RU2501867C1 - Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals - Google Patents
Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals Download PDFInfo
- Publication number
- RU2501867C1 RU2501867C1 RU2012140867/02A RU2012140867A RU2501867C1 RU 2501867 C1 RU2501867 C1 RU 2501867C1 RU 2012140867/02 A RU2012140867/02 A RU 2012140867/02A RU 2012140867 A RU2012140867 A RU 2012140867A RU 2501867 C1 RU2501867 C1 RU 2501867C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- nickel
- copper
- silicon
- melt
- matte
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке сульфидных медно-никелевых материалов, содержащих металлы платиновой группы, в частности при пирометаллургической переработке никель-пирротиновых концентратов, содержащих благородные металлы.The invention relates to the field of non-ferrous metallurgy and can be used in the processing of sulfide copper-nickel materials containing platinum group metals, in particular in the pyrometallurgical processing of nickel-pyrrhotite concentrates containing noble metals.
Главным источником металлов платиновой группы (МПГ) в России являются сульфидные медно-никелевые руды Норильских месторождений. В качестве перспективных источников МПГ представляют интерес пирротиновые концентраты и заскладированные хвосты обогащения сульфидных медно-никелевых руд - техногенные образования, содержащие цветные и благородные металлы. Повышение комплексности использования текущих и «лежалых» никель-пирротиновых концентратов (НПК) можно рассматривать как резерв увеличения производства металлов платиновой группы.The main source of platinum group metals (PGMs) in Russia are sulfide copper-nickel ores of the Norilsk deposits. Of promising sources of PGMs are pyrrhotite concentrates and tailored tailings for the processing of sulfide copper-nickel ores — technogenic formations containing non-ferrous and noble metals. Increasing the complexity of using current and “stagnant” nickel-pyrrhotite concentrates (NPK) can be considered as a reserve for increasing the production of platinum group metals.
На сегодняшний день ОАО «Норильский никель» является единственной компанией, производящей цветные и драгоценные металлы из НПК. Весь объем НПК текущего производства перерабатывают по автоклавно-окислительной технологии с получением сульфидного концентрата, технической серы и отвальных железогидратных хвостов, в которых аккумулирована значительная часть платиновых металлов [1]. В результате содержание цветных металлов в концентрате увеличивается в 5-7 раз при извлечении 85-88%, большая часть серы сырья извлекается в виде товарного продукта - элементной серы (30-35%). В поступающем на пирометаллургический передел концентрате, таким образом, отношение цветных металлов к сере увеличивается в 5 раз, что существенно улучшает экологические условия получения меди и никеля из пирротиновых руд. Достигнутые к настоящему времени средние показатели по извлечению цветных металлов и металлов платиновой группы (МПГ) в конечный медно-никелевый сульфидный концентрат по автоклавной технологии находятся на уровне 80 и 55% соответственно, что не обеспечивает необходимой комплексности переработки и требует дальнейшего совершенствования процесса.Today OJSC Norilsk Nickel is the only company producing non-ferrous and precious metals from NPK. The entire volume of NPKs of current production is processed using an autoclave-oxidizing technology to produce sulfide concentrate, industrial sulfur, and dump iron-tailings, in which a significant part of platinum metals is accumulated [1]. As a result, the content of non-ferrous metals in the concentrate increases 5-7 times with the extraction of 85-88%, most of the sulfur of the raw material is extracted in the form of a commercial product - elemental sulfur (30-35%). Thus, in the concentrate supplied to the pyrometallurgical processing, the ratio of non-ferrous metals to sulfur increases by 5 times, which significantly improves the environmental conditions for the production of copper and nickel from pyrrhotite ores. The average performance achieved to date for the extraction of non-ferrous metals and platinum group metals (PGMs) into the final copper-nickel sulfide concentrate by autoclave technology is at the level of 80 and 55%, respectively, which does not provide the necessary processing complexity and requires further process improvement.
Известен ряд аналогичных способов переработки НПК, в основе которых лежит последовательность операций автоклавного выщелачивания концентрата с переводом в раствор никеля и меди, осаждения цветных металлов в виде сульфидного концентрата и последующей селективной серосульфидной флотации [2-5].A number of similar methods for processing NPKs are known, which are based on a sequence of autoclave leaching of a concentrate with transfer of nickel and copper into a solution, deposition of non-ferrous metals in the form of a sulfide concentrate and subsequent selective sulfur-sulfide flotation [2-5].
