EA017095B1 - Способ удаления цинка из медно-сульфидного концентрата - Google Patents
Способ удаления цинка из медно-сульфидного концентрата Download PDFInfo
- Publication number
- EA017095B1 EA017095B1 EA201000293A EA201000293A EA017095B1 EA 017095 B1 EA017095 B1 EA 017095B1 EA 201000293 A EA201000293 A EA 201000293A EA 201000293 A EA201000293 A EA 201000293A EA 017095 B1 EA017095 B1 EA 017095B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- copper
- leaching
- concentrate
- zinc
- reducing agent
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0008—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by wet processes
-
- 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
-
- 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
- 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
-
- 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)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Данное изобретение относится к способу получения медного концентрата, пригодного для пирометаллургической обработки, из концентрата, в котором в качестве примеси присутствует цинк. В соответствии со способом цинк удаляют из концентрата путем выщелачивания концентрата раствором, содержащим серную кислоту, при атмосферном давлении и температуре не выше 105°С сначала в окислительных условиях, а перед окончанием выщелачивания на стадию выщелачивания подают восстанавливающий агент для осаждения растворенной меди.
Description
Данное изобретение относится к способу получения медного концентрата, пригодного для пирометаллургической обработки, из концентрата, в котором в качестве примеси присутствует цинк. В соответствии со способом цинк выщелачивают из концентрата раствором, содержащим серную кислоту, в окислительных условиях, при атмосферных температуре и давлении. В конце выщелачивания условия регулируют так, чтобы осадить любое количество меди, которое могло быть растворено
Уровень техники
Комплексные медно-сульфидные концентраты содержат, кроме меди, и другие цветные металлы, например цинк. Если сульфидный концентрат, предназначенный для пирометаллургического извлечения меди, содержит, например, цинк, то это затрудняет процесс. В пирометаллургическом процессе содержащийся в концентрате цинк испаряется и переходит в виде оксида цинка в мелкодисперсную пыль, из которой его необходимо извлекать отдельно. Для современных плавильных печей существуют ограничения по содержанию примесей в концентрате; например, содержание цинка в медном концентрате должно быть ниже 3%.
На существующем уровне техники известны многие способы отделения цинка от медного концентрата. Во многих патентных публикациях, например, И8 4279867, ΙΡ 59 160558 и КН 2135298, описано отделение с применением селективной флотации. Однако время от времени минералогия руды является такой, что невозможно достичь хороших результатов даже с применением селективной флотации.
Другим способом является обработка концентрата сначала при такой температуре, чтобы испарить цинк и отделить его в виде оксида цинка, а затем медный концентрат можно перерабатывать далее желаемым образом. Этот способ описан, например, в патенте ί'Ν 1288966. Если дальнейшую переработку концентрата осуществляют пирометаллургическим способом, то этот способ требует конструкции из двух печных блоков. Кроме того, одним из недостатков является образование диоксида серы, требующего отдельного оборудования для переработки.
В патенте США 4260588 описан способ обработки с повышением качества комплексного медносульфидного концентрата. В этом случае концентрат выщелачивают содержащим медь хлоридным раствором при повышенных температуре и давлении, при значении рН примерно 3. В результате выщелачивания получают сульфидный концентрат, содержащий медь и железо, а другие цветные металлы, содержащиеся в комплексном концентрате, такие как цинк, никель и кобальт, выделяют из раствора, полученного при выщелачивании. Этот способ, по-видимому, является довольно сложным и дорогим. Другим фактом, который можно рассматривать как недостаток, является то, что хлориды необходимо тщательно удалять из концентрата, чтобы они не вызывали проблем при дальнейшей переработке концентрата.
Целью данного изобретения является обеспечение способа повышения качества медно-сульфидного концентрата, содержащего цинк, путем удаления цинка из концентрата так, чтобы концентрат стал пригодным для пирометаллургического извлечения меди.
