RU2364639C2 - Method of processing rebellious oxidised lead ore - Google Patents
Method of processing rebellious oxidised lead ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2364639C2 RU2364639C2 RU2007109718/02A RU2007109718A RU2364639C2 RU 2364639 C2 RU2364639 C2 RU 2364639C2 RU 2007109718/02 A RU2007109718/02 A RU 2007109718/02A RU 2007109718 A RU2007109718 A RU 2007109718A RU 2364639 C2 RU2364639 C2 RU 2364639C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lead
- rebellious
- processing
- ore
- oxidised
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 10
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 9
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 3
- 229910001815 plumbojarosite Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 2
- 238000000137 annealing Methods 0.000 abstract 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000005486 sulfidation Methods 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 6
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 5
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 4
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 3
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 3
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 2
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 2
- HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N lead oxide Chemical compound [O-2].[Pb+2] HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 1,3,2$l^{2}-dioxaplumbetan-4-one Chemical compound [Pb+2].[O-]C([O-])=O MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 244000309464 bull Species 0.000 description 1
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N lead silver Chemical compound [Ag].[Pb] LWUVWAREOOAHDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- -1 sulfur hydride-hydroxide compound Chemical class 0.000 description 1
- 125000000101 thioether group Chemical group 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к комбинированным процессам обогащения, в частности к пирометаллургии свинца, и может быть использовано при подготовке труднообогатимых плюмбоярозитсодержащих окисленных свинцовых руд к флотации.The invention relates to combined enrichment processes, in particular to lead pyrometallurgy, and can be used in the preparation of refractory plumboyarosite-containing oxidized lead ores for flotation.
Из практики обогащения окисленных и смешанных руд известно, что если окисленные минералы полезных компонентов представлены труднообогатимыми окисленными формами и практически не поддаются флотации, целесообразно применение комбинированных схем, включающих операции гидро- или пирометаллургии в сочетании с флотационным или гравитационным обогащением в зависимости от особенностей вещественного состава руд.From the practice of enrichment of oxidized and mixed ores, it is known that if oxidized minerals of useful components are represented by refractory oxidized forms and practically do not lend themselves to flotation, it is advisable to use combined schemes, including hydro- or pyrometallurgy operations in combination with flotation or gravity dressing, depending on the characteristics of the ore material .
Для переработки труднообогатимой плюмбоярозитсодержащей руды Мильнер Р.С. [Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов. М.: МГГУ, T.III, 2005, с.79] предложена комбинированная схема, включающая предварительную термическую обработку руды в течение 1 ч при 873-973 К в целях вскрытия свинцовых минералов (образования микротрещин) и разложения плюмбоярозита с образованием сульфата и оксида свинца, растворимых при выщелачивании огарка в течение 1 ч 25% раствором NaCl при Т:Ж=1:8 и температуре 368 К. Недостатки данного метода - сочетание в одной схеме операций обжига, выщелачивания, осаждения и т.п.; относительно невысокое извлечение свинца в раствор (до 85%).For the processing of refractory plumboyar-containing ore Milner RS [Abramov A.A. Technology for processing and enrichment of non-ferrous metal ores. M .: MGGU, T.III, 2005, p. 79] a combined scheme is proposed that includes preliminary heat treatment of ore for 1 h at 873–973 K in order to open up lead minerals (microcracks) and decompose plumboyarosite to form sulfate and oxide lead soluble in the cinder leaching for 1 h with a 25% NaCl solution at T: W = 1: 8 and a temperature of 368 K. The disadvantages of this method are the combination of firing, leaching, precipitation, etc .; relatively low recovery of lead in solution (up to 85%).