Недостатками автоклавных способов являются необходимость использования дорогостоящего оборудования, дополнительные операции по разделению меди и никеля (осаждение, флотация), образование отвальных железогидратных осадков, с которыми связаны основные потери МПГ.The disadvantages of the autoclave methods are the need to use expensive equipment, additional operations for the separation of copper and nickel (precipitation, flotation), the formation of dump iron hydrate precipitates, which are associated with the main losses of PGMs.
Известны комбинированные способы переработки сульфидных медно-никелевых руд и концентратов, содержащих платиновые металлы, суть которых заключается в концентрировании цветных и благородных металлов в штейне путем восстановительной плавки руды или концентрата с флюсами (карбонатитом, оксидом кальция, карбонатами натрия и кальция) и последующим выщелачиванием полученного штейна растворами серной кислоты. Способы позволяют исключить загрязнение отходящих газов диоксидом серы, но не обеспечивают разделения меди и никеля и характеризуются многостадийностью [6, 7].Known combined methods of processing sulfide copper-nickel ores and concentrates containing platinum metals, the essence of which is to concentrate non-ferrous and noble metals in matte by reducing smelting of ore or concentrate with fluxes (carbonatite, calcium oxide, sodium and calcium carbonates) and subsequent leaching of the obtained matte with sulfuric acid solutions. The methods make it possible to exclude pollution of exhaust gases with sulfur dioxide, but do not provide separation of copper and nickel and are characterized by multi-stage [6, 7].
Наиболее близким к заявляемому является способ пирометаллургической переработки медно-никелевого штейна (или файнштейна), заключающийся в сплавлении сульфидного сплава с материалами, содержащими кремний, и последующим разделением отстаиванием металлической и сульфидной фаз в расплавленном состоянии [8]. В результате расслаивания расплава на металлическую (донную) и сульфидную (верхнюю) фазы достигают 5-6-ти кратного концентрирования благородных металлов в металлическом сплаве по сравнению с исходным файнштейном. Сульфидная фаза содержит в основном серу, медь и никель в отношении, близком к 1:1:1. Для экстракции благородных металлов кремнием из расплава медно-никелевого файнштейна состава, в масс.%: 43,46 Ni, 27.1 Cu, 5.58 Fe, 24.34 S, авторы использовали ферросилиций или силикоалюминий, содержащие 75,4 и 47,7% Si, соответственно. При 1200-1350°С и расходах коллектора (кремния) 2,5-5,0% к массе файнштейна благородные металлы почти полностью сконцентрированы в донной фазе - силицидном сплаве (-70% Ni, 5-7% Cu), а медь и никель в равных количествах - в сульфидной фазе: 28-30% Cu и 30-32% Ni.Closest to the claimed is a method of pyrometallurgical processing of copper-nickel matte (or Feinstein), which consists in fusing a sulfide alloy with materials containing silicon, and subsequent separation by settling of the metal and sulfide phases in the molten state [8]. As a result of stratification of the melt into the metal (bottom) and sulfide (upper) phases, a 5-6-fold concentration of noble metals in a metal alloy is achieved in comparison with the initial Feinstein. The sulfide phase contains mainly sulfur, copper and nickel in a ratio close to 1: 1: 1. For the extraction of precious metals by silicon from a melt of copper-nickel matte matte composition, wt.%: 43.46 Ni, 27.1 Cu, 5.58 Fe, 24.34 S, the authors used ferrosilicon or silicoaluminium containing 75.4 and 47.7% Si, respectively . At 1200–1350 ° C and collector (silicon) expenditures of 2.5–5.0% by weight of Feinstein, noble metals are almost completely concentrated in the bottom phase — a silicide alloy (–70% Ni, 5–7% Cu), and copper and Nickel in equal amounts in the sulfide phase: 28-30% Cu and 30-32% Ni.
Общими признаками с заявляемым техническим решением является, во-первых, переработка материала, содержащего сульфиды железа, меди, никеля и металлы платиновой группы, во-вторых, использование для концентрирования благородных металлов метода экстракции металлическими расплавами, в-третьих, выбор в качестве фазы-коллектора кремнийсодержащих сплавов.Common features with the claimed technical solution is, firstly, the processing of a material containing sulfides of iron, copper, nickel and platinum group metals, secondly, the use of a method of extraction with metal melts for concentration of noble metals, and thirdly, the choice of phase silicon alloy collector.