Сущность изобретения
Данное изобретение относится к способу удаления цинка из медно-сульфидного концентрата с получением концентрата, пригодного для пирометаллургического извлечения меди. Для способа характерно, что цинк удаляют из концентрата выщелачиванием концентрата раствором, содержащим серную кислоту, при атмосферном давлении и температуре не выше 105°С, сначала в окислительных условиях; и что перед окончанием выщелачивания на стадию выщелачивания подают восстановительный агент для осаждения растворенной меди.
Для способа по данному изобретению характерно, что концентрацию серной кислоты в конце стадии выщелачивания регулируют в диапазоне от 0 до 100 г/л, предпочтительно от 5 до 25 г/л.
Также для способа по данному изобретению характерно, что на стадию выщелачивания подают окислительный агент.
В соответствии с одним из примеров реализации данного изобретения применяемым окислительным агентом является газ, который представляет собой по меньшей мере один из следующих газов: воздух, воздух, обогащенный кислородом и кислород.
В соответствии с другим примером реализации данного изобретения применяемым окислительным агентом является по меньшей мере одно из следующих веществ: пероксид водорода, диоксид марганца и перманганат калия.
Для способа по данному изобретению также является характерным, что окислительновосстановительный потенциал регулируют так, что в начале выщелачивания содержание меди составляет по меньшей мере 10 мг/л, а в конце выщелачивания медь в растворе отсутствует.
В соответствии с одним из примеров реализации данного изобретения восстановительный агент, который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой восстановительный газ. Этот газ обычно представляет собой сероводород.
В соответствии с другим примером реализации данного изобретения восстановительный агент, который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой гидросульфид натрия или сульфид натрия.
В соответствии с еще одним примером реализации данного изобретения восстановительный агент,
- 1 017095 который подают в конце стадии выщелачивания, представляет собой медно-сульфидный концентрат.
Для способа по данному изобретению является характерным, что в начале выщелачивания в растворе содержится как минимум 0,1 г/л железа и по меньшей мере 10 мг/л меди.
Существенные характерные особенности данного изобретения станут очевидными из прилагаемой формулы изобретения.
Подробное описание изобретения
В способе по данному изобретению сульфидно-медный концентрат, содержащий цинк, направляют на выщелачивание, с целью выщелачивания из концентрата такого количества цинка, чтобы концентрат стал пригоден для пирометаллургической переработки. Выщелачивание основано на сульфате и протекает в атмосферных условиях. Атмосферные условия подразумевают, что выщелачивание проходит в реакторах без избыточного давления и при температуре, которая не превышает 105°С. Медно-сульфидный концентрат представляет собой в основном первичный сульфид меди, например, халькопирит, и не содержит в существенной степени вторичных сульфидов. Халькопирит существенно не растворяется при условиях, в которых цинк выщелачивают из концентрата.
Медно-сульфидный концентрат, содержащий цинк, подают в раствор, содержащий серную кислоту, в котором концентрацию кислоты регулируют так, что в конце выщелачивания она составляет в диапазоне от 0 до 100 г/л, предпочтительно от 5 до 25 г/л. В начале выщелачивания в раствор подают окислительный агент; причем указанный агент представляет собой, например, окислительный газ, такой как воздух, воздух, обогащенный кислородом, или кислород. Окислительный агент может также и не быть газом, а представлять собой, например, пероксид водорода, перманганат калия или оксид марганца.
Для выщелачивания также является преимуществом, если содержащий кислоту раствор содержит небольшое количество растворенных железа и меди. Достаточное количество железа позволяет растворять цинк с достаточной скоростью, то есть улучшает кинетику растворения. Предпочтительно присутствует по меньшей мере 0,1 г/л железа, обычно свыше 5 г/л. В растворе присутствует по меньшей мере 10 мг/л меди. Присутствующая в растворе медь катализирует окисление железа. Окисленное железо принимает участие в растворении цинка в соответствии с приведенной ниже реакцией (2):
2РеЗО4 + Н2ЗО4 + 0,5О2 - Ре2(ЗО4)3 + Н2О (1)
Ζηβ + Ре2(ЗО4)3 ·* Ζη3Ο4 + 2РеЗО4 + 3 (2)
В ходе проведенных испытаний было обнаружено, что во время растворения цинка растворение меди является, тем не менее, достаточно незначительным. Однако растворение меди не является проблемой, так как в конце выщелачивания ее снова осаждают.
