[go: up one dir, main page]

NO802986L - E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material - Google Patents

E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material

Info

Publication number
NO802986L
NO802986L NO802986A NO802986A NO802986L NO 802986 L NO802986 L NO 802986L NO 802986 A NO802986 A NO 802986A NO 802986 A NO802986 A NO 802986A NO 802986 L NO802986 L NO 802986L
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
lye
solution
metal
stage
leaching
Prior art date
Application number
NO802986A
Other languages
English (en)
Inventor
Carl Haakonsen
Thomas Thomassen
Original Assignee
Elkem As
Falconbridge Nikkelverk As
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Elkem As, Falconbridge Nikkelverk As filed Critical Elkem As
Priority to NO802986A priority Critical patent/NO802986L/no
Priority to US06/254,955 priority patent/US4337128A/en
Priority to CA000382099A priority patent/CA1176472A/en
Priority to ES506053A priority patent/ES506053A0/es
Priority to PT73779A priority patent/PT73779B/pt
Priority to AU76087/81A priority patent/AU7608781A/en
Publication of NO802986L publication Critical patent/NO802986L/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C22B19/22Obtaining zinc otherwise than by distilling with leaching with acids
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/04Obtaining lead by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0069Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing halogen
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06Extraction 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
    • C22B3/10Hydrochloric acid, other halogenated acids or salts thereof
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B43/00Obtaining mercury
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Glass Compositions (AREA)
  • Silicates, Zeolites, And Molecular Sieves (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Description

Foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte til utlutning av metallsulfidholdig materiale som inneholder ett eller flere metallsulfider av metallene jern, kobber, bly, sølv, kvikksølv og sink og tar særlig sikte på utlutning av sulfidmalmer som ved siden av kobber kan inneholde ett eller flere av de ovennevnte metallsulfider samt andre metaller av gjen-vinningsverdi i den hensikt å gjenvinne metallverdiene.
Utlutningen foregår ved hjelp av kloridholdige løsninger etter red-ox prinsippet idet det metallsulfidholdige materiale behandles med en oppløsning som vesentlig består av toverdig kobberklorid og treverdig jernklorid, hvorved metallene bringes i oppløsning som metallklorider som kan gjenvinnes fra oppløsningen. Den metallholdige oppløsning føres videre til gjenvinningsprosesser-for de enkelte metaller. Under utlutningen blir det opprinnelige toverdige kobberklorid og det treverdige jernklorid redusert til henholdsvis enverdig kobberklorid og toverdig jernklorid som så blir gjenoksydert til toverdig kobberklorid og treverdig jernklorid ved en regenereringsprosess hvorpå den regenererte lut brukes om igjen i prosessen. For spesifikke gjenvinningsprosesser slik som elektrovinning av kobber, væske-væske ekstraksjon av sink og andre er det en fordel, og i noen tilfeller helt nødvendig at luteløsningen er maksimalt redusert til toverdig jern og enverdig kobber.
Det er kjent flere metoder til utlutning av metallsulfidholdig materiale, men disse lider av den mangel at de ikke sikrer en kombinasjon av slik maksimal redusering med fullstendig utlutning av metallverdiene i utgangsmaterialet. De kjente metoder oppgir ikke hvorfor en ikke får fullstendig reduksjon, men det er nærliggende å anta at det i praksis på grunn av variasjonene i sammensetningen av det metallsulfidholdige materiale og regenerert luteløsning er meget vanskelig å proposjonere slik at prosessen kan gjennomføres med fullstendig støkiometri for derved å oppnå den tilsiktede kombinasjon av fullstendig utlutning og fullstendig reduksjon. i
Oppfinnerne har imidlertid funnet frem til en fremgangsmåte som muliggjør kombinasjon av fullstendig utlutning og fullstendig reduksjon.
Ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen blir luten fra regenereringstrinnet delt i to parallelle delstrømmer, hvorav en del går til et hovedutlutnings— trinn hvor det tilførte metallsulfidholdige materiale foreligger i overskudd i forhold til lutoppløsningen som herved blir praktisk talt fullstendig redusert. Lutløsningen som inneholder enverdig kobberklorid, toverdig jernklorid og eventuelt andre metaliklorider såsom sinkklorid, blyklorid, kvikksølvklorid og sølvklorid føres videre for viderebehandling i de forskjellige metallgjenvinningstrinn. Residuet fra hovedlutetrinnet går til et bilutetrinn hvor en annen del av den regenererte lut tilføres i overskudd i forhold til metallinnholdet i luteresiduet. Herved utlutes de resterende metallverdier i residuet. Residuet som vesentlig består av blant annet elementært svovel og pyritt føres ut av prosessen. Den brukte lut fra bilutetrinnet føres direkte til regenereringsprosessen. Under denne prosess blir enverdig kobber og toverdig jern oksydert til henholdsvis toverdig kobber og treverdig jern ved hjelp av oksygen. I regenereringstrinnet tilføres også klor. Mindre mengder svovel vil oksyderes til sulfat i utlutningstrinnene. En akkumulering av sulfat i den sirkulerende væske kan motvirkes ved tilsetning av alkali-ioner i regenereringstrinnet hvorved sulfat vil bli utfelt som jarositt i regenereringstrinnet. Forholdet mellom den mengde lut som går til hoved-lutningstrinnet og den mengde lut som går til bilutningstrinnet er i området 1 - 50. Ved denne delstrømprosess hvor regenerert lut fra regenereringstrinnet deles i to parallelle strømmer, blir såvel friskt konsentrat som residuet fra første lutetrinn behandlet med frisk regenerert oppløsning. Såvel hovedlutetrinnet som bilutetrinnet kan omfatte en eller flere reaktorer arrangert i med- eller motstrøm. Metallverdiene gjenvinnes på i og for seg kjent vis som krystallisasjon av blyklorid, elektrovinning av kobber og væske-væske ekstraksjon av sink.
Prosessen er skjematisk illustrert på vedlagte forenklede flytskjema.
På skjemaet betegner 1 og 2 henholdsvis hovedstrømmen og delstrømmen av regenerert elektrolytt som tilføres de to utlutningstrinn. Hovedstrømmen 1 tilføres hovedlutetrinnet antydet med 3 hvor friskt konsentrat påføres som antydet ved 4. Utlutningen foregår i en beholder med røreverk som er foret med syrebestandig materiale. Utlutningsvæsken med suspendert lute-residue føres videre til filtrerings- og fortykningsanlegg som antydet med 5, og faststoffet fra dette anlegg føres videre til bilutningstrinnet 6 hvor det møter delstrømmen 2 av den regenererte oppløsning. Også
bilutetrinnet foregår i en beholder med røreverk som er foret med syrebestandig materiale. Væsken fra fortykningsanlegget. 5 som inneholder metallverdiene
