RU2337159C1 - Method of processing of sulphide-oxidised copper ores - Google Patents
Method of processing of sulphide-oxidised copper ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2337159C1 RU2337159C1 RU2007113940/02A RU2007113940A RU2337159C1 RU 2337159 C1 RU2337159 C1 RU 2337159C1 RU 2007113940/02 A RU2007113940/02 A RU 2007113940/02A RU 2007113940 A RU2007113940 A RU 2007113940A RU 2337159 C1 RU2337159 C1 RU 2337159C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- leaching
- ore
- flotation
- extraction
- Prior art date
Links
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
Изобретение относится к металлургии меди, также металлургии других цветных металлов, а именно к способам переработки сульфидно-окисленных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы цветных металлов.The invention relates to the metallurgy of copper, also the metallurgy of other non-ferrous metals, and in particular to methods for processing sulfide-oxidized copper ores, as well as intermediate products, tails and slags containing oxidized and sulfide minerals of non-ferrous metals.
Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды. Переработка медных руд ведется либо по чисто гидрометаллургической технологии (процесс выщелачивания), либо по флотационной технологии, либо по комбинированным схемам.World practice of processing copper ores shows that the degree of oxidation is the main factor affecting the choice of technological schemes and determining technological and technical and economic indicators of ore processing. Processing of copper ores is carried out either by purely hydrometallurgical technology (leaching process), or by flotation technology, or by combined schemes.
Для переработки сульфидно-окисленных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделения твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.For the processing of sulfide-oxidized ores, technological schemes have been developed and are applied, which differ in the methods used for the extraction of metal from ore, the methods for extracting metal from leaching solutions, the sequence of extraction methods, the methods for separating solid and liquid phases, the organization of phase flows and the layout of operations. The set and sequence of methods in the technological scheme is determined in each specific case and depends, first of all, on the mineral forms of copper in the ore, the copper content in the ore, the composition and nature of the host minerals and ore rocks.
Известен способ извлечения меди (SU 45572, В03В 7/00, 31.01.36), заключающийся в сухом дроблении руды до крупности 2, 4, 6 мм, выщелачивании с гидравлической классификацией, последующей флотацией зернистой части руды и осаждением шламового медного концентрата губчатым железом из шламовой части руды, идущий на дальнейшую обработку вместе с флотационным медным концентратом, полученным после обработки отделенных при гидравлической классификации руды песков.A known method for the extraction of copper (SU 45572, B03B 7/00, 01/31/36), which consists in dry crushing the ore to a particle size of 2, 4, 6 mm, leaching with hydraulic classification, subsequent flotation of the granular part of the ore and precipitation of sludge copper concentrate with sponge iron from sludge part of the ore, going for further processing together with flotation copper concentrate obtained after processing the sands separated by hydraulic classification of ore.
Недостатком способа является неполное извлечение меди и использование губчатого железа, что делает процесс дорогим и приводит к получению продуктов низкого качества.The disadvantage of this method is the incomplete extraction of copper and the use of sponge iron, which makes the process expensive and leads to poor quality products.
Известен способ получения металлов, заключающийся в измельчении исходного материала до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, выщелачивание серной кислотой в присутствии железного скарба с последующим направлением твердых остатков для флотации осажденной на железных телах меди (см. DE 2602849 В1, С22В 3/02, 30.12.80).A known method of producing metals, which consists in grinding the source material to a particle size larger than the fraction size required for flotation, leaching with sulfuric acid in the presence of iron fillet, followed by the direction of solid residues for flotation of copper deposited on iron bodies (see DE 2602849 B1, C22B 3 / 02, 12.30.80).
Недостатком способа является его высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скарба, который вступает в реакцию с серной кислотой, при этом увеличивается расход как серной кислоты, так и железного скарба.The disadvantage of this method is its high implementation cost in connection with the use of iron belongings, which reacts with sulfuric acid, while increasing the consumption of both sulfuric acid and iron belongings.