Окислительно-восстановительный потенциал при выщелачивании регулируют так, что в начале выщелачивания концентрация меди в растворе составляет по меньшей мере 10 мг/л, а в конце выщелачивания медь в растворе отсутствует.
Характерной особенностью способа селективного выщелачивания по данному изобретению является то, что ход выщелачивания отслеживают так, чтобы регулировать концентрацию кислоты в растворе, которая в конце выщелачивания должна находиться в желаемых пределах. В то же время определяют количество окислительного агента, необходимое для растворения цинка, и подают его в реактор выщелачивания в начале выщелачивания. Реактор выщелачивания предпочтительно представляет собой реактор с перемешиванием. После того, как добавлено необходимое количество окислительного агента, реакции продолжают протекать, даже если подача окислителя прекращена. Когда содержание цинка в концентрате снижается до желаемого уровня, также может быть растворена часть меди. Растворенную медь осаждают в конце выщелачивания с помощью какого-либо восстанавливающего агента. Восстанавливающий агент может быть твердым, жидким или газообразным, таким как сероводород. Другими восстанавливающими агентами являются, например, гидросульфид натрия ЫаН8, сульфид натрия Ыа28 или сам по себе медно-сульфидный концентрат, который действует как слабый восстановитель. В результате выщелачивания получают медный концентрат с содержанием цинка, который является приемлемо низким для пирометаллургической переработки концентрата. Раствор сульфата цинка перерабатывают желаемым способом с целью получения коммерческого продукта.
Задачей является сохранение общего времени и затрат на выщелачивание в условиях переработки на максимально жизнеспособном в экономическом отношении уровне. Таким образом, принимают во внимание длительное время выщелачивания, обусловленное медленно действующим восстановителем, а с другой стороны - возможно, более высокую стоимость быстро действующего восстановителя, а также потребление реагентов (то есть зависимость времени от потребления реагентов).
Примеры
Пример 1. Медно-сульфидный концентрат выщелачивали в реакторе, объемом 10 л. Концентрат состоял из следующих минералов: СиРе82, Те82, Ζηδ. Размер частиц концентрата составлял б0,5=10мкм и бо,9=35мкм. Состав концентрата был следующим.
Таблица 1
Си, % | Ζη, % | Ре, % | РЬ, % | 3, % | р-р. % |
18,4 | 7,3 | 28,4 | 1,5 | 40,0 | 2,3 |
- 2 017095
Выщелачивание проводили при атмосферном давлении и температуре 95°С; время выщелачивания составляло 9 ч. Раствор содержал 9,6 г/л двухвалентного железа и 1 г/л меди. Содержание твердых веществ в растворе составляло 200 г/л, и в начале выщелачивания концентрация Н2§О4 в растворе составляла 50,8 г/л. Применяемым содержащим кислород газом был кислород, который подавали в реактор в течение 3 ч, после чего подача была прекращена. Для восстановления применяли свежий концентрат, и в реактор подавали 1,1 кг через 6-7 ч с начала проведения испытания. Как показано в нижеприведенной табл. 2, содержание цинка в концентрате снизилось до значения 1,4%, а содержание меди повысилось до 21,4%. В соответствии с расчетом баланса потери меди при выщелачивании составили менее 10%.
Результаты показывают, что концентрат действует как медленный восстановитель, и если продолжать выщелачивание, то медь может снова постепенно осаждаться. Концентрат, без сомнения, является наиболее эффективным в отношении стоимости восстанавливающим агентом, если восстановление можно проводить в течение длительного периода времени. Окислительно-восстановительный потенциал (ОВП) измеряли на Р1 электродах в сравнении с электродами Ад/АдС1.