Известен способ переработки окисленных свинцовых и свинцово-серебряных руд, предложенный Ахмедовым А.З. и Клименко Н.Г. [Чантурия В.А., Трофимова Э.А. Переработка окисленных руд. М.: Наука, 1985, с.69-71], который предусматривает предварительный сульфидизирующий обжиг и флотацию. Сульфидизатор - пирит. Данный метод позволяет извлечь из сырья, содержащего плюмбоярозит, бедантит, аргентоярозит, в кондиционный концентрат основные полезные компоненты. К недостаткам способа следует отнести ведение процесса обжига без доступа воздуха и воды, использование в качестве сульфидизатора чистого пирита, высокую температуру процесса сульфидирования 1073 К и жесткие требования к температурному режиму.A known method of processing oxidized lead and lead-silver ores proposed by Akhmedov A.Z. and Klimenko N.G. [Chanturia V.A., Trofimova E.A. Processing of oxidized ores. M .: Nauka, 1985, p.69-71], which provides for preliminary sulfidizing roasting and flotation. Sulfidizer - pyrite. This method allows you to extract the main useful components from a raw material containing plumboyarozit, bedantite, argentojarozite, into a conditioned concentrate. The disadvantages of the method include the conduct of the firing process without access of air and water, the use of pure pyrite as a sulfidizing agent, the high temperature of the sulfidation process 1073 K and stringent requirements for temperature conditions.
Наиболее близким техническим решением к предлагаемому является способ переработки окисленной свинцовой руды [Патент РФ 2179596. Способ переработки окисленной свинцовой руды. / Гуляшинов А.Н., Антропова И.Г., Никифоров К.А. и др. - (21) 99118158/02; Бюлл. №5], основанный на сульфидизирующем обжиге окисленной руды в атмосфере перегретого водяного пара и на последующей флотации огарка, который был применен и показан для переработки церусситсодержащейThe closest technical solution to the proposed is a method of processing oxidized lead ore [RF Patent 2179596. A method of processing oxidized lead ore. / Gulyashinov A.N., Antropova I.G., Nikiforov K.A. et al. - (21) 99118158/02; Bull. No. 5], based on sulfidizing roasting of oxidized ore in an atmosphere of superheated water vapor and subsequent flotation of cinder, which was used and shown for the processing of cerussite-containing
(PbCO3) руды при температуре 773-873 К.(PbCO 3 ) ores at a temperature of 773-873 K.
Технический результат - использование дешевого сульфидизатора, извлечение свинца из труднообогатимой окисленной плюмбоярозитсодержащей руды.EFFECT: use of a cheap sulfidizing agent, extraction of lead from refractory oxidized plumboyar-containing ore.
Технический результат достигается тем, что окисленная руда, содержащая плюмбоярозит (PbFe6(ОН)12(SO4)4), представляющий собой труднообогатимую форму для гравитационных и флотационных процессов, подвергается сульфидизирующему обжигу в атмосфере перегретого водяного пара при температуре 993-1023 К с использованием в качестве сульфидизатора некондиционного пиритного концентрата с содержанием железа 32% и серы 38%. Механизм процесса сульфидирования окисленных форм свинца можно предположить следующим образом. Известно, что термическая диссоциация сульфида железа сопровождается с выделением S° по реакции:The technical result is achieved by the fact that the oxidized ore containing plumbojarosite (PbFe 6 (OH) 12 (SO 4 ) 4 ), which is a difficult-to-form form for gravitational and flotation processes, is subjected to sulfidizing roasting in an atmosphere of superheated water vapor at a temperature of 993-1023 K s using an unsatisfactory pyrite concentrate as a sulfidizer with an iron content of 32% and a sulfur content of 38%. The mechanism of the sulfidation of oxidized forms of lead can be assumed as follows. It is known that the thermal dissociation of iron sulfide is accompanied by the release of S ° by the reaction:
FeS2→FeS+1/2S2.FeS 2 → FeS + 1 / 2S 2 .
При взаимодействии сульфида железа с водой при температуре свыше 673 К протекает реакция между продуктом диссоциации сульфида железа - элементарной серой, и водяным паром с выделением сероводорода и сернистого газа:During the interaction of iron sulfide with water at temperatures above 673 K, a reaction occurs between the product of dissociation of iron sulfide - elemental sulfur, and water vapor with the release of hydrogen sulfide and sulfur dioxide:
3S+2Н2O=2H2S+SO2 3S + 2H 2 O = 2H 2 S + SO 2
Взаимодействие сернистого железа с перегретым водяным паром также сопровождается выделением сероводорода:The interaction of sulfide with superheated water vapor is also accompanied by the release of hydrogen sulfide:
FeS+Н2O=FeO+H2SFeS + H 2 O = FeO + H 2 S
Образующийся FeO в дальнейшем окисляется до Fe3O4.The resulting FeO is subsequently oxidized to Fe 3 O 4 .
Поэтому при взаимодействии сульфида железа с водой превалирует содержание в газовой фазе сероводорода. Теоретически обосновано и экспериментально подтверждено сульфидирование разложившегося до оксида и сульфата свинца плюмбоярозита продуктом взаимодействия сульфида железа с водой - сероводородом:Therefore, in the interaction of iron sulfide with water, the content of hydrogen sulfide in the gas phase prevails. Theoretically substantiated and experimentally confirmed sulfidation of plumboyarosite decomposed to lead oxide and sulfate by the product of the interaction of iron sulfide with water - hydrogen sulfide:
PbSO4+4H2S=PbS+4SOH2,PbSO 4 + 4H 2 S = PbS + 4SOH 2 ,
РbО+H2S=PbS+Н2O,PbO + H 2 S = PbS + H 2 O,
где SOH2 - соединение гидрид-гидроксид серы, метастабильное и разлагается с образованием воды и серы.where SOH 2 is a sulfur hydride-hydroxide compound that is metastable and decomposes with the formation of water and sulfur.
Плюмбоярозит при температуре 993-1073 К по данным ДТА диссоциирует на сульфат свинца и оксиды свинца, железа, что и обусловило проведение экспериментов в данных интервалах температур.According to the DTA data, plumbojarozite at a temperature of 993-1073 K dissociates into lead sulfate and lead oxides, iron, which led to experiments in these temperature ranges.
По данным рентгенофазового и минералогического анализов огарков, полученных при обжиге шихты при температуре 993-1073 К в течение 30-35 мин и расходе пиритного концентрата 25% от массы шихты основными продуктами взаимодействий являются галенит (PbS), сфалерит (ZnS), α-вюртцит (ZnS), α-гематит (Fe2O3), магнетит (Fe3O4). Исходная окисленная руда желто-коричневого цвета приобретает в результате обжига черный магнетитовый цвет с блестками зерен галенита. Ярозитная форма свинца PbFe6(OH)12(SO4)4 практически полностью разлагается и свинец переходит сульфидную форму. Таким образом, руда становится пригодной для флотационного обогащения.According to the data of X-ray phase and mineralogical analyzes of the cinder obtained by firing the mixture at a temperature of 993-1073 K for 30-35 min and consuming pyrite concentrate 25% of the mass of the mixture, the main interaction products are galena (PbS), sphalerite (ZnS), α-wurtzite (ZnS), α-hematite (Fe 2 O 3 ), magnetite (Fe 3 O 4 ). The initial yellow-brown oxidized ore acquires a black magnetite color with spangles of galena grains as a result of calcination. The jarosite form of lead PbFe 6 (OH) 12 (SO 4 ) 4 is almost completely decomposed and lead passes the sulfide form. Thus, the ore becomes suitable for flotation processing.
Пример 1: Шихта, состоящая из окисленной плюмбоярозитсодержащей руды с содержанием свинца 2,4% и некондиционного пиритного концентрата с содержанием серы 38,1%, крупности - 0,25 мм обжигается в печи КС в атмосфере перегретого водяного пара при температуре 993 К в течение 35 мин. Степень сульфидирования свинца составляет 85%.Example 1: A mixture consisting of oxidized plumbar-containing ore with a lead content of 2.4% and substandard pyrite concentrate with a sulfur content of 38.1%, particle size - 0.25 mm is fired in a KS furnace in an atmosphere of superheated water vapor at a temperature of 993 K for 35 minutes The degree of lead sulfidation is 85%.
Пример 2: Шихта, состоящая из окисленной плюмбоярозитсодержащей руды с содержанием свинца 2,6% и некондиционного пиритного концентрата с содержанием серы 38,0%, крупности - 1,0 мм обжигается в печи КС в атмосфере перегретого водяного пара при температуре 1023 К в течение 35 мин. Степень сульфидирования свинца составляет 90%.Example 2: A mixture consisting of oxidized plumbar-containing ore with a lead content of 2.6% and substandard pyrite concentrate with a sulfur content of 38.0%, particle size - 1.0 mm is fired in a KS furnace in an atmosphere of superheated water vapor at a temperature of 1023 K for 35 minutes The degree of lead sulfidation is 90%.
Пример 3: Шихта, состоящая из окисленной плюмбоярозитсодержащей руды с содержанием свинца 2,7% и некондиционного пиритного концентрата с содержанием серы 38,0%, крупности - 0,25 мм обжигается в печи КС в атмосфере перегретого водяного пара при температуре 1023 К в течение 30 мин. Степень сульфидирования свинца составляет 93-95%.Example 3: A mixture consisting of oxidized plumbar-containing ore with a lead content of 2.7% and substandard pyrite concentrate with a sulfur content of 38.0%, particle size - 0.25 mm is fired in a KS furnace in an atmosphere of superheated water vapor at a temperature of 1023 K for 30 minutes. The degree of lead sulfidation is 93-95%.
Пример 4: Шихта, состоящая из окисленной плюмбоярозитсодержащей руды с содержанием свинца 2,6% и некондиционного пиритного концентрата с содержанием серы 38,0%, крупности - 0,1 мм обжигается в печи КС в атмосфере перегретого водяного пара при температуре 1073 К в течение 20 мин. Степень сульфидирования свинца - 95%.Example 4: A mixture consisting of oxidized plumbar-containing ore with a lead content of 2.6% and substandard pyrite concentrate with a sulfur content of 38.0%, fineness of 0.1 mm is fired in a KS furnace in an atmosphere of superheated water vapor at a temperature of 1073 K for 20 minutes. The degree of lead sulfidation is 95%.
В результате проведения оптимизации процесса сульфидирования оптимальный расход воды составил 0,01 л/мин, расход пиритного концентрата - 25% от массы шихты. Все примеры выполнены при этих расходах. Навеска шихты составляла 100 граммов.As a result of the optimization of the sulfidation process, the optimal water flow rate was 0.01 l / min, the consumption of pyrite concentrate was 25% of the charge mass. All examples are performed at these costs. The charge of the charge was 100 grams.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007109718/02A RU2364639C2 (en) | 2007-03-16 | 2007-03-16 | Method of processing rebellious oxidised lead ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007109718/02A RU2364639C2 (en) | 2007-03-16 | 2007-03-16 | Method of processing rebellious oxidised lead ore |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007109718A RU2007109718A (en) | 2008-09-27 |
| RU2364639C2 true RU2364639C2 (en) | 2009-08-20 |
Family
ID=39928454
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007109718/02A RU2364639C2 (en) | 2007-03-16 | 2007-03-16 | Method of processing rebellious oxidised lead ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2364639C2 (en) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1443489A (en) * | 1973-12-20 | 1976-07-21 | Boliden Ab | Method of recovering crude lead from a material containing lead in the form of oxide and/or sulphate |
| EP0007890A1 (en) * | 1978-06-29 | 1980-02-06 | Boliden Aktiebolag | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials |
| US4512798A (en) * | 1983-05-05 | 1985-04-23 | Boliden Aktiebolag | Method for producing lead from sulphidic and oxidic and/or sulphatic lead raw materials |
| RU2179596C2 (en) * | 1999-08-18 | 2002-02-20 | Байкальский институт природопользования СО РАН | Method of processing oxidized lead ore |
| RU2208059C1 (en) * | 2001-11-20 | 2003-07-10 | Байкальский институт природопользования СО РАН | Oxidized zinc ore reprocessing method |
-
2007
- 2007-03-16 RU RU2007109718/02A patent/RU2364639C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1443489A (en) * | 1973-12-20 | 1976-07-21 | Boliden Ab | Method of recovering crude lead from a material containing lead in the form of oxide and/or sulphate |
| EP0007890A1 (en) * | 1978-06-29 | 1980-02-06 | Boliden Aktiebolag | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials |
| US4512798A (en) * | 1983-05-05 | 1985-04-23 | Boliden Aktiebolag | Method for producing lead from sulphidic and oxidic and/or sulphatic lead raw materials |
| RU2179596C2 (en) * | 1999-08-18 | 2002-02-20 | Байкальский институт природопользования СО РАН | Method of processing oxidized lead ore |
| RU2208059C1 (en) * | 2001-11-20 | 2003-07-10 | Байкальский институт природопользования СО РАН | Oxidized zinc ore reprocessing method |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007109718A (en) | 2008-09-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US7488370B2 (en) | Reducing cyanide consumption in gold recovery from finely ground sulphide ores and concentrates | |
| CA1076368A (en) | Upgrading the nickel content from low grade nickel lateritic iron ores by a combined process of segregation and magnetic separation or flotation | |
| EP3161173B1 (en) | System and process for selective rare earth extraction with sulfur recovery | |
| US5762891A (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| SU1395147A3 (en) | Method of extracting non-ferrous metals from raw material containing iron | |
| Abou-El-Sherbini | Simultaneous extraction of manganese from low grade manganese dioxide ore and beneficiation of sulphur slag | |
| US4368176A (en) | Desulfurizing roast of pyrite bearing polymetallic raw material | |
| JP2022550624A (en) | Method for producing copper metal from copper concentrates without generating waste | |
| CA2395988A1 (en) | Process for treating precious metal ores | |
| US3088820A (en) | Process for the recovery of metal values from low grade materials | |
| RU2364639C2 (en) | Method of processing rebellious oxidised lead ore | |
| CN1161379A (en) | Method for extracting gold from refractory ore | |
| WO1990013679A1 (en) | A novel process for the treatment of zinc sulphide containing ores and/or concentrates | |
| RU2782839C1 (en) | Method for processing oxidized lead-zinc ores | |
| RU2395598C1 (en) | Procedure for processing concentrates containing noble metals and sulphides | |
| US3825651A (en) | Recovery of gold from ores | |
| EP1129225B1 (en) | Sulfatisation process for metal extraction from sulfide ores | |
| CA1328353C (en) | Recovery of zinc from zinc bearing sulphidic ores and concentrates by controlled oxidation roasting | |
| RU2208059C1 (en) | Oxidized zinc ore reprocessing method | |
| RU2255126C1 (en) | Thermohydrometallurgical method of complex processing of puritic ore copper concentrate and extraction of non-ferrous and noble metals | |
| EP0195650A2 (en) | Recovery of zinc from zinc-bearing sulphidic ores and concentrates by controlled oxidation roasting | |
| Chepushtanova et al. | Technology of high-temperature sulfidizing roasting of oxidized lead-zinc ore in a fluidized bed furnace | |
| RU2179596C2 (en) | Method of processing oxidized lead ore | |
| RU2233343C2 (en) | Method for hydrometallurgic processing lead-containing concentrates | |
| Li et al. | Immobilization of hazardous components in zinc leaching residue by autothermal roasting with pyrite |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| FA94 | Acknowledgement of application withdrawn (non-payment of fees) |
Effective date: 20090224 |
|
| FZ9A | Application not withdrawn (correction of the notice of withdrawal) |
Effective date: 20090310 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110317 |