Наиболее близким по технической сути к заявленному способу является способ переработки медьсодержащих продуктов (RU 2179589, С22В 3/00, опублик. 20.02.2002), включающий дробление и измельчение исходного продукта до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимую для флотации, выщелачивание, разделение твердой и жидкой фаз продукта выщелачивания с одновременной промывкой твердой фазы частью рафината экстракции и водой, доизмельчение твердой фазы продукта с последующей флотацией, а жидкую фазу продукта подвергают экстракции с выделением рафината и медьсодержащего раствора экстрагента, при этом рафинат неоднократно используют при выщелачивании и промывке.The closest in technical essence to the claimed method is a method for processing copper-containing products (RU 2179589, C22B 3/00, published. 02.20.2002), including crushing and grinding of the initial product to a grain size exceeding the grain size required for flotation, leaching, separation solid and liquid phases of the leaching product while washing the solid phase with a portion of the extraction raffinate and water, regrinding the solid phase of the product with subsequent flotation, and the liquid phase of the product is subjected to extraction with isolated em copper-bearing extractant and a raffinate solution, wherein the raffinate is repeatedly used in the leaching and washing.
Недостатками способа являются большой расход серной кислоты, не достаточно высокое качество катодной меди из-за отсутствия операции осветления или фильтрования жидкой фазы перед экстракцией органическим экстрагентом.The disadvantages of the method are the high consumption of sulfuric acid, not high enough quality of cathode copper due to the absence of the operation of clarification or filtering of the liquid phase before extraction with an organic extractant.
В изобретении достигается следующий технический результат: снижение расхода серной кислоты на переработку, повышение извлечения меди из руды, повышение качества товарных продуктов - сульфидного медного концентрата и катодной меди, снижение расхода воды на переработку.The invention achieves the following technical result: reducing the consumption of sulfuric acid for processing, increasing the extraction of copper from ore, improving the quality of marketable products — sulfide copper concentrate and cathode copper, reducing the consumption of water for processing.
Указанный технический результат достигается следующим.The specified technical result is achieved as follows.
Способ переработки сульфидно-окисленных медных руд включает сухое дробление руды до крупности не более 1,0-4,0 мм, выщелачивание руды при перемешивании, содержании твердой фазы 50-70% раствором серной кислоты концентрацией от 10,0 до 40 г/дм3 в течение 0,5-2,0 часов. После выщелачивания кек обезвоживается, промывается, нейтрализуется и измельчается до крупности 60-95% класса - 0,074 мм. Далее из кека выщелачивания производится флотация медных минералов с получением флотационного концентрата. Раствор жидкой фазы выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды объединяются, освобождаются от твердых взвесей и затем производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.A method of processing sulfide-oxidized copper ores includes dry crushing of ore to a particle size of not more than 1.0-4.0 mm, leaching of ore with stirring, the solids content of 50-70% sulfuric acid solution with a concentration of from 10.0 to 40 g / DM 3 within 0.5-2.0 hours. After leaching, the cake is dehydrated, washed, neutralized and crushed to a particle size of 60-95% of the class - 0.074 mm. Further, copper minerals are flotated from the leach cake to produce flotation concentrate. The solution of the liquid phase of leaching of ore and the washing water of the cake of leaching of ore are combined, freed from solid suspensions and then copper is extracted from copper-containing solutions to obtain cathode copper.
При этом обезвоживание кеков выщелачивания можно осуществлять фильтрованием.In this case, the dehydration of leaching cakes can be carried out by filtration.
Кроме того, промывку кеков выщелачивания осуществляют на фильтре одновременно с обезвоживанием.In addition, leaching of leaching cakes is carried out on the filter at the same time as dehydration.
Также флотацию минералов меди осуществляют при значении рН 8,0-11,0.Also, the flotation of copper minerals is carried out at a pH value of 8.0-11.0.
Кроме того, объединенные медьсодержащие растворы освобождаются от твердых взвесей перед экстракцией осветлением и/или фильтрованием.In addition, the combined copper-containing solutions are freed from solid suspensions before extraction by clarification and / or filtration.