Недостатками способа-прототипа является сопутствующая процессу плавки десульфуризация расплава с выделением диоксида серы и отсутствие селекции цветных металлов, а также необходимость перемешивания расплава при введении фазы-коллектора и последующего отстаивания продуктов плавки для разделения, что обусловлено малым градиентом плотностей расплавов штейна и высококремнистого экстрагента.The disadvantages of the prototype method are the desulphurization of the melt with the release of sulfur dioxide and the absence of selection of non-ferrous metals, as well as the need to mix the melt with the introduction of the collector phase and subsequent sedimentation of the melting products for separation, which is due to the small density gradient of matte and high-silicon extractant.
Предлагаемое изобретение направлено на повышение комплексности и экологической безопасности переработки сульфидных материалов с низким содержанием меди, никеля и металлов платиновой группы, таких как никель-пирротиновые концентраты.The present invention is aimed at increasing the complexity and environmental safety of processing sulfide materials with a low content of copper, nickel and platinum group metals, such as nickel-pyrrhotite concentrates.
Техническим результатом предлагаемого изобретения является увеличение степени селекции цветных металлов и повышение концентрирования благородных металлов в фазе-коллекторе.The technical result of the invention is to increase the degree of selection of non-ferrous metals and increase the concentration of precious metals in the collector phase.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки сульфидных медно-никелевых материалов, содержащих металлы платиновой группы, включающем сплавление исходного материала с кремнийсодержащим сплавом-коллектором, экстрагирующим никель и благородные металлы и последующую выдержку полученного расплава, согласно изобретения исходный материал предварительно смешивают с оксидом кальция в количестве 15-20% от массы исходного материала и расплавляют с получением штейно-шлакового расплава, затем на его поверхность подают кремнийсодержащий сплав-коллектор в виде ферросилиция марки ФС25, при этом в качестве исходного материала используют никель-пирротиновый концентрат.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing sulfide copper-nickel materials containing platinum group metals, comprising fusing the starting material with a silicon-containing collector alloy, extracting nickel and noble metals and subsequent exposure of the obtained melt, according to the invention, the starting material is pre-mixed with oxide calcium in an amount of 15-20% by weight of the starting material and is melted to obtain a matte-slag melt, then on its surface under They contain a silicon-containing alloy-collector in the form of ferrosilicon grade FS25, and nickel-pyrrhotite concentrate is used as the starting material.
Кроме того, кремнийсодержащий сплав используют в измельченном виде.In addition, the silicon-containing alloy is used in crushed form.
Физико-химическая сущность процесса концентрирования Mill и разделения цветных металлов в заявляемом способе основывается на высоком химическом сродстве никеля и платины к металлическому расплаву, а меди и палладия - к сульфидному. Однако в присутствие никеля в расплаве снижается халькофильность палладия, и он экстрагируется наравне с платиной в металлическую фазу.The physico-chemical nature of the process of concentrating Mill and the separation of non-ferrous metals in the present method is based on the high chemical affinity of nickel and platinum to a metal melt, and copper and palladium to sulfide. However, in the presence of nickel in the melt, the chalcophilicity of palladium decreases, and it is extracted along with platinum in the metal phase.
Предлагаемое техническое решение отличается от прототипа, прежде всего перерабатываемым сульфидным материалом. Никель-пирротиновый концентрат характеризуется не только низкими содержаниями цветных металлов и МПГ в сравнении со штейном (файнштейном), но и другим фазовым составом. Если штейн (файнштейн) является сульфидным сплавом меди, никеля и железа, то пирротиновый концентрат кроме сульфидов (пирротин Fe1-xS, пирит FeS2, пентландит (Fe,Ni)9S8, троилит FeS, халькопирит CuFeS2) содержит оксидные соединения - магнетит Fe3O4, кварц SiO2, силикаты кальция и магния. Поэтому при его плавлении образуется штейно-шлаковый расплав, из которого и осуществляется экстракция металлов фазой-коллектором.The proposed technical solution differs from the prototype, primarily processed sulphide material. Nickel-pyrrhotite concentrate is characterized not only by low contents of non-ferrous metals and PGM in comparison with matte (Feinstein), but also by a different phase composition. If matte (Feinstein) is a sulfide alloy of copper, nickel and iron, then the pyrrhotite concentrate except sulfides (pyrrhotite Fe 1-x S, pyrite FeS 2 , pentlandite (Fe, Ni) 9 S 8 , troilite FeS, chalcopyrite CuFeS 2 ) contains oxide Compounds - magnetite Fe 3 O 4 , silica SiO 2 , calcium and magnesium silicates. Therefore, when it is melted, a matte-slag melt is formed, from which the metals are extracted by the collector phase.