oppløst som klorider føres videre til de aktuelle metallgjenvinningsprosesser, skjematisk antydet med 7, og de gjenvunnede metallverdier føres ut av prosessen som antydet med 8.
Oppløsningen fra metallgjenvinningsprosessen blir så ført til regenereringstrinnet 9 hvor den møter oppløsningen fra bilutetrinnet 6 etter at denne har passert gjennom et filteranlegg 10 hvor utfelt svovel etc. føres ut ved 11. I regenereringstrinnet tilføres oksygen (luft) som antydet med 12. Som nevnt ovenfor blir det også tilført klor og eventuelt alkali-ioner. Væsken fra regenereringstrinnet føres til et filtreringsanlegg 13 hvorfra utfelte jernoksyder og jarositt føres bort som antydet med 14.
Den regenererte lut ledes så videre i delstrømmene .1 og 2 som beskrevet ovenfor.
For å oppnå høyest mulig utlutningsgrad holdes temperaturen i utlutnings-tankene så nær opp til kokepunktet som mulig og vil da vanligvis ligge rundt eller litt over lOO^C. Det' er oppnådd utlutningsgrader for de forskjellige verdimetaller på fra 98% og oppover mot fullstendig utlutning.
Eksempel 1
Et sulfidkonsentrat, essensielt bestående av kalkopyritt, men med noe sinkblende, ble lutet i kontinuerlig apparatur.
Hovedlutetrinnet bestod av to røreverkstanker arrangert slik at faststoff og væske gikk i motstrøm. Hver av røreverkstankene hadde et effektivt volum på 300 1. Væske/faststoffseparasjonen ble foretatt i fortykker, og overløpet ble behandlet i en etterfølgende apparatur for utvinning av henholdsvis kobber og sink. Den utarmede løsningen ble derpå regenerert. Underløpet fra fortykkeren ble ledet til bilutetrinnet, for ytterligere utluting med regenerert lut. Dette trinnet bestod av en røxeverkstank med effektivt volum på 300 1. Væske/faststoffseparasjonen i; bilutetrinnet ble foretatt i filterpresse.
Temperaturen i begge lutetrinnene var 105^C. Prosessen ble kontrollert
ved hjelp av red/ox elektroder.
1) Analyse av sulfidkonsentrat i %:
Konsentratpåsats: 50,7 Kg/H
Strømningshastighet av regenerert luteoppløsning inn i lutetrinn 1: 300 l/H.
Strømningshastighet av luteoppløsning ut av lutetrinn 1: 246 l/H. Differensen mellom inn- og utgående lutevæske, 54 l/H, går ut av trinn 1 via underløpet i fortykkeren.
Strømningshastighet av regenerert luteløsning inn i trinn 2: 156 l/H. Strømningshastighet av luteløsning ut av trinn 2: 210 l/H.
2) Analyse av luteoppløsninger i G/l:.
Lyte re s idue analys e r
Konklusjon
Som det fremgår av analysene, oppnår man med denne fremgangsmåten en praktisk talt fullstendig redusert løsning fra hovedlutetrinnet, og
'i
at dette blir kombinert med en praktisk talt fullstendig utlutning av ve rdime ta1lene.
Eksempel 2
Et kalkopyrittkonsentrat (med små mengder sinkblende (som i eksempel 1)) ble her lutet i samme utstyr men under andre betingelser for å vise oppfinnelsens fleksibilitet. I metallgjenvinningstrinnet ble praktisk talt alt kobber fjernet fra løsning slik at den returluteløsningen som fremkom etter oksydasjonstrinnet var fattig på kobber.
Analysene viser at det også her er mulig å fullstendig utlute kalkopyritten ved hjelp av dette lutesystemet bestående av et hovedlutetrinn og et bilutetrinn når en'bruker en luteløsning som hovedsaklig inneholder ferriklorid, og samtidig oppnå en i hovedsak redusert løsning for videre prosessering i et metallf jernetrinn..
Eksempel 3
i
Et komplekst sin-kobber-bly sulfidkonsentrat ble lutet i en kontinuerlig
apparatur. Hovedlutetrinnet bestod av to røreverkstanker, hver med effektivt volum på 30 1. Væske/faststoff separasjonen etter hovedlutetrinnet ble foretatt ved hjelp av en fortykker og oppløsningen i overløpet ble prosessert i de etterfølgende metallutvinningstrinn, for deretter å regenereres i regenereringstrinnet. Underløpet fra fortykkeren ble ytterligere lutet i bi lute. tr i nne t.
Bilutetrinnet bestod av en røreverkstank med effektivt volum 30 1. Væske/ faststoffseparasjonen etter bilutetrinnet ble foretatt i filterpresse. Filtratet, ble ledet direkte til regenereringstrinnet, mens luteresiduet gikk ut av prosessen.
Som ved de ovennevnte eksempler var temperaturen i lutetrinnene holdt ved 105^C, og prosessen ble kontrollert ved.hjelp av red/ox elektroder.
Metallsulfidkonsentratet hadde følgende analyse i %:
Konsentratet ble kontinuerlig tilsatt til hovedlutetrinnet med doserings-hastighet 6,0 kg/H. Regenerert luteløsning ble tilsatt både til hovedlute-.trinnet og bilutetrinnet, med henholdsvis 27 l/H og 9,5 l/h. Overløpet fra fortykkeren i hovedlutetrinnet utgjorde 22,2 l/H. Differensen mellom 27 l/H og 22,2 l/H gikk i fortykkerens underløp sammen med residuet etter hovedlutetrinnet, og ble ledet til bilutetrinnet.
3) Analyser av luteløsninger i G/l:
Analyse av residuet viste at sink hadde et totalt luteutbytte på 98,%,
bly 99,0% og kobber 98,0%.
i
Konklus jon ,}
Eksemplet viser at utlutning av denne typen ved denne fremgangsmåte også gir praktisk talt fullstendig redusert løsning fra hovedlutetrinnet, og at dette er kombinert med en praktisk talt fullstendig-utlutning av metallverdiene.