Также экстракцию меди проводят методом жидкостная экстракция - электроэкстракция, в этом случае образующийся рафинат экстракции используют для выщелачивания и промывки кека выщелачивания.Copper extraction is also carried out by the method of liquid extraction - electroextraction, in which case the resulting extraction raffinate is used to leach and rinse the leach cake.
В сульфидно-окисленных медных рудах присутствуют окисленные минералы меди, например малахит, брошантит, азурит, и сульфидные минералы меди - халькопирит, халькозин, борнит, ковелин, а также пустая порода.Oxidized copper minerals, such as malachite, brocanthite, azurite, and copper sulfide minerals - chalcopyrite, chalcosine, bornite, covelin, and waste rock are present in sulfide-oxidized copper ores.
Сухое дробление руды до крупности - 1-4 мм снижает расход воды и электроэнергии на рудоподготовку, позволяет экономить серную кислоту для последующего выщелачивания, снижает размеры хвостохранилища.Dry crushing of ore to a particle size of 1-4 mm reduces the consumption of water and electricity for ore preparation, saves sulfuric acid for subsequent leaching, and reduces the size of the tailings.
Крупность руды - 1-4 мм достаточна для выщелачивания большей части окисленных минералов, в то же время большая часть кислотопоглощающих минералов пустой породы не потребляет кислоту. Дробленая руда до крупности - 1,0-4 мм после выщелачивания обезвоживается с хорошими кинетическими показателями.The size of the ore - 1-4 mm is sufficient for leaching most of the oxidized minerals, at the same time, most of the acid-absorbing minerals of waste rock does not consume acid. Crushed ore to a particle size of 1.0-4 mm after leaching is dehydrated with good kinetic parameters.
Выщелачивание раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов в течение 0,5-2 часов. Выщелачивание дробленой руды с содержанием твердой фазы 50-70% хорошо перемешивается, позволяет обеспечить самостирание и уменьшить объем аппаратов для реализации процесса. Через 5-10 минут выщелачивания медная руда переходит в технологический сорт сульфидная, т.е. содержание окисленных минералов в руде снижается до менее 30%.Leaching with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-40 g / dm 3 allows to obtain a high extraction of copper from oxidized minerals within 0.5-2 hours. Leaching of crushed ore with a solids content of 50-70% mixes well, allows for self-washing and reduces the volume of apparatus for the implementation of the process. After 5-10 minutes of leaching, the copper ore passes into the sulfide technological grade, i.e. the content of oxidized minerals in the ore is reduced to less than 30%.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека. Наиболее эффективным способом является обезвоживание фильтрованием, в частности на ленточных фильтрах.For further processing of leaching products, cake is dehydrated. The most effective way is to dehydrate by filtration, in particular on belt filters.
Для обезвоживания шламов и продуктов обогащения минерального сырья (руд, концентратов, углей и т.д.) применяется разнообразное фильтровальное оборудование, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные), обезвоживающие грохоты, дуговые сита и т.д. Продукты с крупностью 1,0-4,0 мм обезвоживаются на грохотах, фильтрующих центрифугах и ленточных вакуум-фильтрах.A variety of filtering equipment, as well as centrifuges (filtering and precipitation), dewatering screens, arc sieves, etc., are used to dewater the sludge and enrichment products of mineral raw materials (ores, concentrates, coal, etc.). Products with a particle size of 1.0-4.0 mm are dehydrated on screens, filtering centrifuges and belt vacuum filters.
Для наиболее полного извлечения меди кек выщелачивания промывается водной фазой. Промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частности на фильтрах.For the most complete copper recovery, the leach cake is washed with an aqueous phase. Washing can be carried out simultaneously with dehydration of the leaching cake, in particular on filters.