Другим отличием предлагаемого способа от прототипа является введение в шихту плавки никель-пирротинового концентрата флюса для образования троилитового штейна и кальций-силикатного шлака. В качестве флюса используется оксид кальция, расход которого берется из расчета перевода в шлак нерудных компонентов и удержания в штейне серы, образующейся при термическом разложении входящих в концентрат сульфидов. Для образца никель-пирротинового концентрата, содержащего (масс.%) 1.76 Cu, 4.12 Ni, 0.11 Co, 18.2 Fe, 11.6 S, 12.7 MgO, 22.4 SiO2, 8.8 CaO, 4.8 Al2O3, 18.8 влаги и летучих, а также 36.2 г/т Pd и 6.5 г/т Pt, расход флюса составляет 15-20% к массе концентрата, что обеспечивает расслаивание расплава на троилитовый штейн и кальций-силикатный шлак и снижает потери цветных металлов со шлаком. Выход штейна составляет 28-30% от массы концентрата, поэтому содержание цветных металлов в сульфидной фазе возрастает в 2,5-3,0 раза (табл.1). Увеличение расходов флюса свыше 20% ведет к гомогенизации оксисульфидного расплава и ухудшению расслаивания продуктов плавки. Расходы CaO ниже 15% не обеспечивают количественного перевода в шлак нерудных компонентов никель-пирротинового концентрата - оксидов алюминия, кремния, трехвалентного железа и т.д.Another difference of the proposed method from the prototype is the introduction of a nickel-pyrrhotite concentrate of flux into the smelting mixture for the formation of troilite matte and calcium-silicate slag. Calcium oxide is used as a flux, the flow rate of which is taken from the calculation of the transfer of non-metallic components to slag and the retention of sulfur in matte, which is formed during the thermal decomposition of sulfides included in the concentrate. For a sample of nickel-pyrrhotite concentrate containing (wt%) 1.76 Cu, 4.12 Ni, 0.11 Co, 18.2 Fe, 11.6 S, 12.7 MgO, 22.4 SiO 2 , 8.8 CaO, 4.8 Al 2 O 3 , 18.8 moisture and volatile, and also 36.2 g / t Pd and 6.5 g / t Pt, the flux consumption is 15-20% by weight of the concentrate, which ensures the separation of the melt into troilite matte and calcium silicate slag and reduces the loss of non-ferrous metals with slag. The matte yield is 28-30% by weight of the concentrate; therefore, the content of non-ferrous metals in the sulfide phase increases by 2.5-3.0 times (Table 1). An increase in flux costs of over 20% leads to homogenization of the oxysulfide melt and a deterioration in the delamination of the smelting products. CaO costs below 15% do not provide a quantitative transfer to the slag of non-metallic components of nickel-pyrrhotite concentrate - aluminum oxides, silicon, ferric iron, etc.
Изобретение отличается от известного способа использованием в качестве фазы-коллектора ферросплава с более низким (25%) содержанием кремния - ферросилиция ФС25, который в условиях плавления никель-пирротинового концентрата (1200-1350°С) имеет плотность от 5.2 до 6.5 г/см3, значительно превосходя таковую для троилитового штейна - от 3.7 до 4.1 г/см3. Градиент плотностей создает необходимую динамику перемещения коллектора сквозь сульфидный расплав и обеспечивает полноценный контакт компонентов троилитового штейна с экстрагентом для извлечения никеля и благородных металлов в донную фазу. Изучение влияния времени выдержки на показатели плавки показало, что практически через 20 мин трехфазная система достигает равновесия.The invention differs from the known method by using a ferroalloy with a lower (25%) silicon content as a collector phase — FS25 ferrosilicon, which under the conditions of melting nickel-pyrrhotite concentrate (1200-1350 ° C) has a density of 5.2 to 6.5 g / cm 3 , significantly exceeding that for troilite matte - from 3.7 to 4.1 g / cm 3 . The density gradient creates the necessary dynamics of the movement of the collector through the sulfide melt and ensures full contact of the troilite matte components with the extractant to extract nickel and precious metals to the bottom phase. A study of the influence of the holding time on the melting indices showed that in almost 20 minutes the three-phase system reaches equilibrium.