Claims (2)

1. Fremgangsmåte ved utlutning av metallsulfidholdig materiale som inneholder ett eller flere metallsulfider av kobber, jern, bly, sølv, kvikksølv og sink ved behandling med en oppløsning som vesentlig består av treverdig jernklorid og toverdig kobberklorid, hvorved metallverdiene bringes i opplø sning som metallklorider som gjenvinnes fra oppløsningen, og hvor luten, etter at metallverdiene er gjenvunnet, underkastes en regenereringsprosess hvorved toverdig jernklorid og enverdig kobberklorid som er dannet under prosessen gjenoksyderes til treverdig jernklorid og toverdig kobberklorid som brukes om igjen i prosessen, karakterisert ved at strømmen av regenerert og oksydert opplø sning deles i to parallelle delstrø mmer hvorav en del går til et hovedutlutningstrinn hvor det tilførte metallsulfidholdige råmateriale er i overskudd i forhold til lutopplø sningen slik at den oppløsning som dannes i dette trinn er tilnærmet fullstendig redusert, hvorpå den således reduserte løsning etter filtrering føres videre til i og for seg kjente metallgjenvinningsprosesser, og derfra til regenererings-prosesseri, mens en annen del av den regenererte lut anvendes i et bilute-tri.nn hvor overskudd av lut bringes i kontakt med luteresiduet fra hovedlutetrinnet, idet luten fra bilutetrinnet føres direkte til regenereringsprosessen, mens det faste residuet fra dette trinn føres ut av prosessen.
2. Fremgangsmåte som i krav 1, karakterisert ved at forholdet mellom den mengde lut som går til det primære lutningstrinn og den mengde lut som går til det sekundære lutningstrinn er mellom 1 - 50.
NO802986A 1980-10-07 1980-10-07 E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material NO802986L (no)

Priority Applications (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
NO802986A NO802986L (no) 1980-10-07 1980-10-07 E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material
US06/254,955 US4337128A (en) 1980-10-07 1981-04-16 Cupric and ferric chloride leach of metal sulphide-containing material
CA000382099A CA1176472A (en) 1980-10-07 1981-07-21 Method of leaching of metal sulphide-containing material
ES506053A ES506053A0 (es) 1980-10-07 1981-10-06 Metodo mejorado para lixiviar materias primas que contienen sulfuros metalicos
PT73779A PT73779B (en) 1980-10-07 1981-10-06 Method of leaching of metal sulphide containing material
AU76087/81A AU7608781A (en) 1980-10-07 1981-10-07 Leaching metal sulphide containing material

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
NO802986A NO802986L (no) 1980-10-07 1980-10-07 E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material

Publications (1)

Publication Number Publication Date
NO802986L true NO802986L (no) 1982-04-13

Family

ID=19885694

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO802986A NO802986L (no) 1980-10-07 1980-10-07 E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material

Country Status (6)

Country Link
US (1) US4337128A (no)
AU (1) AU7608781A (no)
CA (1) CA1176472A (no)
ES (1) ES506053A0 (no)
NO (1) NO802986L (no)
PT (1) PT73779B (no)

Families Citing this family (21)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4384890A (en) * 1982-02-10 1983-05-24 Phelps Dodge Corporation Cupric chloride leaching of copper sulfides
FR2532294B1 (fr) * 1982-08-24 1985-07-19 Minemet Rech Sa Procede pour la dissolution selective du plomb, du nickel et du cobalt
US4536214A (en) * 1983-07-07 1985-08-20 Duval Corporation Metal sulphide extraction
NO156724C (no) * 1983-07-08 1987-11-11 Elkem As Fremgangsmaate ved utvinning av kobberinnholdet i sulfidiske malmer og konsentrater.
NO833784L (no) * 1983-10-18 1985-04-19 Thomas Thomassen Autoklav-klorluting av kobbersulfidkonsentrater
NO157742C (no) * 1984-03-08 1988-05-11 Cheminvest As Fremgangsmaate ved utvinning av metaller i metallsulfidholdige materialer.
US4551213A (en) * 1984-05-07 1985-11-05 Duval Corporation Recovery of gold
US4578162A (en) * 1984-05-29 1986-03-25 The Dow Chemical Company Method for dissolving copper in the presence of iron
US4594132A (en) * 1984-06-27 1986-06-10 Phelps Dodge Corporation Chloride hydrometallurgical process for production of copper
US4662938A (en) * 1984-10-11 1987-05-05 Whitney John W Recovery of silver and gold
US4634467A (en) * 1985-07-30 1987-01-06 Duval Corporation Hydrometallurgical process for copper recovery
US4634507A (en) * 1985-10-03 1987-01-06 Diaz Nogueira Eduardo Process for the production of lead from sulphide ores
US4888053A (en) * 1988-07-07 1989-12-19 Union Oil Co. Of California Chloride leaching of iron-based, heavy metal-containing sludges
US5102556A (en) * 1990-03-30 1992-04-07 Union Oil Company Of California Method for rendering ferric hydroxide sludges recyclable
AP538A (en) * 1992-06-26 1996-09-18 Intec Pty Ltd Production of metal from minerals
AUPN498595A0 (en) * 1995-08-23 1995-09-14 International Water Solutions Corporation Extraction of valuable metals
AUPP543798A0 (en) 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
US6395242B1 (en) 1999-10-01 2002-05-28 Noranda Inc. Production of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
US6843976B2 (en) 2001-02-27 2005-01-18 Noranda Inc. Reduction of zinc oxide from complex sulfide concentrates using chloride processing
JP2005307247A (ja) * 2004-04-20 2005-11-04 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 銅の溶媒抽出方法
JP5069173B2 (ja) * 2008-03-27 2012-11-07 Jx日鉱日石金属株式会社 鉱物からの銅の回収方法

