RU2171856C1 - Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron - Google Patents
Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron Download PDFInfo
- Publication number
- RU2171856C1 RU2171856C1 RU2001100734A RU2001100734A RU2171856C1 RU 2171856 C1 RU2171856 C1 RU 2171856C1 RU 2001100734 A RU2001100734 A RU 2001100734A RU 2001100734 A RU2001100734 A RU 2001100734A RU 2171856 C1 RU2171856 C1 RU 2171856C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- nickel
- cobalt
- iron
- leaching
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к способам переработки медных сульфидных концентратов, образующихся при флотационном разделении медно-никелевых файнштейнов, и может быть использовано для переработки рудных сульфидных медных концентратов и файнштейнов. The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy, in particular to methods for processing copper sulfide concentrates formed during the flotation separation of copper-nickel matte and can be used for the processing of ore sulfide copper concentrate and matte.
Известен способ (Уткин Н.И. Производство цветных металлов. - М.: Интернет Инжиниринг, 2000, с.119) переработки рудных медных сульфидных концентратов, содержащих железо, включающий плавку на медный штейн с отделением пустой породы в шлак, конвертирование штейна на черновую медь с отделением железа в конвертерные шлаки, огневое рафинирование черновой меди до анодного металла, электролитическое рафинирование анодного металла с получением катодного никеля и нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы. The known method (Utkin NI. Production of non-ferrous metals. - M .: Internet Engineering, 2000, p.119) processing ore copper sulfide concentrates containing iron, including smelting on copper matte with separation of waste rock into slag, converting matte to rough copper with the separation of iron into converter slag, fire refining of blister copper to an anode metal, electrolytic refining of an anode metal to produce cathode nickel and an insoluble residue containing precious metals.
Известен способ (Мечев В.В Конвертирование медных никельсодержащих штейнов. - М. : Металлургия, 1973, с. 9) переработки медного сульфидного концентрата от флотационного разделения медно-никелевых файнштейнов, содержащих никель, кобальт и железо, включающий плавку на медный штейн с отделением примесей пустой породы в шлак, конвертирование медного штейна с получением черновой меди и отделением никеля, кобальта и железа в конвертерные шлаки, плавку шлака с медно-никелевым рудным концентратом на медно-никелевый штейн, конвертирование медно-никелевого штейна с получением файнштейна, флотационное разделение файнштейна с получением вторичного медного концентрата и извлечением никеля, кобальта в никелевый концентрат, а железа в конвертерные шлаки, рафинирование черновой меди до анодного металла, электролитическое рафинирование анодного металла. A known method (Mechev V.V. Converting copper nickel-containing matte. - M.: Metallurgy, 1973, p. 9) processing of copper sulfide concentrate from flotation separation of copper-nickel matteins containing nickel, cobalt and iron, including melting on copper matte with separation impurities of waste rock to slag, converting matte to blister copper and separating nickel, cobalt and iron into converter slags, smelting slag with copper-nickel ore concentrate to copper-nickel matte, converting copper-nicke evogo matte to obtain matte, flotation separation matte to produce a secondary copper concentrate and recovering nickel and cobalt to nickel concentrate, and iron in the converter slag, refining the blister copper to anode metal, electrolytic refining of the anode metal.
Недостатками вышеописанных пирометаллургических способов являются высокие эксплуатационные затраты, многопередельность схем, низкое извлечение металлов, высокое содержание никеля в анодной меди и значительное количество оборотных медных шлаков. The disadvantages of the above pyrometallurgical methods are high operating costs, multi-banding schemes, low metal recovery, high nickel content in the anode copper and a significant amount of recycled copper slag.