Совместная (коллективная) флотация окисленных и сульфидных минералов с предварительной сульфидизацией поверхности окисленных минералов проводится только при незначительной степени окисления руды, при содержании окисленных минералов в руде до 30%, в этом случае руда относится к технологическому типу сульфидная. Использование коллективной флотации для смешанных руд (содержание окисленных минералов от 30% до 70%) приводит к получению коллективного концентрата низкого качества, проблемам при переработке коллективного концентрата, усложнению схем флотации и невысокому извлечению. Низкие технологические результаты коллективной флотации определяются различными флотационными свойствами окисленных и сульфидных минералов меди и, соответственно, невозможностью сочетания одновременно оптимальных условий флотации окисленных и сульфидных минералов меди для получения качественного концентрата. В известных примерах применения коллективной флотации содержание окисленных минералов меди в продуктах, поступающих на флотацию, небольшое (сульфидный технологический тип руды).Joint (collective) flotation of oxidized and sulfide minerals with preliminary sulfidization of the surface of oxidized minerals is carried out only with an insignificant degree of oxidation of the ore, with the content of oxidized minerals in the ore up to 30%, in this case, the ore belongs to the sulfide technological type. The use of collective flotation for mixed ores (the content of oxidized minerals is from 30% to 70%) leads to the production of low-quality collective concentrate, problems in the processing of collective concentrate, complication of flotation schemes and low recovery. The low technological results of collective flotation are determined by the different flotation properties of oxidized and sulfide minerals of copper and, accordingly, the impossibility of combining at the same time the optimal flotation conditions of oxidized and sulfide minerals of copper to produce high-quality concentrate. In well-known examples of the application of collective flotation, the content of oxidized copper minerals in the products entering the flotation is small (sulphide technological type of ore).
Использование коллективной флотации для переработки смешанных руд Удоканского месторождения дает извлечение меди 75%. Кроме того, вследствие нестабильности содержания окисленных минералов в Удоканских рудах, возникают серьезные сложности с управлением подачей сульфидизатора - сернистого натрия, избыток или недостаток которого приводит к значительному ухудшению флотируемости минералов меди и к потерям не только окисленной, но и сульфидной меди.The use of collective flotation for processing mixed ores of the Udokan deposit yields 75% copper recovery. In addition, due to the instability of the content of oxidized minerals in the Udokan ores, serious difficulties arise in controlling the supply of a sulfidizing agent - sodium sulfide, the excess or deficiency of which leads to a significant deterioration in the floatability of copper minerals and to the loss of not only oxidized but also sulfide copper.
Выделение из кека выщелачивания минералов меди производится флотационным обогащением. Для обеспечения наилучших условий флотационного обогащения производится нейтрализации кека выщелачивания и измельчение до крупности 60-95% класса - 0,074 мм. Флотация медных минералов проводится при значении рН 8,0-11,0 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.Isolation of copper mineral leach cake is carried out by flotation enrichment. To ensure the best conditions for flotation concentration, the leaching cake is neutralized and grinded to a particle size of 60-95% of the class - 0.074 mm. Flotation of copper minerals is carried out at a pH of 8.0-11.0 to obtain copper concentrate and tailings.
Раствор жидкой фазы выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, которые ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.The solution of the liquid phase of leaching of ore and the washing water of the cake of leaching of ore to extract the copper contained in them are combined and freed from solid suspensions, which worsen the conditions for the extraction of copper and reduce the quality of the obtained cathode copper, especially when using the liquid extraction process with an organic extractant. Suspension can be released in the simplest way - clarification, as well as additional filtering.
Из объединенных растворов производится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.From the combined solutions, copper is extracted from copper-containing solutions to produce cathode copper.
Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использование этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.A modern method for extracting copper from solutions is the method of liquid extraction with an organic cation exchange extractant. Using this method allows you to selectively extract and concentrate copper. After copper reextraction from the organic extractant, electroextraction is performed to obtain cathode copper.
Образующийся при экстракции меди из сернокислых растворов рафинат содержит серную кислоту и остаточное количество меди. Для рационального использования жидкой фазы и снижения потерь меди рафинат экстракции используют для выщелачивания и промывки кека выщелачивания.The raffinate formed during the extraction of copper from sulfuric acid solutions contains sulfuric acid and a residual amount of copper. To rationally use the liquid phase and reduce copper losses, raffinate extraction is used to leach and rinse the leach cake.
Примеры реализации способа.Examples of the method.
