RU2418872C2 - Procedure for processing mixed copper ore - Google Patents
Procedure for processing mixed copper ore Download PDFInfo
- Publication number
- RU2418872C2 RU2418872C2 RU2009117573/02A RU2009117573A RU2418872C2 RU 2418872 C2 RU2418872 C2 RU 2418872C2 RU 2009117573/02 A RU2009117573/02 A RU 2009117573/02A RU 2009117573 A RU2009117573 A RU 2009117573A RU 2418872 C2 RU2418872 C2 RU 2418872C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- copper
- ore
- leaching
- flotation
- cake
- Prior art date
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 107
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 99
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 98
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 73
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 67
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 61
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 32
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 31
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 22
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 11
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 10
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims description 9
- LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N diethyldithiocarbamic acid Chemical compound CCN(CC)C(S)=S LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 6
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 5
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 claims description 5
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims description 4
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims description 4
- 229950004394 ditiocarb Drugs 0.000 claims description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 4
- -1 aeroflot Substances 0.000 claims description 3
- 238000005352 clarification Methods 0.000 claims description 3
- 239000010665 pine oil Substances 0.000 claims description 3
- OFLNOEMLSXBOFY-UHFFFAOYSA-K trisodium;dioxido-sulfanylidene-sulfido-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].[Na+].[Na+].[O-]P([O-])([S-])=S OFLNOEMLSXBOFY-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 3
- WTEVQBCEXWBHNA-YFHOEESVSA-N neral Chemical compound CC(C)=CCC\C(C)=C/C=O WTEVQBCEXWBHNA-YFHOEESVSA-N 0.000 claims 2
- WTEVQBCEXWBHNA-UHFFFAOYSA-N Citral Natural products CC(C)=CCCC(C)=CC=O WTEVQBCEXWBHNA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- WTEVQBCEXWBHNA-JXMROGBWSA-N citral A Natural products CC(C)=CCC\C(C)=C\C=O WTEVQBCEXWBHNA-JXMROGBWSA-N 0.000 claims 1
- 229910001779 copper mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 23
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 abstract description 5
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 abstract description 4
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 16
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 16
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 12
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 9
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 8
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical group [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 8
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000047 product Substances 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 7
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 229910052569 sulfide mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 3
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 2
- 229940116901 diethyldithiocarbamate Drugs 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 235000010213 iron oxides and hydroxides Nutrition 0.000 description 2
- 239000004407 iron oxides and hydroxides Substances 0.000 description 2
- 230000002045 lasting effect Effects 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 2
- YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N sulfane sulfuric acid Chemical compound S.OS(O)(=O)=O YALHCTUQSQRCSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000566515 Nedra Species 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004833 X-ray photoelectron spectroscopy Methods 0.000 description 1
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 1
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 description 1
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009867 copper metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000855 fermentation Methods 0.000 description 1
- 230000004151 fermentation Effects 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 238000009396 hybridization Methods 0.000 description 1
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 150000002892 organic cations Chemical group 0.000 description 1
- 230000008520 organization Effects 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 238000001228 spectrum Methods 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002344 surface layer Substances 0.000 description 1
Images
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)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди, а также может быть использовано для переработки минеральных продуктов других цветных металлов.The invention relates to copper metallurgy, and in particular to methods of processing mixed (sulfide-oxidized) copper ores, as well as intermediate products, tails and slags containing oxidized and sulfide minerals of copper, and can also be used for processing mineral products of other non-ferrous metals.
Переработка медных руд ведется с применением выщелачивания или флотационного обогащения, а также по комбинированным технологиям. 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.Processing of copper ores is carried out using leaching or flotation processing, as well as using combined technologies. 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.
Для переработки смешанных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделением 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 mixed ores, technological schemes have been developed and are applied, which differ in the methods used for extracting metal from ore, methods for extracting metal from leaching solutions, the sequence of extraction methods, methods for separating solid and liquid phases, organization of phase flows and the rules for the arrangement 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, заключающийся в сухом дроблении руды до крупности 2, 4, 6 мм, выщелачивании с классификацией, последующей флотацией зернистой части руды и осаждением шламовой фракции медного концентрата губчатым железом из шламовой части руды (а.с. СССР N 45572, В03В 7/00, 31.01.36).A known method for the extraction of copper, which consists in dry crushing ore to a particle size of 2, 4, 6 mm, leaching with classification, subsequent flotation of the granular part of the ore and sedimentation of the slurry fraction of copper concentrate with sponge iron from the slurry part of the ore (A.S. USSR N 45572, V03B 7/00, 01/31/36).