Известен способ переработки медного сульфидного концентрата, содержащего никель, кобальт и железо, включающий окислительный обжиг медного концентрата, сернокислотное выщелачивание огарка оборотными растворами, автоклавное осаждение меди водородом, обработку медного порошка и прокалку его в ленту или в лист (Зашихина Т.Н., Белоглазова К.К., Набойченко С.С. Совершенствование технологических процессов производства никеля, кобальта и олова. Труды института Гипроникель, вып.62, 1975, c.110). A known method of processing a copper sulfide concentrate containing nickel, cobalt and iron, including oxidative roasting of a copper concentrate, sulfuric acid leaching of the cinder with circulating solutions, autoclave deposition of copper with hydrogen, processing of copper powder and calcining it in a tape or sheet (Zashikhina T.N., Beloglazova KK, Naboychenko S. S. Improvement of technological processes for the production of nickel, cobalt and tin. Proceedings of the Institute Gipronickel, issue 62, 1975, c. 110).
Недостатком известного обжигового способа является значительное количество образующегося нерастворимого остатка, содержащего драгоценные металлы, и загрязнение медных растворов никелем, кобальтом и железом, использование дорогостоящего автоклавного процесса восстановления меди водородом, значительный объем пылей обжига, возвращаемых повторно на обжиг, низкое прямое извлечение меди в готовую продукцию. A disadvantage of the known roasting method is a significant amount of the formed insoluble residue containing precious metals, and the contamination of copper solutions with nickel, cobalt and iron, the use of the expensive autoclave copper reduction process with hydrogen, a significant amount of roasting dust returned to the roasting, low direct copper extraction into finished products .
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому способу является способ переработки сульфидных медных концентратов от флотационного разделения медно-никелевых файнштейнов, содержащих никель, кобальт и железо, включающий двухстадийное автоклавное выщелачивание медного концентрата. На первой стадии выщелачивание осуществляют в сульфатных медных растворах с получением цементата и коллективных растворов, содержащих никель, кобальт и железо. На второй стадии - окислительное выщелачивание цементата в сернокислых растворах при аэрации с получением сульфатных медных растворов и серного остатка, содержащего драгоценные металлы. Затем медные растворы подвергают электроэкстракции с получением катодной меди и оборотных сернокислотных растворов, направляемых на автоклавное растворение цементата. (Соболь С. И. и др. Автоклавная технология переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. - М:, Металлургия, Сборник научных трудов института Гинцветмет, N 29, 1969, с.137-146.)
Известный способ переработки медного концентрата является дорогостоящим, в связи с применением автоклавных процессов для получения медных растворов; характеризуется значительным выходом нерастворимого серного остатка, содержащего драгоценные металлы, низким извлечением серы; усложняет переработку медных растворов из-за окисления сульфидов меди и накопления в растворе сульфат-иона; является энергоемким на первой стадии выщелачивания, не обеспечивает эффективного отделения никеля, кобальта и железа от меди на второй стадии выщелачивания.Closest to the technical nature of the proposed method is a method of processing sulfide copper concentrates from flotation separation of copper-nickel matte containing nickel, cobalt and iron, including a two-stage autoclave leaching of copper concentrate. At the first stage, leaching is carried out in sulfate copper solutions to obtain cementate and collective solutions containing nickel, cobalt and iron. At the second stage - oxidative leaching of cement in sulfuric acid solutions during aeration to obtain sulfate copper solutions and a sulfur residue containing precious metals. Then, copper solutions are subjected to electroextraction to obtain cathode copper and circulating sulfuric acid solutions, directed to the autoclave dissolution of cement. (Sobol S.I. et al. Autoclave technology for processing copper concentrate from flotation separation of Feinstein. - M :, Metallurgy, Collection of scientific works of the Gintsvetmet Institute, N 29, 1969, p.137-146.)
A known method of processing copper concentrate is expensive, in connection with the use of autoclave processes for producing copper solutions; characterized by a significant yield of insoluble sulfur residue containing precious metals, low sulfur recovery; complicates the processing of copper solutions due to the oxidation of copper sulfides and the accumulation of sulfate ion in the solution; It is energy-intensive in the first stage of leaching, does not provide effective separation of nickel, cobalt and iron from copper in the second stage of leaching.