Пример 1.Example 1
Медная сульфидно-окисленная руда Удоканского месторождения, содержащая 1,8% меди, в которых 60% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 2,5 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 50%, концентрации серной кислоты 20 г/дм3. За 2 часа выщелачивания в раствор перешло 79% окисленных минералов меди и 18% вторичных сульфидных минералов, выход кека выщелачивания составил 95%. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 70% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли кальцинированную соду. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 9,0 с использованием флотореагентов - сульфитизатора, вспенивателя и собирателя. В результате получен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 31,4%, из которого 5% находится в окисленных минералах меди, и отвальных хвостов с содержанием меди 0,13%.The sulfide-oxidized copper ore of the Udokan deposit, containing 1.8% copper, in which 60% of the copper is in the oxidized minerals, was dry crushed to a grain size of 2.5 mm, leached in a vat with stirring at a solids content of 50%, sulfuric acid concentration 20 g / dm 3 . After 2 hours of leaching, 79% of oxidized copper minerals and 18% of secondary sulfide minerals passed into the solution; the yield of leaching cake was 95%. The leach pulp was dehydrated on a vacuum filter and washed on the filter with one volume of extraction raffinate sulfate, then two volumes of water. The leach cake was ground in a mill to a fineness of 70% class - 0.074 mm. Soda ash was added to the mill to neutralize. Then, in a flotation machine, enrichment at pH 9.0 was carried out using flotation reagents — a sulfitizer, a blowing agent, and a collector. The result is a sulfide copper concentrate with a copper content of 31.4%, of which 5% is in the oxidized minerals of copper, and tailings with a copper content of 0.13%.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 1,7 г/дм3, значение рН 2,1. Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91%.The leaching liquid phase and the washings were combined and clarified. The combined liquid phase had a copper concentration of 1.7 g / dm 3 and a pH of 2.1. The extraction of copper from the solutions was carried out by mixing with a solution of the organic extractant Lix, reextraction into a solution of sulfuric acid, electroextraction of copper from a copper-containing acid solution to obtain cathode copper. Through recovery of copper from ore by the method was 91%.
Пример 2.Example 2
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 1,4% меди, в которых 50% меди находятся в окисленных минералах, дробилась сухим способом до крупности 3 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 70%, концентрации серной кислоты 40 г/дм3. За 1 час выщелачивания в раствор перешло 75% окисленных минералов меди и 19% вторичных сульфидных минералов, выход кека выщелачивания составил 96%. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на фильтре сначала одним объемом сернокислого рафината экстракции, затем двумя объемами воды. Кек выщелачивания измельчался в мельнице до крупности 60% класса - 0,074 мм. В мельницу для нейтрализации добавляли известь. Далее во флотационной машине проводили обогащение при рН 8,5 с использованием флотореагентов - сульфитизатора, вспенивателя и собирателя. В результате получен сульфидный медный концентрат с содержанием меди 29,5%, из которого 3,9% находится в окисленных минералах меди, и отвальных хвостов с содержанием меди 0,11%.The copper ore of the Chineisk deposit, containing 1.4% copper, in which 50% of the copper is in oxidized minerals, was dry crushed to a particle size of 3 mm, leached in a vat with stirring at a solids content of 70%, and a sulfuric acid concentration of 40 g / dm 3 . In 1 hour of leaching, 75% of oxidized copper minerals and 19% of secondary sulfide minerals passed into the solution; the yield of leaching cake was 96%. The leach pulp was dehydrated on a vacuum filter and washed on the filter with one volume of extraction raffinate sulfate, then two volumes of water. The leach cake was ground in a mill to a particle size of 60% class - 0.074 mm. Lime was added to the mill to neutralize. Then, in a flotation machine, enrichment was carried out at pH 8.5 using flotation reagents — a sulfitizer, a blowing agent, and a collector. The result is a sulfide copper concentrate with a copper content of 29.5%, of which 3.9% is in the oxidized minerals of copper, and tailings with a copper content of 0.11%.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Объединенная жидкая фаза имела концентрацию меди 1,4 г/дм3, значение рН 1,7. Экстракцию меди из растворов проводили перемешиванием с раствором органического экстрагента Ликс, реэкстракцией в раствор серной кислоты, электроэкстракции меди из медьсодержащего раствора кислоты с получением катодной меди. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 92%.The leaching liquid phase and the washings were combined and clarified. The combined liquid phase had a copper concentration of 1.4 g / DM 3 and a pH of 1.7. The extraction of copper from the solutions was carried out by mixing with a solution of the organic extractant Lix, reextraction into a solution of sulfuric acid, electroextraction of copper from a copper-containing acid solution to obtain cathode copper. The through recovery of copper from ore into marketable products was 92%.