Таблица 2
Раствор | Концентрат | ||||||||||
Время, ч | Ее0*, г/л | Си, г/л | Ее , г/л | Ζη, г/л | Н2ЗО4, г/л | ОВП, мВ | Си, % | Ре, % | РЬ, % | Ζη, % | 3, % |
0 | 0,53 | 1,0 | 9,6 | 0,0 | 50,8 | 412 | 18,4 | 28,4 | 1,5 | 7,3 | 40,0 |
1 | 0,90 | 4,9 | 13,6 | 9,4 | 29,3 | 424 | 20,0 | 31,6 | 2,0 | 3,3 | 44,6 |
3 | 2,58 | 8,4 | 16,5 | 12,1 | 14,2 | 433 | 18,3 | 31,3 | 2,6 | 1,5 | 46,8 |
5,5 | 1,19 | 7,8 | 17,2 | 13.4 | 15,8 | 401 | 19,4 | 32,3 | 1,7 | 1,0 | 46,0 |
9 | 0,82 | 4,3 | 18,5 | 19 | 32 | 396 | 21,4 | 31,9 | 1,9 | 1.4 | 46,1 |
Пример 2. В этом испытании состав выщелачиваемого концентрата был таким же, как в примере 1, также как и реактор для выщелачивания, давление и температура выщелачивания. Время выщелачивания составляло 11 ч. Раствор содержал 52,5 г/л серной кислоты, 9,8 г/л двухвалентного железа и 1,1 г/л меди. Окисление раствора было остановлено через 1 ч, и в качестве восстанавливающего газа был добавлен сероводород между 10 и 11 ч. Содержание цинка в концентрате снизилось до значения 1,0%, а содержание меди возросло до значения 20,6%. Восстановление привело к осаждению всей растворенной меди, так что не происходило потерь меди. Ход выщелачивания показан в табл. 3.
Из табл. 3 видно, что при завершении окисления окислительно-восстановительный потенциал быстро снижался от уровня 406 мВ до уровня 390 мВ. Перед введением восстановителя это значение составляло 330 мВ и быстро снизилось до значения 86 мВ, когда начали вводить восстановитель. Конечное значение 207 мВ указывает на то, что вместе с добавочной водой, возможно, был введен кислород. Также из таблицы видно, что было бы достаточно ввести и меньшее количество восстанавливающего газа, поскольку растворенная медь высадилась, как только начали подавать восстанавливающий газ.
Таблица 3
Раствор | Концентрат | ||||||||||
Время, ч | ГеЛ г/л | Си, г/л | Ге2+, г/л | Ζη, г/л | Н25О4, г/л | ОВП, мВ | Си, % | ф 11 «54 | РЬ, % | Ζη, % | 8, % |
0 | 0,4 | 1,1 | 9,8 | 0,0 | 52,5 | 510 | 18,4 | 28,4 | 1,5 | 7,3 | 40,0 |
1,0 | 0,6 | 4,2 | 14,1 | 11,0 | 48,5 | 406 | 19,6 | 30,3 | 1,6 | 2,3 | 46,3 |
2,0 | 0,3 | 3,4 | 15,0 | 12,2 | 42,0 | 390 | 20,4 | 30,2 | 1,7 | 2,1 | 46,2 |
3,0 | 0,3 | 2,9 | 15,5 | 12,9 | 44,0 | 386 | 20,4 | 30,0 | 1,7 | 1,7 | 44,6 |
4,0 | 0,3 | 2,4 | 15,6 | 13,2 | 47,0 | 383 | |||||
5,0 | 0,3 | 1.8 | 16,1 | 13,9 | 44,3 | 384 | |||||
6,0 | 0,3 | 1,5 | 16,7 | 14,5 | 44,8 | 383 | 21,3 | 29,3 | 1,3 | 1,2 | 46,1 |
8,0 | 0,4 | 0,4 | 16,7 | 14,5 | 46,0 | 370 | 21,8 | 29,3 | 1,4 | 1,0 | 46,6 |
10,0 | о,1 | 0,03 | 16,4 | 14,3 | 43,7 | 330 | 22,1 | 29,5 | 1,5 | 1,0 | 44,7 |
10,2 | 0,03 | 0,001 | 16,5 | 14,4 | 86 | ||||||
10,5 | 0,03 | 0,001 | 16,6 | 14,3 | 97 | ||||||
11,0 | 0,03 | 0,001 | 14,9 | 12,7 | 40,7 | 207 | 20,6 | 30,1 | 1,5 | 1,0 | 47,4 |