Недостатком способа является невысокое извлечение меди и качество медного продукта, для повышения которого требуются дополнительные операции.The disadvantage of this method is the low extraction of copper and the quality of the copper product, to increase which additional operations are required.
Известен способ получения металлов, заключающийся в измельчении исходного материала до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимой для флотации, выщелачивании серной кислотой в присутствии железного скарба с последующим направлением твердых остатков для флотации осажденной на железном скарбе меди (DE 2602849 В1, С22В 3/02, 30.12.80).There is a method of producing metals, which consists in grinding the starting material to a particle size larger than the fraction needed for flotation, leaching with sulfuric acid in the presence of iron skar, followed by the direction of solid residues for flotation of copper deposited on iron skar (DE 2602849 B1, С22В 3/02 , 12/30/80).
Известен аналогичный способ переработки упорных окисленных медных руд профессора Мостовича (Митрофанов С.И. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов, М., Недра, 1984, стр.50), заключающийся в выщелачивании окисленных медных минералов кислотой, цементации меди из раствора железным порошком, флотации цементной меди из кислого раствора с получением медного концентрата. Способ применен для переработки упорных окисленных руд Кальмакирского месторождения на Алмалыкском горно-металлургическом комбинате.A similar method is known for processing refractory oxidized copper ores of Professor Mostovich (Mitrofanov S.I. et al. Combined processes for processing non-ferrous metal ores, M., Nedra, 1984, p. 50), which consists in leaching oxidized copper minerals with acid, cementing copper from solution iron powder, flotation of cement copper from an acid solution to obtain a copper concentrate. The method is used for processing refractory oxidized ores of the Kalmakir deposit at the Almalyk mining and smelting plant.
Недостатками этих способов является высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скарба, который вступает в реакцию с кислотой, при этом увеличивается расход как серной кислоты, так и железного скарба; низкое извлечение меди цементацией железным скарбом и флотацией цементных частиц. Способ не применим для переработки смешанных руд и флотационного выделения сульфидных медных минералов.The disadvantages of these methods is the high cost of implementation in connection with the use of iron belongings, which reacts with acid, while increasing the consumption of both sulfuric acid and iron belongings; low copper recovery by fermentation with iron stock and flotation of cement particles. The method is not applicable for the processing of mixed ores and flotation separation of sulfide copper minerals.
Наиболее близким к заявленному способу по технической сути является способ переработки сульфидно-окисленных медных руд (Патент РФ №2337159 приоритет 16.04.2007), включающий дробление и измельчение руды до крупности 1,0-4,0 мм, выщелачивание в течение 0,5-2,0 часов измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 50-70%, обезвоживание и промывку кека выщелачивания, его измельчение, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды, освобождение от твердых взвесей и извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из измельченного кека выщелачивания в щелочной среде с реагентом-регулятором с получением флотационного концентрата.Closest to the claimed method in technical essence is a method of processing sulfide-oxidized copper ores (RF Patent No. 2337159 priority 04/16/2007), including crushing and grinding of ore to a particle size of 1.0-4.0 mm, leaching for 0.5- 2.0 hours of crushed ore with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-40 g / dm 3 with stirring, the solids content of 50-70%, dehydration and washing of the leach cake, its grinding, combining the liquid phase of the leaching of ore with the washing water of the ore leaching cake, releasing from solid to stars and extracting copper from a copper-containing solution to obtain cathode copper and flotation of copper minerals from crushed leaching cake in an alkaline medium with a reagent-regulator to obtain a flotation concentrate.
Недостатками способа являются большой расход реагентов-регуляторов среды для проведения флотации в щелочной среде, недостаточно высокое извлечение меди при флотации из-за оксидных медных минералов, поступающих после выщелачивания крупных частиц, экранирования минералов меди реагентом-регулятором среды, большой расход собирателей для флотации.The disadvantages of the method are the high consumption of reagents-regulators of the environment for flotation in an alkaline environment, the insufficiently high copper recovery during flotation due to oxide copper minerals entering after leaching of large particles, the screening of minerals of copper by the reagent-regulator of the medium, and the high consumption of collectors for flotation.
В изобретении достигается технический результат, заключающийся в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение.The invention achieves the technical result, which consists in increasing the extraction of copper from ore into commercial products, reducing the consumption of reagents for flotation, increasing the speed of flotation, reducing the cost of grinding.