Примеры использования заявляемого способа.Examples of the use of the proposed method.
В опытах использована проба никель-пирротинового концентрата, содержащего (масс.%) 1.76 Cu, 4.12 Ni, 0.11 Со, 18.2 Fe, 11.6 S, 12.7 MgO, 22.4 SiO2, 8.8 CaO, 4.8 Al2O3, 18.8 влаги и летучих, а также металлы платиновой группы - 36.2 г/т Pd и 6.5 г/т Pt.In the experiments, we used a sample of a nickel-pyrrhotite concentrate containing (mass%) 1.76 Cu, 4.12 Ni, 0.11 Co, 18.2 Fe, 11.6 S, 12.7 MgO, 22.4 SiO 2 , 8.8 CaO, 4.8 Al 2 O 3 , 18.8 moisture and volatile as well as platinum group metals - 36.2 g / t Pd and 6.5 g / t Pt.
Пример 1 (по прототипу). Экстракцию металлов из расплава никель-пирротинового концентрата с использованием ферросилиция, содержащего 75% Si (ФС75), проводили в графитовых тиглях. Концентрат смешивали с измельченным ферросилицием из расчета концентрации металлического кремния в расплаве 5%, что составило 8% ФС75 к массе концентрата. Шихту плавили при 1350°С и выдерживали 30 мин. Затем расплав охлаждали, разделяли на продукты, взвешивали и анализировали. Выход металлической фазы составил 1.8% (22.5% от загруженного ферросилиция). Извлечение никеля в металлическую фазу - 5.8%, а меди в штейн - 89% (табл.2).Example 1 (prototype). Extraction of metals from a melt of nickel-pyrrhotite concentrate using ferrosilicon containing 75% Si (FS75) was carried out in graphite crucibles. The concentrate was mixed with ground ferrosilicon based on the concentration of metallic silicon in the melt 5%, which amounted to 8% FS75 by weight of the concentrate. The mixture was melted at 1350 ° C and held for 30 minutes. Then the melt was cooled, divided into products, weighed and analyzed. The yield of the metal phase was 1.8% (22.5% of the loaded ferrosilicon). Nickel recovery in the metal phase is 5.8%, and copper in matte is 89% (Table 2).
Пример 2 При введении в шихту плавки по примеру 1 оксида кальция в количестве 15% к массе концентрата выход металлической фазы вырос до 3.0% (37.5% от загруженного ферросилиция), а извлечение в нее никеля составило 44.3% при значительном повышении его содержания. Медь, как и в случае плавки без флюса, сконцентрирована в штейне (94.4%).Example 2 When introducing into the charge of the melting of Example 1 calcium oxide in an amount of 15% by weight of the concentrate, the yield of the metal phase increased to 3.0% (37.5% of the loaded ferrosilicon), and nickel recovery in it amounted to 44.3% with a significant increase in its content. Copper, as in the case of melting without flux, is concentrated in matte (94.4%).
Низкий выход донной фазы в обоих примерах связан со сравнительно малой относительно расплава концентрата плотностью высококремнистого экстрагента (75% Si), что замедляет прохождение коллектора через сульфидный расплав (табл.2).The low yield of the bottom phase in both examples is associated with a relatively low density of high-silicon extractant (75% Si) relative to the concentrate melt, which slows the passage of the collector through the sulfide melt (Table 2).
Пример 3 (заявляемый способ) Опыты проводились в электропечи сопротивления с углеграфитовыми нагревателями. Шихту никель-пирротинового концентрата с флюсом (15% CaO) помещали в графитовые тигли, которые устанавливали в предварительно разогретую до 1350°С печь. На поверхность шлакового расплава подавали измельченный до кл. -0,5+0 мм ферросилиций с содержанием кремния 25% (ФС25), из расчета 20% к массе концентрата (соответствует 5.0%-ному содержанию металлического кремния в расплаве концентрата) и выдерживали при заданной температуре в течение 20 минут. По окончании экспериментов содержимое тиглей охлаждали на воздухе, фиксировали убыль массы образца, после чего разделяли штейн, шлак и металл для химического анализа.Example 3 (the inventive method) The experiments were carried out in an electric resistance furnace with carbon graphite heaters. The mixture of nickel-pyrrhotite concentrate with flux (15% CaO) was placed in graphite crucibles, which were installed in a furnace preheated to 1350 ° С. Milled to cl. -0.5 + 0 mm ferrosilicon with a silicon content of 25% (FS25), based on 20% by weight of the concentrate (corresponding to 5.0% metal silicon content in the melt of the concentrate) and kept at a given temperature for 20 minutes. At the end of the experiments, the contents of the crucibles were cooled in air, a decrease in the mass of the sample was recorded, after which matte, slag and metal were separated for chemical analysis.