Пример 3. Состав выщелачиваемого концентрата в данном испытании приведен в табл. 4. Таблица 4
Си, % | Ζη, % | Ре, % | РЬ, % | 8, % | НПаодн. р-р» % |
18,5 | 10,0 | 27,1 | 1,4 | 40,0 | 0,2 |
Реактор для выщелачивания, давление и температура выщелачивания были такими же, как и в примерах 1 и 2. Время выщелачивания составляло 12 ч. В начале раствор содержал 51,4 г/л серной кислоты, 9,1 г/л двухвалентного железа и 0,9 г/л меди. Окисление раствора было прекращено через 4 ч, и между
- 3 017095
11,5 и 12 ч был введен сероводород в качестве восстанавливающего газа. Содержание цинка в концентрате снизилось до уровня 1,4%, а содержание меди возросло до уровня 21,7%. В ходе восстановления вся растворенная медь была осаждена, так что потери меди отсутствовали. Ход выщелачивания показан в табл. 5.
Таблица 5
Раствор | Концентрат | ||||||||||
Время, ч | Ге , г/л | Си, г/п | ЁёГ г/л | Ζη. г/л | Н25О4, г/л | ОВП, мВ | Си, % | Ре, % | РЬ, % | Ζη, % | 5, % |
0 | 0,4 | 0,9 | 9,5 | 0,0 | 51,4 | 361 | 18,5 | 27,1 | 1.4 | 10,0 | 40,0 |
1 | 0,3 | 1,3 | 10,3 | 6,7 | 36,7 | 409 | 19,6 | 29,0 | 1,4 | 7,3 | 43,0 |
2 | 0,4 | 2,0 | 10,6 | 10,4 | 27,8 | 412 | 19,8 | 29,9 | 1,5 | 5,3 | 44,5 |
3 | 0,6 | 2,9 | 11,1 | 12,9 | 21,0 | 414 | 19,7 | 29.7 | 1,7 | 3,9 | 43,7 |
6 | 0,6 | 2,9 | 12,4 | 16,1 | 17,2 | 394 | 20,2 | 30,0 | 1,3 | 2,1 | 49,6 |
8 | 18,2 | 387 | |||||||||
9 | 0,5 | 1,0 | 13,4 | 18,0 | 382 | 21,2 | 29,5 | 1.3 | 1.3 | 45,2 | |
10 | 19,4 | 377 | |||||||||
11,5 | 0,4 | 0,2 | 13,7 | 18,7 | 366 | 21,7 | 29,4 | 1,4 | 1.1 | 46,1 | |
11,7 | 0,1 | 0,001 | 13,0 | 18,3 | 177 | 21,9 | 30,0 | 1,3 | 1,1 | 46,7 | |
12 | 0,1 | 0,0004 | 13,8 | 18,3 | 21,8 | 279 | 21,7 | 29,0 | 1,5 | 1,4 | 46,2 |
ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
Claims (10)
1. Способ удаления цинка из медно-сульфидного концентрата с получением концентрата, пригодного для пирометаллургического извлечения меди, отличающийся тем, что цинк удаляют из концентрата путем выщелачивания концентрата раствором, содержащим серную кислоту, при атмосферном давлении и температуре не выше 105°С, сначала в окислительных условиях; а перед окончанием выщелачивания на стадию выщелачивания подают восстанавливающий агент для осаждения растворенной меди.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в конце стадии выщелачивания концентрацию серной кислоты регулируют в диапазоне от 0 до 100 г/л, предпочтительно от 5 до 25 г/л.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве окислителя применяют газ, который представляет собой по меньшей мере один из следующих газов: воздух; воздух, обогащенный кислородом, и кислород.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве окислителя применяют по меньшей мере одно из следующих веществ: пероксид водорода, диоксид марганца и перманганат калия.