Предлагаемый нами способ исключает вышеперечисленные недостатки и направлен на:
- повышение извлечения цветных, в том числе драгоценных металлов;
- селективное отделение никеля, кобальта и железа от меди;
- получение растворов меди с низким содержанием примесей никеля, кобальта и железа;
- снижение затрат на переработку;
- упрощение технологической схемы;
- получение концентрата драгоценных металлов.Our proposed method eliminates the above disadvantages and is aimed at:
- increase the extraction of non-ferrous, including precious metals;
- selective separation of nickel, cobalt and iron from copper;
- obtaining copper solutions with a low content of impurities of Nickel, cobalt and iron;
- reduction of processing costs;
- simplification of the technological scheme;
- obtaining a concentrate of precious metals.
В медно-никелевом производстве медные сульфидные концентраты, образующиеся при флотационном разделении медно-никелевых файнштейнов, содержат как основную составляющую сульфидный медный сплав; металлизированную фазу; примеси сплава сульфидов никеля, кобальта и железа, ассоциированные с металлизированной фазой и находящиеся на границах зерен сульфидов меди, а также примеси пустой породы. Благородные металлы содержатся в медном сульфидном сплаве, в коллективном сплаве сульфидов никеля, кобальта и железа, а также в металлизированной фазе. In copper-nickel production, copper sulfide concentrates formed during the flotation separation of copper-nickel matte, contain sulfide copper alloy as the main component; metallized phase; impurities of an alloy of nickel, cobalt and iron sulfides associated with the metallized phase and located at the grain boundaries of copper sulfides, as well as gangue impurities. Noble metals are found in the copper sulfide alloy, in the collective alloy of nickel, cobalt and iron sulfides, as well as in the metallized phase.
Минералогический состав медных сульфидных концентратов и медно-никелевых файнштейнов, состав и содержание в них металлизированной фазы, а также параметры кристаллической решетки металлической фазы, сульфидов меди, никеля, кобальта и железа оказывают влияние на скорость выщелачивания и составы получаемых растворов и нерастворимых остатков. The mineralogical composition of copper sulfide concentrates and copper-nickel matte, the composition and content of the metallized phase in them, as well as the crystal lattice parameters of the metal phase, sulfides of copper, nickel, cobalt and iron affect the leaching rate and composition of the resulting solutions and insoluble residues.
В отличие от прототипа в предлагаемом нами способе выщелачивание медного концентрата на первой стадии ведут сульфатным медным раствором, содержащим хлор-ион в количестве 0,02-2,5 г/л при температуре не менее 60oC. Перед второй стадией выщелачивания цементат подвергают обессериванию кислородосодержащим газом при температуре 800-1300oC и получают рафинированный от серы продукт, который затем растворяют при атмосферном давлении в сернокислотных растворах или продувают углеводородным топливом.In contrast to the prototype in our proposed method, the leaching of copper concentrate in the first stage is carried out with a sulfate copper solution containing chlorine ion in an amount of 0.02-2.5 g / l at a temperature of at least 60 o C. Before the second stage of leaching, the cement is subjected to desulfurization oxygen-containing gas at a temperature of 800-1300 o C and get refined from sulfur product, which is then dissolved at atmospheric pressure in sulfuric acid solutions or purged with hydrocarbon fuel.
Причем, при температуре обессеривания 800-1100 градусов С получают оксид меди (огарок), который затем растворяют в сернокислотных растворах при атмосферном давлении до образования сульфатных медных растворов и нерастворимого остатка-концентрата драгоценных металлов. При температуре обессеривания 1150-1300 градусов С получают сплав меди, который продувают углеводородным топливом до образования рафинированной анодной меди. Moreover, at a desulfurization temperature of 800-1100 degrees C, copper oxide (cinder) is obtained, which is then dissolved in sulfuric acid solutions at atmospheric pressure until sulfate copper solutions and an insoluble residue-concentrate of precious metals are formed. At a desulfurization temperature of 1150-1300 degrees C, a copper alloy is obtained, which is purged with hydrocarbon fuel until the formation of refined anode copper.