Указанный технический результат достигается способом переработки смешанных медных руд, включающим дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительностью 10-60 минут, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.The specified technical result is achieved by a method of processing mixed copper ores, including crushing and grinding ore, leaching the crushed ore with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-40 g / dm 3 with stirring, the solids content of 10-70%, lasting 10-60 minutes, dehydration and washing ore leaching cake, combining the liquid ore leaching phase with wash water, leaching cake, releasing the combined copper-containing solution from solid suspensions, extracting copper from the copper-containing solution with the preparation of cathode copper and flotation of copper minerals from the leach cake at a pH of 2.0-6.0 to obtain a flotation concentrate.
Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что измельчение руды ведут до крупности составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм до 50-70% класса минус 0,074 мм.Particular cases of using the invention are characterized by the fact that ore grinding is carried out to a particle size of from 50-100% class minus 0.1 mm to 50-70% class minus 0.074 mm.
Также промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.Also leaching cake leaching is carried out simultaneously with its dehydration by filtration.
Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.In addition, the combined copper-containing solution is freed from solid suspensions by clarification.
Предпочтительно флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.Preferably, flotation is carried out using several of the following collectors: xanthate, sodium diethyldithiocarbamate, sodium dithiophosphate, aeroflot, pine oil.
Также извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.Also, the extraction of copper from a copper-containing solution is carried out by liquid extraction and electrolysis.
Кроме того, рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.In addition, the extraction raffinate resulting from liquid extraction is used to leach ore and to wash the leach cake.
А также отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.And also the spent electrolyte formed during electrolysis is used to leach ore and to flush the leach cake.
Скорость и эффективность выщелачивания минералов меди из руды зависит от крупности частиц руды: чем меньше крупность частиц, тем минералы более доступны для выщелачивания, быстрее и в большей степени растворяются. Для выщелачивания измельчение руды осуществляется до крупности немного больше, чем для флотационного обогащения, т.е. от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм, так как после выщелачивания размер частиц уменьшается. Содержание класса крупности при измельчении руды зависит от минерального состава руды, в частности от степени окисленности минералов меди.The speed and efficiency of leaching copper minerals from ore depends on the particle size of the ore: the smaller the particle size, the minerals are more accessible for leaching, faster and more dissolved. For leaching, ore is crushed to a larger size than for flotation, i.e. from 50-100% of the class minus 0.1 mm, to 50-70% of the class minus 0.074 mm, since after leaching the particle size decreases. The content of the size class when grinding ore depends on the mineral composition of the ore, in particular on the oxidation state of copper minerals.
После выщелачивания руды осуществляется флотация минералов меди, эффективность которой также зависит от крупности частиц - плохо флотируются крупные частицы и самые мелкие частицы - шламы. При выщелачивании измельченной руды шламовые частицы полностью выщелачиваются, а наиболее крупные уменьшаются в размерах, в результате крупность частиц без проведения дополнительного измельчения соответствует крупности материала требуемой для эффективной флотации частиц минералов.After ore leaching, copper minerals are flotated, the effectiveness of which also depends on the particle size - large particles are poorly floated and the smallest particles - sludge. When the crushed ore is leached, the sludge particles are completely leached, and the largest are reduced in size, as a result, the particle size without additional grinding corresponds to the material size required for efficient flotation of mineral particles.
Перемешивание при выщелачивании измельченной руды обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, при этом увеличивается извлечение меди в раствор и уменьшается продолжительность процесса.Stirring during leaching of the crushed ore provides an increase in the rate of mass transfer of physicochemical processes, while increasing the extraction of copper in solution and reducing the duration of the process.
Выщелачивание измельченной руды эффективно проводится при содержании твердой фазы от 10 до 70%. Увеличение содержания руды при выщелачивании до 70% позволяет повысить производительность процесса, концентрацию серной кислоты, создает условия для трения частиц между собой и их измельчения, а также позволяет уменьшить объем аппаратов для выщелачивания. Выщелачивание при высоком содержании руды приводит к высокой концентрация меди в растворе, что снижает движущую силу растворения минералов и скорость выщелачивания, по сравнению с выщелачиванием при низком содержании твердой фазы.Leaching of ground ore is effectively carried out with a solids content of 10 to 70%. An increase in the ore content during leaching up to 70% allows to increase the productivity of the process, the concentration of sulfuric acid, creates conditions for the friction of particles between themselves and their grinding, and also reduces the volume of apparatus for leaching. Leaching at a high ore content leads to a high concentration of copper in the solution, which reduces the driving force of the dissolution of minerals and the leaching rate, compared to leaching at a low solids content.