5. Способ по любому из предшествующих пп.1-4, отличающийся тем, что окислительновосстановительный потенциал регулируют так, что в начале выщелачивания раствор содержит по меньшей мере 10 мг/л меди, а в конце выщелачивания медь в растворе отсутствует.
6. Способ по любому из предшествующих пп.1-5, отличающийся тем, что восстанавливающий агент, подаваемый в конце стадии выщелачивания, представляет собой восстанавливающий газ.
7. Способ по п.6, отличающийся тем, что газ представляет собой сероводород.
8. Способ по любому из предшествующих пп.1-5, отличающийся тем, что восстанавливающий агент, подаваемый в конце стадии выщелачивания, представляет собой гидросульфид натрия или сульфид натрия.
9. Способ по любому из предшествующих пп.1-5, отличающийся тем, что восстанавливающий агент, подаваемый в конце стадии выщелачивания, представляет собой медно-сульфидный концентрат.
10. Способ по любому из предшествующих пп.1-9, отличающийся тем, что в начале выщелачивания раствор содержит по меньшей мере 0,1 г/л железа и по меньшей мере 10 мг/л меди.
Евразийская патентная организация, ЕАПВ
Россия, 109012, Москва, Малый Черкасский пер., 2
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI20070684A FI119819B (fi) | 2007-09-07 | 2007-09-07 | Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi |
PCT/FI2008/050483 WO2009030811A1 (en) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Method for upgrading copper concentrate |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
EA201000293A1 EA201000293A1 (ru) | 2010-10-29 |
EA017095B1 true EA017095B1 (ru) | 2012-09-28 |
Family
ID=38572882
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
EA201000293A EA017095B1 (ru) | 2007-09-07 | 2008-09-03 | Способ удаления цинка из медно-сульфидного концентрата |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
CN (2) | CN101796204B (ru) |
CA (1) | CA2697187C (ru) |
EA (1) | EA017095B1 (ru) |
FI (1) | FI119819B (ru) |
PE (1) | PE20090848A1 (ru) |
WO (1) | WO2009030811A1 (ru) |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1435699A (en) * | 1919-09-30 | 1922-11-14 | Niels C Christensen | Process of treating sulphide ores of zinc |
US2609272A (en) * | 1946-12-09 | 1952-09-02 | Guaranty Invest Corp Ltd | Process for the treatment of matte to recover metallic salts |
US4260588A (en) * | 1978-09-16 | 1981-04-07 | Duisburger Dupferhutte | Production of sulphidic copper concentrates |
FI68177C (fi) * | 1980-02-08 | 1985-08-12 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Foerfarande foer utvinning av koppar och zink ur sulfidmalm |
WO1996005329A1 (en) * | 1994-08-15 | 1996-02-22 | R & O Mining Processing Ltd. | Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide containing ores and concentrates |
WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
WO2006070052A1 (en) * | 2004-12-28 | 2006-07-06 | Outotec Oyj. | Method for the hydrometallurgical treatment of sulfide concentrate containing several valuable metals |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5344479A (en) * | 1992-03-13 | 1994-09-06 | Sherritt Gordon Limited | Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic |
CN1277939C (zh) * | 2004-01-12 | 2006-10-04 | 张在海 | 细菌浸出含铜黄铁矿石中的铜的方法 |
FI118473B (fi) * | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
-
2007
- 2007-09-07 FI FI20070684A patent/FI119819B/fi active IP Right Grant
-
2008
- 2008-08-08 PE PE2008001323A patent/PE20090848A1/es active IP Right Grant
- 2008-09-03 CN CN200880105783.2A patent/CN101796204B/zh active Active