Claims (8)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113940/02A RU2337159C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007113940/02A RU2337159C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2337159C1 true RU2337159C1 (en) | 2008-10-27 |
Family
ID=40042035
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007113940/02A RU2337159C1 (en) | 2007-04-16 | 2007-04-16 | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2337159C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2418872C2 (en) * | 2009-05-12 | 2011-05-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Procedure for processing mixed copper ore |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3697400A (en) * | 1971-02-17 | 1972-10-10 | American Cyanamid Co | Recovering metals by extraction with a quinaldinic acid and electrowinning from the stripped chelate |
| 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 |
| WO2005007902A1 (en) * | 2003-07-17 | 2005-01-27 | Outokumpu Technology Oy | Method for producing concentrates |
-
2007
- 2007-04-16 RU RU2007113940/02A patent/RU2337159C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3697400A (en) * | 1971-02-17 | 1972-10-10 | American Cyanamid Co | Recovering metals by extraction with a quinaldinic acid and electrowinning from the stripped chelate |
| 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 |
| WO2005007902A1 (en) * | 2003-07-17 | 2005-01-27 | Outokumpu Technology Oy | Method for producing concentrates |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2418872C2 (en) * | 2009-05-12 | 2011-05-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Procedure for processing mixed copper ore |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2085791C (en) | Hydrometallurgical process for the treatment of copper-bearing ore | |
| AU779033B2 (en) | Recovery of copper values from copper ores | |
| CN109234522B (en) | Comprehensive recovery processing method for cobalt-sulfur concentrate | |
| CN103555938A (en) | Dressing and smelting method for high-silt content copper oxide ores | |
| CN105149085B (en) | A kind of flotation acid leaching process of complicated low grade copper oxide ore | |
| MX2008000888A (en) | Integrated hydrometallurgical and pyrometallurgical processing of base-metal sulphides. | |
| CN105695745B (en) | A kind of low-grade matte slag metals resources comprehensive recycling process | |
| CN101961673A (en) | Combined dressing and smelting method for mixed copper ore | |
| RU2178342C1 (en) | Method for processing copper containing products | |
| CN116532235A (en) | Resource comprehensive utilization method of spodumene smelting slag | |
| CN117548222A (en) | Method for recovering copper and cobalt from high-oxidation-rate copper-cobalt oxysulfide ore tailings | |
| CN101792851A (en) | Recovery process of low-grade oxidizing molybdenum ore | |
| CN106282535A (en) | Method for recovering manganese by combination of cobalt-manganese multi-metal oxide ore dressing and smelting | |
| RU2336345C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulpide oxidised copper ores | |
| RU2336344C1 (en) | Method of production of cathode copper out of sulphide oxidised copper ores | |
| JP2019065341A (en) | Wet smelting method of nickel oxide ore | |
| RU2428493C1 (en) | Procedure for extaction of metals from gold containing sulphide-oxidised copper ores | |
| CN114226413A (en) | Comprehensive treatment process of lithium slag | |
| CN102134653A (en) | Separation-smelting combined process for treating difficultly separated copper-containing gold sulfide ores | |
| RU2337160C1 (en) | Method of processing of sulphide oxidised copper ores | |
| RU2337159C1 (en) | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores | |
| RU2352401C2 (en) | Method of flotation extraction of sulphide concentrate from sulphide -oxidised copper ore | |
| US4292281A (en) | Selective leaching of chloride from copper oxide minerals | |
| WO2014150710A1 (en) | System and method for recovery of metal values from metal-bearing materials through leaching | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090417 |