO1996029439A1 (en) | 1996-09-26 |
| AR001403A1 (es) | 1997-10-22 |
| CA2215963A1 (en) | 1996-09-26 |
| PE1197A1 (es) | 1997-01-29 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| PL182312B1 (pl) | Sposób przetwarzania mieszaniny mineralu siarczkowego PL PL PL | |
| AU2001277161B2 (en) | Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching | |
| US7858056B2 (en) | Recovering metals from sulfidic materials | |
| CA2624609C (en) | Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride | |
| AU2004324610B2 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction | |
| CN102859012B (zh) | 处理含镍原料的方法 | |
| CA2454821C (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| PL204705B1 (pl) | Sposób odzyskiwania miedzi z surowca z rud zawierających siarczek miedzi | |
| AU2002329630A1 (en) | Process for direct electrowinning of copper | |
| US7785395B2 (en) | Method for the recovery of gold from sulphide concentrate | |
| CA2974905A1 (en) | Process for extraction of copper from arsenical copper sulfide concentrate | |
| AU2007248092B2 (en) | Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction | |
| MXPA01003809A (es) | Un proceso para biolixiviar concentrados de cobre. | |
| WO2024103106A1 (en) | "method for the preferential leach of value metals from sulphide concentrates" | |
| MXPA97007161A (en) | Mineral lixiviation process at atmospheric pressure | |
| SULFIDES | to these sulfidic sources of metals. The rate of dissolution is usually slow. Sulfides insoluble in dilute sulfuric acid can be solubilized if an oxidizing agent, for example, oxygen, ferric |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| LAPS | Decisions on the lapse of the protection rights |
Effective date: 20140322 |