Процесс осуществляют следующим образом. Предварительно медный концентрат распульповывают в медном сульфатном растворе, содержащем 0,02-2,5 г/л хлор-иона. Пульпу закачивают в высокотемпературный реактор и включают мешалку. Процесс ведут при температуре 60-180oC до получения цементата, содержащего не более 1,9% никеля, что соответствует переводу в раствор основной массы никеля, кобальта и железа, при этом медь, содержащаяся в растворе, в результате цементационных реакций (1) и (2) замещается на эквивалентное количество никеля, кобальта и железа.The process is as follows. Pre-copper concentrate pulp in a copper sulfate solution containing 0.02-2.5 g / l of chlorine ion. The pulp is pumped into a high temperature reactor and the mixer is turned on. The process is carried out at a temperature of 60-180 o C to obtain a cementate containing not more than 1.9% nickel, which corresponds to the transfer of the bulk of nickel, cobalt and iron into the solution, while the copper contained in the solution as a result of cementation reactions (1) and (2) is replaced by an equivalent amount of nickel, cobalt and iron.
Cu+2+Me(Ni, Co, Fe)---> Cu0+Me+2(Ni,Co,Fe) (1)
Cu+2+MeS(Ni, Co, Fe)---> CuS+Me+2(Ni, Co, Fe) (2)
Остаток выщелачивания медного концентрата, Cu0 и нерастворимый осадок CuS, получаемые в результате реакций (1) и (2), образуют цементат.Cu +2 + Me (Ni, Co, Fe) ---> Cu 0 + Me +2 (Ni, Co, Fe) (1)
Cu +2 + MeS (Ni, Co, Fe) ---> CuS + Me +2 (Ni, Co, Fe) (2)
The leach residue of copper concentrate, Cu 0 and insoluble precipitate CuS, resulting from reactions (1) and (2) form a cementate.
При содержании хлор-иона в медном растворе менее 0,02 г/л вследствие пассивации никеля, содержащегося в металлизированной фазе, значительно снижается скорость реакции (1) и соответственно остаток выщелачивания загрязняется никелем, кобальтом и железом из-за прекращения растворения металлизированного сплава. Кроме того, замедляется растворение никеля, кобальта и железа из сульфидов по реакции (2) из-за снижения активности образующихся катионов никеля, кобальта и железа, а также уменьшения скорости их вывода из частиц медного концентрата через цементную пленку Cu0 и CuS.When the chlorine ion content in the copper solution is less than 0.02 g / l due to the passivation of nickel contained in the metallized phase, the reaction rate (1) is significantly reduced and, accordingly, the leach residue is contaminated with nickel, cobalt and iron due to the termination of the dissolution of the metallized alloy. In addition, the dissolution of nickel, cobalt and iron from sulfides slows down according to reaction (2) due to a decrease in the activity of the formed cations of nickel, cobalt and iron, as well as a decrease in the rate of their removal from particles of copper concentrate through a Cu 0 and CuS cement film.
При повышении содержания хлор-иона в медном сульфатном растворе более 2,5 г/л скорость реакций (1) и (2) изменяется незначительно и дальнейшее его повышение практического значения для цементационного выщелачивания не имеет. With an increase in the content of chlorine ion in a copper sulfate solution of more than 2.5 g / l, the rate of reactions (1) and (2) changes insignificantly and its further increase has no practical value for cement leaching.
Содержание хлор-иона в растворе в пределах 0,02-2,5 г/л обеспечивает наиболее оптимальную скорость выщелачивания, содержание никеля, кобальта и железа в цементате снижается, процесс выщелачивания идет при более низких температурах, что является существенным и позволяет снизить энергозатраты. The content of chlorine ion in the solution in the range of 0.02-2.5 g / l provides the most optimal leaching rate, the content of nickel, cobalt and iron in the cement decreases, the leaching process occurs at lower temperatures, which is significant and allows to reduce energy consumption.
Температуру раствора при выщелачивании необходимо поддерживать на менее 60oC, т. к. при более низкой температуре процесс выщелачивания резко замедляется и селективное отделение никеля, кобальта и железа становится не эффективным.The temperature of the solution during leaching must be maintained at less than 60 o C, because at a lower temperature, the leaching process drastically slows down and the selective separation of nickel, cobalt and iron becomes ineffective.
Цементат отделяют от коллективного раствора, содержащего никель, кобальт и железо, фильтрованием. Раствор направляют в никель-кобальтовое производство на переработку, а цементат обессеривают кислородосодержащим газом при температуре 800-1300oC для получения рафинированного от серы оксида меди или сплава меди.Cementate is separated from the collective solution containing nickel, cobalt and iron by filtration. The solution is sent to a nickel-cobalt production for processing, and the cement is desulphurized with an oxygen-containing gas at a temperature of 800-1300 o C to obtain copper oxide refined from sulfur or a copper alloy.
Ведение процесса обессеривания при температуре ниже 800 градусов С приводит к образованию пылей обжига с высоким содержанием серы, а в остатках выщелачивания возрастает содержание меди и снижается извлечение меди в раствор. The process of desulfurization at temperatures below 800 degrees C leads to the formation of firing dusts with a high sulfur content, and in the leaching residues, the copper content increases and the extraction of copper in solution decreases.
Повышение температуры более 1300oC увеличивает затраты на переработку медного концентрата, увеличивает растворимость кислорода в медном сплаве и расход углеводородного топлива на раскисление.An increase in temperature of more than 1300 o C increases the cost of processing copper concentrate, increases the solubility of oxygen in the copper alloy and the consumption of hydrocarbon fuel for deoxidation.
Для получения оксидов меди цементат шнековым питателем загружают в печь кипящего слоя. Температура в слое поддерживается 800-1100oC. Через газораспределительную решетку подины подают кислородосодержащий газ в количестве, необходимом для окисления серы, содержащейся в цементате, до сернистого газа.To obtain copper oxides, cementate is fed by a screw feeder into a fluidized bed furnace. The temperature in the layer is maintained at 800-1100 o C. Through the gas distribution grid of the hearth serves oxygen-containing gas in an amount necessary to oxidize the sulfur contained in the cement to sulfur dioxide.
В результате экзотермической реакции окисления сульфидов меди, никеля, кобальта и железа, а также металлической фазы цементата образуются соответствующие оксиды металлов. Доля кислоторастворимых оксидов никеля, кобальта и железа составляет, %: Ni 8-12, Co 12-15, Fe 22-30, при извлечении меди в раствор не менее 90%, что обеспечивает на второй стадии выщелачивания селективное отделение никеля, кобальта и железа от меди. As a result of the exothermic oxidation reaction of copper, nickel, cobalt and iron sulfides, as well as the metal phase of the cementate, the corresponding metal oxides are formed. The proportion of acid-soluble oxides of nickel, cobalt and iron is,%: Ni 8-12, Co 12-15, Fe 22-30, when copper is extracted into the solution at least 90%, which ensures selective separation of nickel, cobalt and iron in the second leaching stage from copper.
Далее через отверстие в подине выгружают огарок, а из пылеуловителей, установленных в газоходе, выгружают пыли. Очищенный от пыли газ, содержащий сернистый ангидрид, направляют на производство серной кислоты. Физическое тепло огарка, пыли и отходящих газов, посредством теплообменных устройств, используется для подогрева растворов выщелачивания первой и второй стадии. Then, through the hole in the bottom, the cinder is unloaded, and dust is unloaded from the dust collectors installed in the duct. The dust-free gas containing sulfur dioxide is sent to the production of sulfuric acid. The physical heat of the cinder, dust and exhaust gases, through heat exchangers, is used to heat the first and second stage leach solutions.
Огарок и пыли выщелачивают в сернокислотном растворе (оборотном растворе ванн электроэкстракции меди). В реактор, оборудованный мешалкой, подогревом, аэрацией закачивают сернокислый раствор, включают мешалку, подогрев, аэрацию и питателем загружают огарок и пыли. При pH не более 3,5 и растворении не менее 90% массы огарка и пыли, процесс прекращают, суспензию насосом из реактора подают на фильтрацию. Нерастворимый остаток, содержащий драгоценные металлы, оксиды никеля, кобальта, железа и гидроксид железа направляют на дальнейшую переработку, а медный сульфатный раствор направляют на электроэкстракцию меди и на выщелачивание медного концентрата. Cinder and dust are leached in a sulfuric acid solution (a circulating solution of copper electroextraction baths). Sulfuric acid solution is pumped into a reactor equipped with a stirrer, heating, aeration, a stirrer, heating, aeration are added, and cinder and dust are loaded with a feeder. At a pH of not more than 3.5 and dissolution of at least 90% of the mass of cinder and dust, the process is stopped, the suspension is pumped from the reactor to the filtration. The insoluble residue containing precious metals, oxides of nickel, cobalt, iron and iron hydroxide is sent for further processing, and the copper sulfate solution is sent to the electroextraction of copper and to leach the copper concentrate.
Для получения медного сплава цементат подают в форсунку или фурму, установленную в камере печи, и в факеле кислородосодержащего газа окисляют серу при температуре 1150-1300oC. Образуется сплав меди и шлак. В шлак извлекается 95% никеля, кобальта 98% и 99% железа. Содержание кислорода в медном сплаве не превышает 1,5%. Затем расплав собирают на подине печи и продувают углеводородным топливом через опущенную в расплав стальную футерованную трубку, после чего содержание кислорода снижается до уровня содержания его в анодной меди - 0,1%.To obtain a copper alloy, cement is fed into a nozzle or lance installed in the furnace chamber, and sulfur is oxidized in a flare of oxygen-containing gas at a temperature of 1150-1300 o C. An alloy of copper and slag is formed. 95% of nickel, 98% of cobalt and 99% of iron are recovered in slag. The oxygen content in the copper alloy does not exceed 1.5%. Then the melt is collected on the hearth of the furnace and purged with hydrocarbon fuel through a steel lined tube lowered into the melt, after which the oxygen content decreases to the level of its content in the anode copper - 0.1%.
В результате получают рафинированную анодную медь, которую направляют на электролиз меди. The result is refined anode copper, which is sent to the electrolysis of copper.
Результаты проведенных испытаний отражены в таблицах 1 и 2. The results of the tests are shown in tables 1 and 2.
Список использованной литературы
1. Уткин Н.И. Производство цветных металлов. - М.: Интернет Инжиниринг, 2000, с. 119.List of references
1. Utkin N.I. Non-ferrous metal production. - M.: Internet Engineering, 2000, p. 119.
2. Мечев В. В Конвертирование медных никельсодержащих штейнов. - М.: Металлургия, 1973, с. 9. 2. Mechev V. V Converting copper nickel-containing matte. - M.: Metallurgy, 1973, p. 9.
3. Зашихина Т. Н., Белоглазова К.К., Набойченко С.С. Совершенствование технологических процессов производства никеля, кобальта и олова. Труды института Гипроникель, вып.62, 1975, c.110. 3. Zashikhina T. N., Beloglazova K. K., Naboychenko S. S. Improving the technological processes for the production of nickel, cobalt and tin. Proceedings of the Gipronickel Institute, issue 62, 1975, p. 110.