Family Cites Families (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1060201A (en) * 1965-02-01 1967-03-01 Imp Smelting Corp Ltd Improvements in or relating to the separation of zinc from cadmium
US3692647A (en) * 1971-01-25 1972-09-19 Wayne L Chambers Electrolytic copper producing process
US3785944A (en) * 1971-10-07 1974-01-15 Duval Corp Hydrometallurgical process for the production of copper
US3776826A (en) * 1972-07-19 1973-12-04 Du Pont Electrolytic recovery of metal values from ore concentrates
US3923616A (en) * 1973-10-01 1975-12-02 Du Pont Recovery of metal values from ores
FR2271298B1 (no) * 1974-05-15 1978-08-04 Penarroya Miniere Metallurg
US3901776A (en) * 1974-11-14 1975-08-26 Cyprus Metallurg Process Process for the recovery of copper from its sulfide ores
US4159232A (en) * 1977-09-23 1979-06-26 Bacon William G Electro-hydrometallurgical process for the extraction of base metals and iron
US4181588A (en) * 1979-01-04 1980-01-01 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Method of recovering lead through the direct reduction of lead chloride by aqueous electrolysis
US4272341A (en) * 1980-01-09 1981-06-09 Duval Corporation Process for recovery of metal values from lead-zinc ores, even those having a high carbonate content

Also Published As

Publication number Publication date
ES8301282A1 (es) 1982-11-16
PT73779A (en) 1981-11-01
AU7608781A (en) 1982-04-22
PT73779B (en) 1983-01-17
ES506053A0 (es) 1982-11-16
US4337128A (en) 1982-06-29
CA1176472A (en) 1984-10-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
NO802986L (no) E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material
US6171564B1 (en) Process for extraction of metal from an ore or concentrate containing nickel and/or cobalt
AU699194B2 (en) Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
CA2221940C (en) Chloride assisted hydrometallurgical extraction of nickel and cobalt from sulphide ores
US20020012621A1 (en) Process for the recovery of nickel and / or cobalt from a concentrate
US3652264A (en) Recovery of zinc values from zinc plant residue
US10385420B2 (en) Purification of copper concentrate by removal of arsenic and antimony with concomitant regeneration and recycle of lixiviant
EP0107401A1 (en) Process for separately recovering zinc and lead values from zinc- and lead-containing sulphidic ore
US8771619B2 (en) Method for treating arsenic containing materials
US3709680A (en) Process for removal of arsenic from sulfo-ore
US3929597A (en) Production of lead and silver from their sulfides
US4036639A (en) Production of copper
US7438874B2 (en) Pressure oxidation leaching in the presence of an acidic solution of halide and sulfate ions from copper and base metal containing ore/concentrate
US4544460A (en) Removal of potassium chloride as a complex salt in the hydrometallurgical production of copper
NO148858B (no) Fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig materiale
NO133812B (no)
US1639610A (en) Recovery of copper, zinc, and other metals from solutions containing chlorides and sulphates
US4545972A (en) Process for recovery of metal chloride and cuprous chloride complex salts
AU731780B2 (en) Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US1720138A (en) Method for working up solutions obtained by leaching ores having been subjected to a chlorination roasting process
Alguacil et al. Management of a copper smelter dust for copper profitability
NO773850L (no) Fremgangsmaate til behandling av komplekse bly-sink-konsentrater
MXPA00001588A (en) Chloride assisted hydrometallurgical extraction of copper from sulphide ore materials