Выщелачивание руды крупностью минус 0,1-0,074 мм раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм3 в течение 10-60 минут позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов и вторичных сульфидов меди. Скорость растворения окисленных минералов меди в растворе серной кислоты концентрации 10-40 г/дм3 высокая. После выщелачивания измельченной смешанной медной руды продолжительностью 5-10 минут содержание труднофлотируемых окисленных минералов в руде значительно снижается и составляет менее 30%, таким образом она переходит в технологический сорт сульфидная. Извлечение минералов меди, оставшихся в кеке выщелачивания, можно производить в режиме флотации сульфидных минералов. В результате сернокислотного выщелачивания измельченной смешанной медной руды практически полностью растворяются окисленные минералы меди и до 60% вторичные сульфиды меди. Содержание меди в кеке выщелачивания и нагрузка на флотационное обогащение кека выщелачивания значительно снижаются и соответственно снижается и расход флотореагентов - собирателей.Leaching of ore with a particle size of minus 0.1-0.074 mm with a solution of sulfuric acid with a concentration of 10-40 g / dm 3 for 10-60 minutes allows to obtain high copper recovery from oxidized minerals and secondary copper sulfides. The dissolution rate of oxidized copper minerals in a solution of sulfuric acid concentration of 10-40 g / DM 3 high. After leaching of crushed mixed copper ore lasting 5-10 minutes, the content of hard-to-oxidize oxidized minerals in the ore is significantly reduced and is less than 30%, so it goes into the sulfide technological grade. The extraction of copper minerals remaining in the leach cake can be carried out in the flotation mode of sulfide minerals. As a result of sulfuric acid leaching of crushed mixed copper ore, oxidized copper minerals and up to 60% secondary copper sulfides are almost completely dissolved. The copper content in the leach cake and the load on the flotation concentration of the leach cake are significantly reduced and, accordingly, the consumption of flotation reagents - collectors.
Предварительная сернокислотная обработка сульфидно-окисленных медных руд позволяет не только удалить труднофлотируемые окисленные минералы меди, но и очистить поверхность сульфидных минералов от окислов и гидроокислов железа, изменить состав поверхностного слоя таким образом, что флотируемость минералов меди повышается. Методом рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии установлено, что в результате сернокислотной обработки сульфидов меди происходит изменение элементного и фазового состава поверхности минералов, влияющее на их флотационное поведение - содержание серы повышается в 1,44 раза, меди в 4 раза, а содержание железа снижается в 1,6 раза. Соотношение фаз серы на поверхности после сернокислотной обработки вторичных сульфидов меди существенно изменяется: доля элементной серы возрастает с 10 до 24 % от общей серы, доля сульфатной серы - с 14 до 25 % (см. чертеж: спектры серы S2p (тип гибридизации электронных орбиталей, характеризующийся определенной энергией связи) поверхности сульфидов меди, А - без обработки, Б - после сернокислотной обработки, 1 и 2 - сера в сульфидах, 3 - элементная сера, 4, 5 - сера в сульфатах). С учетом повышения общей серы на поверхности минералов содержание элементной серы возрастает в 3,5 раза, сульфатной серы в 2,6 раза. Исследования состава поверхности также показывают, что в результате сернокислотной обработки содержание оксида железа Fе2О3 на поверхности снижается и увеличивается содержание сульфата железа, снижается содержание сульфида меди Cu2S и возрастает содержание сульфата меди.Preliminary sulfuric acid treatment of sulfide-oxidized copper ores allows not only to remove hard-to-oxidize oxidized copper minerals, but also to clean the surface of sulfide minerals from iron oxides and hydroxides, to change the composition of the surface layer so that the floatability of copper minerals increases. By the method of X-ray photoelectron spectroscopy, it was found that as a result of the sulfuric acid treatment of copper sulfides, the elemental and phase composition of the surface of minerals changes, affecting their flotation behavior - the sulfur content increases 1.44 times,
Таким образом, при выщелачивании измельченной смешанной медной руды происходит изменение состава поверхности сульфидных минералов меди, влияющего на их флотационные качества, в частности:Thus, during the leaching of crushed mixed copper ore, the surface composition of copper sulfide minerals changes, affecting their flotation qualities, in particular:
- повышается содержание на поверхности сульфидных минералов меди элементной серы, обладающей гидрофобными свойствами, что позволяет снизить расход собирателей для флотации медных сульфидных минералов;- increases the content on the surface of sulfide minerals of copper of elemental sulfur, which has hydrophobic properties, which reduces the consumption of collectors for flotation of copper sulfide minerals;
- поверхность минералов меди очищается от оксидов и гидрооксидов железа, экранирующих поверхность минералов, поэтому уменьшается взаимодействие минералов с собирателем.- the surface of copper minerals is cleaned of iron oxides and hydroxides that shield the surface of the minerals, so the interaction of minerals with the collector is reduced.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека выщелачивания, которое может быть объединено с промывкой кека выщелачивания, например, на ленточных фильтрах, от содержащейся во влаге кека меди. Для обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды применяется разнообразное фильтровальное оборудование, например фильтрующие центрифуги и ленточные вакуум-фильтры, а также осадительные центрифуги и т.д.For further processing of leaching products, the leaching cake is dehydrated, which can be combined with leaching of the leaching cake, for example, on belt filters, from the moisture contained in the copper cake. A variety of filtering equipment is used to dewater and rinse the ore leach cake, for example, filter centrifuges and belt vacuum filters, as well as precipitation centrifuges, etc.
Раствор выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, так как они 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 ore leach solution and the ore leach cake washings to extract the copper contained in them are combined and freed from solid suspensions, since they worsen the conditions for copper extraction 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 осветленного медьсодержащего раствора выщелачивания руды и промывки кека выщелачивания производится экстракция меди с получением катодной меди. Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь в растворе. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.Copper is extracted from the clarified copper-containing ore leaching solution and leaching of the leaching cake to obtain cathode copper. A modern method for extracting copper from solutions is the method of liquid extraction with an organic cation exchange extractant. Using this method, selectively extract and concentrate copper in solution. After copper reextraction from the organic extractant, electroextraction is performed to obtain cathode copper.
При жидкостной экстракции меди из сернокислых растворов органическим экстрагентом образуется рафинат экстракции, который содержит 30-50 г/дм3 серной кислоты и 2,0-5,0 г/дм3 меди. Для снижения расхода кислоты на выщелачивание и потерь меди, а также рационального водооборота в технологической схеме рафинат экстракции используют для выщелачивания и для промывки кека выщелачивания. При этом концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.During the liquid extraction of copper from sulfuric acid solutions with an organic extractant, an extraction raffinate is formed, which contains 30-50 g / dm 3 of sulfuric acid and 2.0-5.0 g / dm 3 of copper. To reduce the acid consumption for leaching and copper losses, as well as rational water circulation in the technological scheme, the extraction raffinate is used for leaching and for leaching the leaching cake. In this case, the concentration of sulfuric acid in the residual moisture of the leach cake increases.
При электролизе меди из очищенных от примесей, например железа, и концентрированных при жидкостной экстракции медьсодержащих растворов образуется отработанный электролит, с концентрацией 150-180 г/дм3 серной кислоты и 25-40 г/дм3 меди. Так же как и рафинат экстракции использование отработанного электролита для выщелачивания и промывки кека выщелачивания позволяет снизить расход свежей кислоты на выщелачивание, потери меди, и рационально использовать водную фазу в технологической схеме. При использовании отработанного электролита на промывку концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.When copper is electrolyzed from purified impurities, such as iron, and concentrated by liquid extraction of copper-containing solutions, a spent electrolyte is formed with a concentration of 150-180 g / dm 3 of sulfuric acid and 25-40 g / dm 3 of copper. As well as extraction raffinate, the use of spent electrolyte for leaching and washing the leach cake reduces the consumption of fresh acid for leaching, copper loss, and it is rational to use the aqueous phase in the technological scheme. When using spent electrolyte for washing, the concentration of sulfuric acid in the residual moisture of the leach cake increases.
Измельчение после выщелачивания для флотационного выделения минералов меди не требуется, так как в процессе выщелачивания частицы уменьшаются в размерах и крупность кека выщелачивания соответствует флотационной 60-95% класса минус 0,074 мм.Grinding after leaching for flotation separation of copper minerals is not required, since during the leaching, the particles are reduced in size and the size of the leaching cake corresponds to a flotation of 60-95% of the class minus 0.074 mm.
В России для флотационного обогащения медных минералов используют щелочную среду, что определяется преимущественным применением в качестве собирателей ксантогенатов, которые, как известно, разлагаются в кислых условиях, и, в некоторых случаях, необходимостью депрессии пирита. Для регулирования среды при щелочной флотации в промышленности чаще всего применяют известковое молоко как наиболее дешевый реагент, позволяющий повысить рН до сильнощелочных значений. Поступающий в пульпу флотации с известковым молоком кальций в некоторой степени экранирует поверхность минералов, что снижает их флотируемость, повышает выход продуктов обогащения и снижает их качество.In Russia, an alkaline medium is used for flotation enrichment of copper minerals, which is determined by the predominant use of xanthogenates as collectors, which are known to decompose under acidic conditions, and, in some cases, the need for pyrite depression. To regulate the environment during alkaline flotation, lime milk is most often used in industry as the cheapest reagent, which allows raising the pH to strongly alkaline values. Calcium entering the flotation pulp with milk of lime to some extent screens the surface of the minerals, which reduces their floatability, increases the yield of enrichment products and reduces their quality.
При переработке смешанных медных руд Удоканского месторождения измельченная руда после сернокислотной обработки промывается от ионов меди кислым рафинатом экстракции, отработанным электролитом и водой. В результате влага кеков выщелачивания имеет кислую среду. Для последующей флотации медных минералов в щелочных условиях необходима промывка большим расходом воды и нейтрализация большим расходом извести, что увеличивает затраты на переработку. Поэтому целесообразно флотационное обогащение сульфидных медных минералов после сернокислотного выщелачивания осуществлять в кислой среде, при значении рН 2,0-6,0 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.During the processing of mixed copper ores of the Udokan deposit, the crushed ore after sulfuric acid treatment is washed from copper ions with an acid extraction raffinate, spent electrolyte and water. As a result, the moisture of the leach cake has an acidic environment. For the subsequent flotation of copper minerals in alkaline conditions, washing with a large flow rate of water and neutralization with a large flow rate of lime are necessary, which increases the cost of processing. Therefore, it is advisable to flotation enrichment of sulfide copper minerals after sulfuric acid leaching to carry out in an acidic environment, at a pH of 2.0-6.0 to obtain copper concentrate and tailings.
Исследованиями показано, что в основной флотации медных минералов из кеков сернокислотного выщелачивания при снижении значения рН содержание меди в концентрате основной флотации постепенно повышается с 5,44% (рН 9) до 10,7% (рН 2) при уменьшении выхода с 21% до 10,71% и снижении извлечения с 92% до 85% (таблица 1).Studies have shown that in the main flotation of copper minerals from sulphate leaching cakes, when the pH value decreases, the copper content in the main flotation concentrate gradually increases from 5.44% (pH 9) to 10.7% (pH 2) with a decrease in yield from 21% to 10.71% and a decrease in recovery from 92% to 85% (table 1).
При контрольной флотации чем ниже значение рН, тем содержание меди в концентрате, выход и извлечение больше. Выход концентрата контрольной флотации в кислой среде большой (18,36%), с повышением значения рН выход этого концентрата снижается до 7%. Извлечение меди в суммарный концентрат основной и контрольной флотации во всем диапазоне исследованных значений рН практически одинаково и составляет около 95%. Извлечение флотацией при более низком значении рН выше по сравнению с извлечением меди при более высоком значении рН, что объясняется большим выходом в концентраты в кислых условиях флотации.During control flotation, the lower the pH value, the higher the copper content in the concentrate, the yield and recovery. The yield of the control flotation concentrate in an acidic medium is large (18.36%), with an increase in the pH value, the yield of this concentrate decreases to 7%. The extraction of copper in the total concentrate of the main and control flotation in the entire range of the studied pH values is almost the same and is about 95%. Flotation recovery at a lower pH is higher than copper recovery at a higher pH, due to the large yield in concentrates under acidic flotation conditions.
После сернокислотной обработки руды скорость флотации сульфидных медных минералов повышается, время основной и контрольной флотации составляет всего 5 мин в отличие от времени флотации руды -15-20 мин. Скорость флотации сульфидов меди значительно больше, чем скорость разложения ксантогената при низких значениях рН. Лучшие результаты флотационного обогащения достигаются использованием нескольких собирателей из ряда бутиловый ксантогенат калия, дитиофосфат натрия, диэтилдитиокарбамат натрия (ДЭДТК), аэрофлот, сосновое масло.After sulfuric acid ore treatment, the flotation rate of sulfide copper minerals increases, the time of the main and control flotation is only 5 minutes, in contrast to the ore flotation time of -15-20 minutes. The flotation rate of copper sulfides is much greater than the rate of decomposition of xanthate at low pH values. The best flotation enrichment results are achieved using several collectors from a number of potassium butyl xanthate, sodium dithiophosphate, sodium diethyl dithiocarbamate (DEDTA), aeroflot, pine oil.