- 2008-09-03 EA EA201000293A patent/EA017095B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2008-09-03 CA CA2697187A patent/CA2697187C/en active Active
- 2008-09-03 CN CN201210296043XA patent/CN102787245A/zh active Pending
- 2008-09-03 WO PCT/FI2008/050483 patent/WO2009030811A1/en active Application Filing
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1435699A (en) * | 1919-09-30 | 1922-11-14 | Niels C Christensen | Process of treating sulphide ores of zinc |
US2609272A (en) * | 1946-12-09 | 1952-09-02 | Guaranty Invest Corp Ltd | Process for the treatment of matte to recover metallic salts |
US4260588A (en) * | 1978-09-16 | 1981-04-07 | Duisburger Dupferhutte | Production of sulphidic copper concentrates |
FI68177C (fi) * | 1980-02-08 | 1985-08-12 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Foerfarande foer utvinning av koppar och zink ur sulfidmalm |
WO1996005329A1 (en) * | 1994-08-15 | 1996-02-22 | R & O Mining Processing Ltd. | Hydrometallurgical conversion of zinc sulfide to sulfate from zinc sulfide containing ores and concentrates |
WO1996029439A1 (en) * | 1995-03-22 | 1996-09-26 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
WO2006070052A1 (en) * | 2004-12-28 | 2006-07-06 | Outotec Oyj. | Method for the hydrometallurgical treatment of sulfide concentrate containing several valuable metals |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN101796204B (zh) | 2014-06-18 |
CA2697187A1 (en) | 2009-03-12 |
CN102787245A (zh) | 2012-11-21 |
CA2697187C (en) | 2014-04-15 |
FI119819B (fi) | 2009-03-31 |
CN101796204A (zh) | 2010-08-04 |
EA201000293A1 (ru) | 2010-10-29 |
FI20070684A0 (fi) | 2007-09-07 |
PE20090848A1 (es) | 2009-07-25 |
WO2009030811A1 (en) | 2009-03-12 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
KR101330464B1 (ko) | 용액으로부터의 비소 및 귀금속의 회수 방법 | |
AU2006329807B2 (en) | Method for recovering rare metals in a zinc leaching process | |
EA013353B1 (ru) | Способ переработки никельсодержащего сырьевого материала в выщелачивающем растворе на основе хлорида | |
US20090038440A1 (en) | Method for the Recovery of Gold from Sulphide Concentrate | |
US20040144208A1 (en) | Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral | |
AU2007216890B2 (en) | Process for treating electrolytically precipitated copper | |
EA011250B1 (ru) | Способ обработки медьсодержащих материалов | |
FI61522B (fi) | Foerfarande foer utvinning av icke-jaernmetaller ur sulfidmaterial | |
AU2011232311A1 (en) | Process for leaching refractory uraniferous minerals | |
US8277539B2 (en) | Leaching process for copper concentrates containing arsenic and antimony compounds | |
EP2563522B1 (en) | Method for recovering valuable metals | |
JPS5952218B2 (ja) | 銅電解スライムよりの金の回収法 | |
JPH085671B2 (ja) | ヒ酸銅の製法 | |
JPS5916940A (ja) | 亜鉛の回収方法 | |
CA2522074C (en) | Recovery of platinum group metals | |
EA017095B1 (ru) | Способ удаления цинка из медно-сульфидного концентрата | |
RU2412264C2 (ru) | Способ переработки золотосурьмяных концентратов | |
NO833051L (no) | Fremgangsmaate ved selektiv opploesning av bly fra mineralblanding inneholdende sink | |
JP5423046B2 (ja) | 硫化銅鉱物を含む銅原料の浸出方法 | |
US11584975B1 (en) | Integrated pressure oxidative leach of copper sulphidic feed with copper heap leach | |
JP2003277067A (ja) | 耐酸化性に優れたニッケル硫化物の製造方法 | |
JP2025012904A (ja) | ニッケル硫化物原料の処理方法、並びに含鉄粗塩化ニッケル水溶液の脱鉄方法 | |
RU2492253C1 (ru) | Способ получения никеля из рудного сульфидного сырья | |
JPS6169930A (ja) | 脱銅スライムからアンチモン、ビスマスと、銅、砒素を分離する方法 | |
JP2007538147A (ja) | ニッケルの回収 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |