RU2392337C2 - Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper - Google Patents
Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper Download PDFInfo
- Publication number
- RU2392337C2 RU2392337C2 RU2007107213/02A RU2007107213A RU2392337C2 RU 2392337 C2 RU2392337 C2 RU 2392337C2 RU 2007107213/02 A RU2007107213/02 A RU 2007107213/02A RU 2007107213 A RU2007107213 A RU 2007107213A RU 2392337 C2 RU2392337 C2 RU 2392337C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- copper
- concentrate
- water
- ratio
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 43
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 43
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 43
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 20
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 12
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 51
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 6
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 9
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 8
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 6
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 6
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 abstract 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 2
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000907663 Siproeta stelenes Species 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052933 brochantite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002894 organic compounds Chemical class 0.000 description 1
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical class [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 238000009736 wetting Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Предлагаемое изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов, конкретно, к технологии извлечения меди из руды или рудного концентрата, содержащего окисленную или окисленную и сульфидную медь. Так в руде месторождения «Удокан» окисленная медь представлена брошантитом, малахитом и хризоколлой, а сульфидная медь - халькозином, ковеллином, борнитом, халькопиритом.The present invention relates to hydrometallurgy of non-ferrous metals, in particular, to a technology for extracting copper from ore or ore concentrate containing oxidized or oxidized and sulfide copper. So, in the ore of the Udokan deposit, oxidized copper is represented by brochantite, malachite and chrysocolla, and sulfide copper is represented by chalcosine, covelin, bornite, chalcopyrite.
В промышленности нашли применение методы, основанные на окислительном обжиге сульфидных руд в полочных печах или в печах кипящего слоя и разработанные в последние годы пирометаллургические методы (например, взвешенная плавка). На ряде предприятий применяют метод вскрытия сульфидных руд кислородом под давлением в присутствии азотной кислоты. Для извлечения окисленной меди применяют метод выщелачивания серной кислотой [1, 2, 3, 4].Methods based on the oxidative roasting of sulfide ores in shelf furnaces or in fluidized bed furnaces and pyrometallurgical methods developed in recent years (for example, suspended smelting) have found application in industry. A number of enterprises use the method of opening sulfide ores with oxygen under pressure in the presence of nitric acid. To extract oxidized copper, the method of leaching with sulfuric acid is used [1, 2, 3, 4].
Наиболее близким по техническому исполнению и получаемому результату является метод, изложенный в источнике [5]. Авторы предлагают выщелачивать окисленную медь разбавленной серной кислотой концентрацией 22 г/дм3 при температуре 35 С, Т:Ж=1:1 в емкостях с мешалками. Размер частиц выщелачиваемой руды авторы предлагают держать в пределах 1-2,5 мм. После выщелачивания получают растворы, содержащие 2-7 г/дм3 меди. При объединении с промывными растворами концентрация меди уменьшается до 2-3 г/дм3. Использование растворов с такой низкой концентрацией меди крайне нежелательно, т.к. существенно возрастают габариты экстракционного оборудования, что увеличивает капитальные затраты и создает серьезные экологические проблемы, связанные с загрязнением значительных объемов воды (1000-1500 м3/чac) продуктами деструкции органических соединений.The closest in technical execution and the result obtained is the method described in the source [5]. The authors propose leaching oxidized copper with diluted sulfuric acid at a concentration of 22 g / dm 3 at a temperature of 35 ° C, T: W = 1: 1 in containers with stirrers. The authors propose to keep the size of the particles of leached ore in the range of 1-2.5 mm. After leaching, solutions are obtained containing 2-7 g / dm 3 of copper. When combined with washing solutions, the copper concentration decreases to 2-3 g / dm 3 . The use of solutions with such a low concentration of copper is extremely undesirable, because the dimensions of extraction equipment increase significantly, which increases capital costs and creates serious environmental problems associated with the pollution of significant volumes of water (1000-1500 m 3 / h) by products of the destruction of organic compounds.
С целью повышения концентрации меди в продуктивном растворе предлагается следующее техническое решение. Перед обработкой руду или концентрат измельчают до размера 0,1-0,7 мм, обработку ведут в противотоке на 2-4 ступенях выщелачивающим раствором, содержащим серную кислоту и сульфат меди при молярном соотношении окисленная медь в руде или рудном концентрате: серная кислота = 1:1,3-2,0, при поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4. Обработанную руду промывают в противотоке водой на 2-4 ступенях при соотношении руда или рудный концентрат: вода = 2-5:1 и поддержании соотношения Т:Ж на каждой ступени в пределах 1:1-4. В полученный после промывки водный раствор, содержащий серную кислоту и сульфат меди, вводят серную кислоту до концентрации 10-40 г/дм3 и полученным раствором обрабатывают исходную руду или рудный концентрат. После промывки водой руду направляют на дальнейшие операции (например, на флотацию для извлечения сульфидной меди, если она имеется).In order to increase the concentration of copper in the productive solution, the following technical solution is proposed. Before processing the ore or concentrate is crushed to a size of 0.1-0.7 mm, the treatment is carried out in countercurrent at 2-4 steps with a leaching solution containing sulfuric acid and copper sulfate at a molar ratio of oxidized copper in ore or ore concentrate: sulfuric acid = 1 : 1.3-2.0, while maintaining the ratio of T: W at each stage within 1: 1-4. The treated ore is washed in countercurrent water with 2-4 steps with the ratio of ore or ore concentrate: water = 2-5: 1 and maintaining the ratio of T: W at each stage in the range of 1: 1-4. In the aqueous solution obtained after washing, containing sulfuric acid and copper sulfate, sulfuric acid is introduced to a concentration of 10-40 g / dm 3 and the resulting ore is treated with an initial ore or ore concentrate. After washing with water, the ore is sent for further operations (for example, flotation to extract sulfide copper, if any).
Рекомендованное соотношение окисленной меди в руде или рудном концентрате и серной кислоты вытекает из стехиометрической реакции соединений извлекаемых меди и железа с серной кислотой, а интервал концентраций серной кислоты в выщелачивающем растворе объясняется тем, что при концентрации более 40 г/дм3 начинает интенсивно извлекаться железо в раствор. Рекомендованное соотношение Т:Ж на каждой ступени обеспечивает возможность равномерно перемешивать и транспортировать пульпу. При промывке водой достаточно 0,2-0,5 объемов воды по отношению к руде для удаления основной массы механически захваченной меди.The recommended ratio of oxidized copper in the ore or ore concentrate and sulfuric acid follows from the stoichiometric reaction of the compounds of the recovered copper and iron with sulfuric acid, and the range of concentrations of sulfuric acid in the leach solution is explained by the fact that at a concentration of more than 40 g / dm 3 iron is intensively extracted in solution. The recommended ratio T: W at each stage provides the ability to evenly mix and transport the pulp. When washing with water, 0.2-0.5 volumes of water are sufficient with respect to ore to remove the bulk of mechanically trapped copper.
Положительный эффект заключается в получении более концентрированных растворов меди, что существенно уменьшает объемы промышленных аппаратов на последующих операциях.The positive effect is to obtain more concentrated solutions of copper, which significantly reduces the volume of industrial apparatus in subsequent operations.
Пример 1Example 1
Процесс извлечения меди из руды месторождения «Удокан» проводили на 4-х ступенях. Каждая ступень представляла собой сосуд с перемешивающим устройством (реактор). Конструкция обеспечивала слив жидкой фазы и удаление твердой фазы. Твердая фаза-руда или рудный концентрат передвигалась слева на право из первой ступени в четвертую, выщелачивающий раствор подавали во вторую ступень, промывной раствор-вода подавали в четвертую ступень. Водная фаза передвигалась противотоком твердой фазе, т.е. из четвертой ступени к первой. Из первой ступени выходил насыщенный по меди раствор, а из четвертой ступени выводили руду или рудный концентрат, содержащий обедненное количество окисленной меди. Содержание окисленной меди в руде 1,25%, сульфидной меди 1,23%. Соотношение руды и выщелачивающего раствора поддерживали равное 4:1.The process of extracting copper from the ore of the Udokan deposit was carried out at 4 stages. Each stage was a vessel with a mixing device (reactor). The design provided drainage of the liquid phase and removal of the solid phase. The solid phase-ore or ore concentrate moved from left to right from the first stage to the fourth, the leaching solution was supplied to the second stage, the washing solution-water was fed to the fourth stage. The aqueous phase moved countercurrent to the solid phase, i.e. from the fourth step to the first. Copper-saturated solution emerged from the first stage, and ore or ore concentrate containing a depleted amount of oxidized copper was withdrawn from the fourth stage. The content of oxidized copper in the ore is 1.25%, and sulfide copper is 1.23%. The ratio of ore to leach solution was maintained at 4: 1.
Предварительно перед выщелачиванием руду смачивали водой с переводом во влажное состояние (без избытка воды). Обработанную выщелачивающим раствором руду промывали водой в противотоке в 2 реакторах при соотношении: руда: вода (мас.) = 4:0,9. При поступлении сухой руды поток промывного раствора увеличивают на объем воды, требуемый для смачивания. Полученный раствор, содержащий медь, корректировали по серной кислоте. Для этого в раствор вводили концентрированную серную кислоту исходя из соотношения (моль): медь в руде в окисленной форме: серная кислота = 1:1,8. Полученным раствором обрабатывали вновь поступающую влажную руду в противотоке на 2-х ступенях выщелачивания. Если поддерживать соотношения твердое: жидкое в реакторе такое же, как соотношение руда: вода, равное 4:1, то транспортировка пульпы затруднительна, но главное в этом случае концентрация кислоты в выщелачивающем растворе, подаваемом во второй реактор, составит 130-140 г/л. Это нежелательно, т.к. увеличивается расход серной кислоты на вскрытие железа и карбонатов, присутствующих в руде. По этой причине соотношение Т:Ж в каждом реакторе поддерживали равной 1:1. Твердую фазу-руду отделяли и направляли в следующую ступень, часть (в данном случае %) жидкой фазы передавали в следующую ступень, а остальную жидкую фазу возвращали в реактор, т.е. подвергали рециркуляции. В этом случае концентрация серной кислоты в жидкой фазе второго реактора при введении серной кислоты не превышала 30-35 г/л. Результаты представлены в табл.1.Prior to leaching, the ore was moistened with water and transferred to a wet state (without excess water). The ore treated with the leach solution was washed with countercurrent water in 2 reactors at a ratio of: ore: water (wt.) = 4: 0.9. Upon receipt of dry ore, the flow of the wash solution is increased by the volume of water required for wetting. The resulting solution containing copper was adjusted for sulfuric acid. For this, concentrated sulfuric acid was introduced into the solution based on the ratio (mol): copper in ore in the oxidized form: sulfuric acid = 1: 1.8. The resulting solution was treated with newly incoming wet ore in countercurrent at 2 leaching stages. If the solid: liquid ratios in the reactor are the same as the ore: water ratio of 4: 1, then the transportation of pulp is difficult, but the main thing in this case is the acid concentration in the leach solution supplied to the second reactor, which will be 130-140 g / l . This is undesirable since the consumption of sulfuric acid for the opening of iron and carbonates present in the ore increases. For this reason, the ratio of T: W in each reactor was maintained equal to 1: 1. The solid phase-ore was separated and sent to the next stage, part (in this case%) of the liquid phase was transferred to the next stage, and the rest of the liquid phase was returned to the reactor, i.e. subjected to recycling. In this case, the concentration of sulfuric acid in the liquid phase of the second reactor with the introduction of sulfuric acid did not exceed 30-35 g / l. The results are presented in table 1.
из 1-й ступени растворComing out
from the 1st stage solution
Последующий анализ руды после промывки показал, что в руде остается механически связанной меди (не отмытой) 4,5-5% от массы оксидной меди в руде. Общее извлечение в жидкую фазу (в продуктивный раствор) составило 93-94% окисленной меди.Subsequent analysis of the ore after washing showed that 4.5-5% of the mass of oxide copper in the ore remains mechanically bound copper (not washed) in the ore. The total recovery in the liquid phase (in the productive solution) was 93-94% of oxidized copper.
Пример 2Example 2
Процесс проводили так же, как описано в примере 1, но соотношение (масс) руды и выщелачивающего раствора поддерживали равное 1:3, соотношение (масс) руды и воды в промывной части равное 1:4. Соотношение (мол): медь в окисленной форме: серная кислота поддерживали равное 1:1,75. Соотношение Т:Ж в каждом реакторе поддерживали равное 1:1. Концентрация избыточной серной кислоты в выщелачивающем растворе изменялась в пределах 33-37 г/л. Результаты представлены в табл.2.The process was carried out as described in example 1, but the ratio (mass) of ore and leach solution was maintained equal to 1: 3, the ratio (mass) of ore and water in the wash portion was 1: 4. The ratio (mol): copper in the oxidized form: sulfuric acid was maintained equal to 1: 1.75. The ratio of T: W in each reactor was maintained equal to 1: 1. The concentration of excess sulfuric acid in the leach solution varied between 33-37 g / l. The results are presented in table.2.
Следует отметить, что не замечено признаков интенсивного перехода железа в раствор и его содержание в продуктивном растворе (выходящем из 1-го реактора) колеблется в пределах 2,5-3 г/дм3.It should be noted that there are no signs of an intensive transition of iron into the solution and its content in the productive solution (leaving the 1st reactor) ranges from 2.5-3 g / dm 3 .
ЛитератураLiterature
1. Джоунс Д.Л. Способ извлечения меди из сернистой медной руды или концентрата. Патент РФ №2137856, С22В 15/00, 20.12.1994.1. Jones D.L. A method of extracting copper from sulphurous copper ore or concentrate. RF patent No. 2137856, C22B 15/00, 12.20.1994.
2. Керфут Д.Д. Способ выделения, экстракции и извлечения никеля, кобальта и меди из сульфидного концентрата, стимулируемого хлором, путем окислительного выщелачивания серной кислотой под давлением. Патент РФ №2221881, С22В 3/08, по заявке №2002113102 от 26.02.2001.2. Curfoot D.D. A method for the isolation, extraction and extraction of nickel, cobalt and copper from a sulfide concentrate stimulated by chlorine by oxidative leaching with sulfuric acid under pressure. RF patent No. 2221881, С22В 3/08, according to the application No. 2002113102 of 02.26.2001.
3. Шо Раймонд Уолтер. Извлечение меди из халькопирита. Заявка №2004116335, С22В 3/04, 29.10.2002.3. Shaw Raymond Walter. Extraction of copper from chalcopyrite. Application No. 2004116335, C22B 3/04, 10.29.2002.
4. Генералов В.А. Разработка и обоснование технологии комплексной переработки труднообогатимых руд, содержащих оксиды меди и никеля. Автр. докт. дис. М., 1996 г.4. Generalov V.A. Development and justification of the technology for the complex processing of refractory ores containing copper and nickel oxides. Auth. Doct. dis. M., 1996
5. Киселев К.В. Теоретические и технологические основы гидрометаллургической переработки медных руд Удоканского месторождения. Автр. канд дис. Новокузнецк, 2005 г. стр.9-10.5. Kiselev K.V. Theoretical and technological fundamentals of hydrometallurgical processing of copper ores of the Udokan deposit. Auth. Cand. Novokuznetsk, 2005 p. 9-10.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007107213/02A RU2392337C2 (en) | 2007-02-27 | 2007-02-27 | Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007107213/02A RU2392337C2 (en) | 2007-02-27 | 2007-02-27 | Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007107213A RU2007107213A (en) | 2008-09-10 |
| RU2392337C2 true RU2392337C2 (en) | 2010-06-20 |
Family
ID=39866353
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007107213/02A RU2392337C2 (en) | 2007-02-27 | 2007-02-27 | Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2392337C2 (en) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117210682B (en) * | 2023-09-12 | 2025-08-26 | 江西理工大学 | A self-pressurized closed leaching process for improving the leaching rate of refractory copper oxide ore |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2179589C1 (en) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Method of processing copper-containing products |
| YU5803A (en) * | 2003-01-29 | 2006-05-25 | Miloš Karović | Modular device and procedures for exploitation of copper from dumps, floatation dumps and mining waters and mining waste waters |
| AU2006229894A1 (en) * | 2005-03-29 | 2006-10-05 | Cytec Technology Corp. | Modification of copper/iron selectivity in oxime-based copper solvent extraction systems |
-
2007
- 2007-02-27 RU RU2007107213/02A patent/RU2392337C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5795465A (en) * | 1994-07-15 | 1998-08-18 | Coproco Development Corporation | Process for recovering copper from copper-containing material |
| RU2178342C1 (en) * | 2000-11-08 | 2002-01-20 | Панин Виктор Васильевич | Method for processing copper containing products |
| RU2179589C1 (en) * | 2001-01-23 | 2002-02-20 | Панин Виктор Васильевич | Method of processing copper-containing products |
| YU5803A (en) * | 2003-01-29 | 2006-05-25 | Miloš Karović | Modular device and procedures for exploitation of copper from dumps, floatation dumps and mining waters and mining waste waters |
| AU2006229894A1 (en) * | 2005-03-29 | 2006-10-05 | Cytec Technology Corp. | Modification of copper/iron selectivity in oxime-based copper solvent extraction systems |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КИСЕЛЕВ К.В. Теоретические и технологические основы гидрометаллургической переработки медных руд Удоканского месторождения. Авт.реф. канд. дисс. - Новокузнецк, 2005, с.9-10. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007107213A (en) | 2008-09-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US6680034B2 (en) | Method for recovering metal values from metal-containing materials using high temperature pressure leaching | |
| US8828353B2 (en) | Controlled copper leach recovery circuit | |
| US10793958B2 (en) | System and method for parallel solution extraction of one or more metal values from metal-bearing materials | |
| US11932919B2 (en) | System and method including multi-circuit solution extraction for recovery of metal values from metal-bearing materials | |
| US10280481B2 (en) | Method for bioleaching and solvent extraction with selective recovery of copper and zinc from polymetal concentrates of sulfides | |
| RU2392337C2 (en) | Method of copper recovery from ore or ore concentrate containing oxidised or oxidised and sulphide copper | |
| AU2017368927B2 (en) | Methods for controlling iron via magnetite formation in hydrometallurgical processes | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| RU2749310C2 (en) | Method for pocessing sulphide gold and copper float concentrate | |
| RU2384633C1 (en) | Processing method of resistant copper raw material containing noble metals | |
| Gudkov et al. | Evaluation of autoclave oxidation of sulfide concentrates as applied to the subsequent sulfite-thiosulfate leaching of noble metals | |
| Biswas et al. | Processing of copper dust for tolerable iron containing electrolyte | |
| Viswanathan et al. | Metallurgy of Complex Pb, Cu and Zinc Sulfides |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| FA92 | Acknowledgement of application withdrawn (lack of supplementary materials submitted) |
Effective date: 20090427 |
|
| FZ9A | Application not withdrawn (correction of the notice of withdrawal) |
Effective date: 20090615 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20100228 |