Результаты плавки приведены в таблице 3. Медь в указанных условиях на 90.5% остается в штейне. Извлечение никеля в донную фазу составляет 69% при содержании 14.3%. Извлечение МПГ составляет 93% при 5-кратном концентрировании в металлической фазе.The smelting results are shown in table 3. Copper under the indicated conditions remains at matte 90.5%. Nickel recovery in the bottom phase is 69% with a content of 14.3%. The PGM recovery is 93% at 5-fold concentration in the metal phase.
Пример 4. Плавку никель-пирротинового концентрата проводили указанным в примере 3 способом, увеличив расход оксида кальция до 20%. Результаты анализа состава продуктов плавки указывают на возрастание степени селекции цветных металлов, а также на повышение извлечения до 95-96% без снижения содержания металлов платиновой группы в сплаве-коллекторе (табл.3).Example 4. The melting of Nickel-pyrrhotite concentrate was carried out as indicated in example 3, increasing the consumption of calcium oxide to 20%. The results of the analysis of the composition of the smelting products indicate an increase in the degree of selection of non-ferrous metals, as well as an increase in recovery to 95-96% without reducing the content of platinum group metals in the collector alloy (Table 3).
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного использованием бедного медно-никелевого сульфидного сырья - пирротинового концентрата и введением новых компонентов в состав шихты плавки: оксида кальция в качестве флюса и ферросилиция с низким содержанием кремния, что исключает дополнительные операции перемешивания и отстаивания расплава. Из этого следует, что заявляемое техническое решение отвечает критерию «новизна».A comparative analysis of the proposed method with the prototype shows that the claimed method differs from the known use of poor copper-nickel sulfide raw materials - pyrrhotite concentrate and the introduction of new components in the composition of the smelting mixture: calcium oxide as a flux and low silicon ferrosilicon, which excludes additional mixing operations and sedimentation of the melt. It follows that the claimed technical solution meets the criterion of "novelty."
Преимуществами заявляемого способа переработки материалов, содержащих цветные и благородные металлы является обеспечение более высокого извлечения и концентрирования благородных металлов и разделение цветных металлов по продуктам пирометаллургической переработки, а также ингибирование десульфурации сульфидного концентрата при плавлении.The advantages of the proposed method for processing materials containing non-ferrous and noble metals is to ensure higher extraction and concentration of precious metals and the separation of non-ferrous metals by the products of pyrometallurgical processing, as well as the inhibition of desulfurization of sulfide concentrate during melting.
Использованная литератураReferences
1. РЖ «Металлургия», №4, 2000, с.11, реф. 00.04-15Г. 119П)1. RZ "Metallurgy", No. 4, 2000, p.11, ref. 04.04-15G. 119P)
2. Патент РФ 2016102, МПК С22В 3/04, оп. 15.07.19942. RF patent 2016102, IPC С22В 3/04, op. 07/15/1994
3. Патент РФ 2114195, МПК С22В 3/00, 19/00 оп. 27.06.19983. RF patent 2114195, IPC С22В 3/00, 19/00 op. 06/27/1998
4. Патент РФ 2160785, МПК С22В 11/00, 3/08, оп. 20.12.20004. RF patent 2160785, IPC С22В 11/00, 3/08, op. 12/20/2000
5. Патент РФ 22453 77, МПК С22В 3/00, оп. 27.01.20055. RF patent 22453 77, IPC С22В 3/00, op. 01/27/2005
6. Патент РФ 2057193, МПК С22В 11/00, С22В 11/02, оп 27.03.19966. RF patent 2057193, IPC С22В 11/00, С22В 11/02, op 03/27/1996
7. Патент РФ 2308495, МПК С22В 11/00, оп. 20.10.20077. RF patent 2308495, IPC С22В 11/00, op. 10/20/2007
8. Авт. свид. №162662 МПК C22b, оп. 1964, бюлл. №108. Auth. testimonial. No. 162662 IPC C22b, op. 1964, bull. Number 10
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012140867/02A RU2501867C1 (en) | 2012-09-24 | 2012-09-24 | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012140867/02A RU2501867C1 (en) | 2012-09-24 | 2012-09-24 | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2501867C1 true RU2501867C1 (en) | 2013-12-20 |
Family
ID=49785176
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012140867/02A RU2501867C1 (en) | 2012-09-24 | 2012-09-24 | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2501867C1 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1601450A (en) * | 1976-11-23 | 1981-10-28 | Johnson Matthey Co Ltd | Extraction of precious metals |
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| RU2162897C1 (en) * | 1999-12-07 | 2001-02-10 | Иркутский государственный технический университет | Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates |
| RU2219264C2 (en) * | 2002-03-11 | 2003-12-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals |
| RU2316606C1 (en) * | 2006-04-25 | 2008-02-10 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals |
-
2012
- 2012-09-24 RU RU2012140867/02A patent/RU2501867C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1601450A (en) * | 1976-11-23 | 1981-10-28 | Johnson Matthey Co Ltd | Extraction of precious metals |
| US4695317A (en) * | 1985-01-31 | 1987-09-22 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of treating silicate ore containing gold and silver |
| RU2162897C1 (en) * | 1999-12-07 | 2001-02-10 | Иркутский государственный технический университет | Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates |
| RU2219264C2 (en) * | 2002-03-11 | 2003-12-20 | Открытое акционерное общество "Иргиредмет" | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals |
| RU2316606C1 (en) * | 2006-04-25 | 2008-02-10 | Открытое акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" ОАО "Иргиредмет" | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Dimitrijevic et al. | Recovery of copper from smelting slag by sulphation roasting and water leaching | |
| CN116732344A (en) | Lithium-rich metallurgical slag | |
| MX2007009600A (en) | Method for the treatment of copper-bearing materials. | |
| Guo et al. | Element distribution in oxygen-enriched bottom-blown smelting of high-arsenic copper dross | |
| Van Schalkwyk et al. | Leaching of Ni–Cu–Fe–S converter matte at varying iron endpoints; mineralogical changes and behaviour of Ir, Rh and Ru | |
| RU2316606C1 (en) | Method for processing sulfide concentrates containing lead, non-ferrous and noble metals | |
| RU2501867C1 (en) | Method of processing sulphide copper-nickel materials containing platinum group metals | |
| RU2219264C2 (en) | Method of processing concentrates containing nonferrous and precious metals | |
| Min et al. | Sulfidation roasting of hemimorphite with pyrite for the enrichment of Zn and Pb | |
| WO2019138316A1 (en) | Process for the recovery of copper and cobalt from a material sample | |
| AU2022316599A1 (en) | Treatment of zinc leach residue | |
| KR102566654B1 (en) | Methods for recovering metals from cobalt containing materials | |
| Erdenebold et al. | Gold recovery from flotation concentrate from gold mine tailings using dissolve smelting | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| Kozhakhmetov et al. | Processing of oxidized copper ores and sulfide copper concentrates of the Actogay deposit by pyrometallurgical methods | |
| RU2308495C1 (en) | Method for processing of concentrates containing precious metals and sulfides | |
| RU2346064C1 (en) | Processing method of golden-antimonial-arsenical sulphide concentrates | |
| Desai et al. | Selenium partitioning between slag and matte during smelting | |
| Semenova et al. | teCHNOlOgICal ParaMeterS of DIreCt SMeltINg of gOlD-CONtaININg reFraCtOry leDge OreS of BaKyrCHIK DePOSIt | |
| Malan et al. | The recovery of platinum group metals from low-grade concentrates to an iron alloy using silicon carbide as reductant | |
| Chen et al. | Ignition and combustion of synthetic nickel mattes in simulated flash smelting conditions | |
| Khojiev et al. | The development of non-waste technology in mining and metallurgical productions | |
| Hara et al. | Carbothermic processing of copper–cobalt mineral sulphide concentrates and slag waste for the extraction of metallic values | |
| Erdenebold et al. | RECOVERY OF GOLD AND SILVER FROM GOLD MINE TAILINGS | |
| CN104561519A (en) | Treatment method of high-magnesium noble metal concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180925 |