По остаточной концентрации ксантогената после взаимодействия с сульфидами меди экспериментально определено, что на поверхности минералов, подвергнутых сернокислотной обработке, ксантогената сорбируется в 1,8÷2,6 раза меньше, чем на поверхности без обработки. Этот экспериментальный факт согласуется с данными возрастания содержания элементной серы на поверхности сульфидов меди после сернокислотной обработки, что, как известно, повышает ее гидрофобность. Исследования пенной флотации вторичных сульфидов меди показали (автореферат диссертации «Физико-химические основы комбинированной технологии переработки медных руд Удоканского месторождения» Крылова Л.Н.»), что сернокислотная обработка приводит к повышению извлечения меди в концентрат на 7,2÷10,1%, выхода твердой фазы на 3,3÷5,5% и содержания меди в концентрате на 0,9÷3,7%.According to the residual concentration of xanthate after interaction with copper sulfides, it was experimentally determined that 1.8 x 2.6 times less xanthogenate is adsorbed on the surface of minerals subjected to sulfuric acid treatment than on the surface without treatment. This experimental fact is consistent with the data on the increase in elemental sulfur content on the surface of copper sulfides after sulfuric acid treatment, which, as is known, increases its hydrophobicity. Studies of the foam flotation of secondary copper sulfides showed (abstract of the dissertation “Physicochemical Foundations of Combined Technology for Processing Copper Ores of the Udokan Deposit” Krylova LN ”) that sulfuric acid treatment leads to an increase in copper recovery in concentrate by 7.2–10.1% a solid phase yield of 3.3 ÷ 5.5% and a copper content in concentrate of 0.9 ÷ 3.7%.
Изобретение поясняется примерами реализации способа:The invention is illustrated by examples of the method:
Пример 1Example 1
Смешанная медная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, из которых 46,2% находятся в окисленных минералах меди, дробилась, измельчалась до крупности 90% класса минус 0,1 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, исходной концентрации серной кислоты 20 г/дм3 с поддержанием концентрации серной кислоты на уровне 10 г/дм3 в течение 30 минут. Для выщелачивания использовался рафинат экстракции и отработанный электролит. Кек выщелачивания обезвоживался на вакуумном фильтре и промывался на ленточном фильтре рафинатом экстракции и водой.Mixed copper ore of the Udokan deposit, containing 2.1% copper, of which 46.2% are in oxidized copper minerals, was crushed, crushed to a particle size of 90% of the class minus 0.1 mm, leached in a vat with stirring at a solids content of 20% , the initial concentration of sulfuric acid 20 g / DM 3 while maintaining the concentration of sulfuric acid at 10 g / DM 3 for 30 minutes. For leaching, extraction raffinate and spent electrolyte were used. The leach cake was dehydrated on a vacuum filter and washed on a belt filter with extraction raffinate and water.
Флотационное обогащение кека сернокислотного выщелачивания проводили при рН 5,0 с использованием в качестве собирателей бутилового ксантогената калия и диэтилдитиокарбамата натрия (ДЭДТК) в количестве на 16% меньше, чем для флотации измельченного кека выщелачивания медной руды крупностью 1-4 мм. В результате флотационного обогащения извлечение меди в суммарный сульфидный медный концентрат составило 95,1%. Известь для флотационного обогащения не использовалась, которая при щелочной флотации кека выщелачивания расходуется в количестве до 1200 г/т руды.Flotation enrichment of the sulfuric acid leach cake was carried out at pH 5.0 using potassium butyl xanthate and sodium diethyl dithiocarbamate (DEDTA) as collectors in an amount 16% less than for flotation of the crushed copper leaching cake of copper ore with a particle size of 1-4 mm. As a result of flotation enrichment, the recovery of copper in the total sulfide copper concentrate was 95.1%. Lime for flotation concentration was not used, which in alkaline flotation of leaching cake is consumed in an amount of up to 1200 g / t of ore.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX 984N, электролизом меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,4%.The leaching liquid phase and the washings were combined and clarified. The extraction of copper from solutions was carried out with a solution of the organic extractant LIX 984N, and cathode copper was obtained by copper electrolysis from a copper-containing acid solution. Through recovery of copper from ore by the method amounted to 91.4%.
Пример 2Example 2
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 1,4% меди, в которых 54,5% находятся в окисленных минералах меди, дробилась и измельчалась до крупности 50% класса минус 0,074 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, исходной концентрации серной кислоты 40 г/дм3 с использованием отработанного электролита. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на ленточном фильтре сначала отработанным электролитом и рафинатом экстракции, затем водой. Кек выщелачивания без доизмельчения обогащали флотацией при рН 3,0 с использованием ксантогената и аэрофлота с расходом (общий расход 200 г/т) более низким, чем при флотации руды (расход собирателя 350-400 г/т). Извлечение меди в сульфидный медный концентрат составило 94,6%.The copper ore of the Chineisk deposit, containing 1.4% copper, in which 54.5% are in oxidized copper minerals, was crushed and ground to a particle size of 50% class minus 0.074 mm, leached in a vat with stirring at a solids content of 60%, the initial concentration sulfuric acid 40 g / dm 3 using a spent electrolyte. The leach pulp was dehydrated on a vacuum filter and washed on a belt filter, first with spent electrolyte and extraction raffinate, then with water. The leach cake without regrinding was enriched by flotation at pH 3.0 using xanthate and aeroflot with a flow rate (total flow rate of 200 g / t) lower than with ore flotation (collector flow rate of 350-400 g / t). The recovery of copper in sulfide copper concentrate was 94.6%.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды кека выщелачивания объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 90,3%.The leaching liquid phase and leaching cake washings were combined and clarified. The extraction of copper from solutions was carried out with a solution of the organic extractant LIX, cathode copper was obtained by electroextraction of copper from a copper-containing acid solution. The through extraction of copper from ore into commercial products amounted to 90.3%.
Claims (8)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (en) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Procedure for processing mixed copper ore |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (en) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Procedure for processing mixed copper ore |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2009117573A RU2009117573A (en) | 2010-11-20 |
| RU2418872C2 true RU2418872C2 (en) | 2011-05-20 |
Family
ID=44058019
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009117573/02A RU2418872C2 (en) | 2009-05-12 | 2009-05-12 | Procedure for processing mixed copper ore |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2418872C2 (en) |
Citations (6)
| 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 |
| RU2337159C1 (en) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores |
-
2009
- 2009-05-12 RU RU2009117573/02A patent/RU2418872C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| 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 |
| RU2337159C1 (en) * | 2007-04-16 | 2008-10-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный институт стали и сплавов" (технологический университет) | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2009117573A (en) | 2010-11-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2016204728B2 (en) | Method for the Extraction and Recovery of Vanadium | |
| RU2350396C2 (en) | Method of flotation concentration of cake of sulphuric acid leaching of copper ore | |
| AU2001267220B2 (en) | Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method | |
| CN1126498A (en) | Recovery of metals from sulphidic material | |
| CN103555938A (en) | Dressing and smelting method for high-silt content copper oxide ores | |
| AU2001267220A1 (en) | Production of zinc oxide from acid soluble ore using precipitation method | |
| US8900535B2 (en) | Production of zinc sulphate concentrates from a dilute zinc sulphate solution | |
| JP2010229542A (en) | Method for separating pyrite from copper-containing materials | |
| RU2428493C1 (en) | Procedure for extaction of metals from gold containing sulphide-oxidised copper ores | |
| JP5774374B2 (en) | Method for separating arsenic mineral from copper-containing material containing arsenic mineral | |
| 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 | |
| US4292281A (en) | Selective leaching of chloride from copper oxide minerals | |
| EP0067619B1 (en) | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit | |
| RU2352401C2 (en) | Method of flotation extraction of sulphide concentrate from sulphide -oxidised copper ore | |
| RU2443791C1 (en) | Conditioning method of cyanide-containing reusable solutions for processing of gold-copper ores with extraction of gold and copper and regeneration of cyanide | |
| RU2439177C2 (en) | Processing method of sulphide-oxidated copper ores with copper and silver extraction | |
| RU2337160C1 (en) | Method of processing of sulphide oxidised copper ores | |
| RU2418872C2 (en) | Procedure for processing mixed copper ore | |
| CN114350945B (en) | Separation and recovery method for three-phase matters of wet smelting molybdenum back extraction of uranium molybdenum ore | |
| RU2337159C1 (en) | Method of processing of sulphide-oxidised copper ores | |
| CN115338027A (en) | Dressing and smelting combined method for improving recovery rate of copper-cobalt mixed ore with fluctuation of oxidation rate | |
| CN115921099B (en) | Comprehensive recovery method of copper-molybdenum ore containing copper oxide | |
| RU2802606C1 (en) | Method for preparing a bacterial oxidation product for hydrometallurgical processing | |
| RU2802041C1 (en) | Method for preparing a bacterial oxidation product for hydrometallurgical processing (options) |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160513 |