4. Соболь С. И. и др. Автоклавная технология переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. - М:, Металлургия, Сборник научных трудов института Гинцветмет, N 29, 1969, с. 137-146. 4. Sobol S.I. et al. Autoclave technology for processing copper concentrate from flotation separation of Feinstein. - M :, Metallurgy, Collection of scientific papers of the Gintsvetmet Institute, N 29, 1969, p. 137-146.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001100734A RU2171856C1 (en) | 2001-01-09 | 2001-01-09 | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001100734A RU2171856C1 (en) | 2001-01-09 | 2001-01-09 | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2171856C1 true RU2171856C1 (en) | 2001-08-10 |
Family
ID=35364448
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2001100734A RU2171856C1 (en) | 2001-01-09 | 2001-01-09 | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2171856C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102600984A (en) * | 2012-03-20 | 2012-07-25 | 昆明理工大学 | Processing method of copper oxide ore containing calcium magnesium gangue |
| RU2639195C1 (en) * | 2016-12-02 | 2017-12-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Method of processing of nickel-containing sulfide copper concentrates |
| RU2706400C1 (en) * | 2019-07-11 | 2019-11-18 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
-
2001
- 2001-01-09 RU RU2001100734A patent/RU2171856C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| СОБОЛЬ С.И. и др. Автоклавная технология переработки медного концентрата от флотационного разделения файнштейна. - М.: Металлургия, Сборник научных трудов Института Гинцветмет, № 29, 1969, с.137-146. * |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102600984A (en) * | 2012-03-20 | 2012-07-25 | 昆明理工大学 | Processing method of copper oxide ore containing calcium magnesium gangue |
| CN102600984B (en) * | 2012-03-20 | 2013-10-16 | 昆明理工大学 | Processing method of copper oxide ore containing calcium magnesium gangue |
| RU2639195C1 (en) * | 2016-12-02 | 2017-12-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" | Method of processing of nickel-containing sulfide copper concentrates |
| RU2706400C1 (en) * | 2019-07-11 | 2019-11-18 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
| RU2706400C9 (en) * | 2019-07-11 | 2020-01-17 | Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" | Method of processing copper-nickel sulphide materials |
| SE545449C2 (en) * | 2019-07-11 | 2023-09-12 | Joint Stock Company Kola Gmk | A method of processing copper and nickel sultide materials |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Moskalyk et al. | Review of copper pyrometallurgical practice: today and tomorrow | |
| Hait et al. | Processing of copper electrorefining anode slime: a review | |
| CA2798302C (en) | Process for recovering valuable metals from precious metal smelting slag | |
| AP1284A (en) | Treatment of metal sulphide concentrates by roasting and arc furnace smelt reduction. | |
| Antuñano et al. | Hydrometallurgical processes for Waelz oxide valorisation–An overview | |
| US4036636A (en) | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment | |
| Habashi | Copper metallurgy at the crossroads | |
| CN103266225A (en) | Side-blown furnace reduction smelting technology for lead anode mud | |
| WO1998036102A1 (en) | Refining zinc sulphide ores | |
| US4442072A (en) | Selective recovery of base metals and precious metals from ores | |
| US20110283831A1 (en) | Process for the Recovery of Nickel and/or Cobalt from a Leach Solution | |
| CN108588425B (en) | Treatment method of cobalt-nickel metallurgy wastewater slag | |
| US4423011A (en) | Selective recovery of base metals and precious metals from ores | |
| EA006620B1 (en) | Method for refining concentrate containing precious metals | |
| SE446276B (en) | PROCEDURE FOR Separating and Extracting Nickel and Copper from Complex Sulfide Minerals | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| RU2171856C1 (en) | Method of processing of copper sulfide concentrates containing nickel, cobalt and iron | |
| CA2098521C (en) | Method for producing high-grade nickel matte and metallized sulfide matte | |
| US3615361A (en) | Fire refining of copper | |
| US7494528B2 (en) | Method for smelting copper concentrates | |
| WO2019138316A1 (en) | Process for the recovery of copper and cobalt from a material sample | |
| Jones | ConRoast: DC arc smelting of deadroasted sulphide concentrates | |
| CN104711431B (en) | A kind of method that copper dross slag produces copper sulphate | |
| Gouldsmith et al. | Extraction and refining of the platinum metals | |
| Yang | Primary production and recycling of critical metals |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040110 |