SU1420050A1 - Method of extracting copper from difficultly concentrated ores - Google Patents
Method of extracting copper from difficultly concentrated ores Download PDFInfo
- Publication number
- SU1420050A1 SU1420050A1 SU864117512A SU4117512A SU1420050A1 SU 1420050 A1 SU1420050 A1 SU 1420050A1 SU 864117512 A SU864117512 A SU 864117512A SU 4117512 A SU4117512 A SU 4117512A SU 1420050 A1 SU1420050 A1 SU 1420050A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- copper
- ore
- fractions
- additive
- ores
- Prior art date
Links
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 17
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 15
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 15
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 7
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract 3
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims abstract 3
- 239000010410 layer Substances 0.000 claims description 4
- 239000002344 surface layer Substances 0.000 claims description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 230000001580 bacterial effect Effects 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 241000277331 Salmonidae Species 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- 239000002894 chemical waste Substances 0.000 description 1
- 230000004069 differentiation Effects 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 230000002262 irrigation Effects 0.000 description 1
- 238000003973 irrigation Methods 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000000 metal hydroxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004692 metal hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 239000010908 plant waste Substances 0.000 description 1
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 1
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 230000008685 targeting Effects 0.000 description 1
- 239000011573 trace mineral Substances 0.000 description 1
- 235000013619 trace mineral Nutrition 0.000 description 1
- 230000003442 weekly effect Effects 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относитс к цветной металлургии И может быть использовано при получении меди из труднообогати- мых сульфидных .забалансовых руд. Цель изобретени - повышение степени извлечени меди. Способ извлечени меди из забалансовых руд включает отсыпку рудной массы, закисление серной кис- лотой и последующее выщелачивание раствором в присутствии Th ferrooxida- us с добавкой. В предложенном способе перед отсыпкой руду классифицируют по фракци м, производ т послойную отсып ку рудной массы дифференцировано по фракци м, размеща мелкую до -5 + + 0,01 мм верхним слоем при соотноше НИИ крупной к мелкой (2-3):I, В качестве добавки используют хвосты медной обогатительной фабрики. 1 табл. i V)The invention relates to non-ferrous metallurgy. And it can be used in the production of copper from refractory sulfide balance ores. The purpose of the invention is to increase the degree of copper recovery. The method of extracting copper from off-balance ores includes the dumping of the ore mass, acidification with sulfuric acid and subsequent leaching with a solution in the presence of Th ferrooxida-us with an additive. In the proposed method, before dumping, the ore is classified into fractions, layering of ore is differentiated by fractions, placing small to -5 + + 0.01 mm upper layer at the ratio of scientific research institutes of large to small (2-3): I, As an additive, the tailings of the copper processing plant are used. 1 tab. i V)
Description
f tof to
Изобретение относитс к цветной 1| еталлургии и может быть использова- о при получении меди из труднообога имых руд.The invention relates to color 1 | steel and can be used in the production of copper from hard-to-get ores.
Целью изобретени вл етс повы Ьение степени извлечени меди.The aim of the invention is to increase the degree of copper recovery.
Изобретение иллюстрируетс следующими примерами.The invention is illustrated by the following examples.
Пример 1. Тртонообогатимую забалансовую руду с содержанием |),2% меди отсыпали дифференцировано 1о крупности: снизу крупную фракцию до +5 мм, сверху отсыпали слой мелкой фракции -5 0,01 мм в соотноше- 1ИИ 3:1, в припов ерхностный слой на глубину 5-7 см внесли отходы медной |обЬгатительной фабрики в количестве j2%. Отходы медной обогатительной Ьабрики имеют следующий химический Достав: Si02 40,0; 11,0; Fe 16,8; S 14,86; Си 0,082; CaO 4,25; MgO 2,88; TiOj 0,43; Mn 0,083; Mo . Руду предварительно подвер- |гали закислению водным раствором серной кислоты (4-5 г/л) и после стабилизации рН до 2,5-3,0 проводили выщелачивание раствором, подкислен- |ным до рН 2,9, содержащим. 10-10 клеток бактерий Th ferrooxidaus Example 1. Trout-rich off-balance ore with a content of |), 2% of copper was poured differentiated into 1 coarseness: from the bottom a large fraction to +5 mm, from above poured a layer of fine fraction -5 0.01 mm in a ratio of 1: 3: 1, in a surface layer to a depth of 5–7 cm, j2% waste was deposited at the copper processing plant. Copper processing plant wastes have the following chemical waste: Si02 40.0; 11.0; Fe 16.8; S 14.86; Cu 0.082; CaO 4.25; MgO 2.88; TiOj 0.43; Mn 0.083; Mo. The ore was previously subjected to acidification with an aqueous solution of sulfuric acid (4-5 g / l) and after stabilization of the pH to 2.5-3.0, leaching was carried out with a solution acidified to a pH of 2.9 and containing. 10-10 bacterial cells Th ferrooxidaus
в 1 мл. Выщелачивание вели в режиме: 3 дн орошение и 4 дн просушка. Смену растворов производили еженедельно с внесением в раствор бактериальной культуры 5-10% от объема выщелачиваемой жидкости.in 1 ml. Leaching conducted in the mode: 3 days irrigation and 4 days of drying. The solutions were changed weekly with the addition of 5–10% of the volume of the leached liquid into the bacterial culture solution.
Руду периодически промьшали О,1 и. раствором серной кислоты дл смьша с кусков руды осевших окислов и гидроокислов выщелачиваемого металла.Ore was periodically omitted, 1 and. solution of sulfuric acid for crushing the leached metal hydroxides from the ore pieces of precipitated oxides and hydroxides.
Извлечение составило 50,8% за годExtraction was 50.8% per year.
Удельный расход кислоты составил 28j8 кг/кг Си.The specific acid consumption was 28j8 kg / kg Cu.
Пример 2. Труднообогатимую забалансовую руду с содержанием 0,2% меди отсыпали дифференцирсЛано по крупности: снизу крупную фракцию до +5 мм,сверху отсьтали слой мелкой фракции -5+0,01 мм в соотношении 2:1 ,в приповерхностный слой на глубину 5- 7 см внесли отходы медной обогатительной фабрики в количестве 2%, состава , приведенного в примере 1.Example 2. Difficult off-balance ore with a content of 0.2% copper poured differentiation by size: from the bottom a large fraction to +5 mm, from above there was a layer of small fraction -5 + 0.01 mm in the ratio 2: 1, in the surface layer to a depth of 5 - 7 cm made waste copper concentration plant in the amount of 2% of the composition shown in example 1.
Режим работы проводилс по примеру 1. Извлечение составило 41,9% в год. Удельный расход кислоты 33,1 кг /кг Си.The mode of operation was carried out according to Example 1. Extraction was 41.9% per year. The specific acid consumption is 33.1 kg / kg Ci.
Данные проведенных, исследований сведены в таблицу.The data of the studies conducted are tabulated.
Не дифференцированна руда+Not differentiated ore +
Как видно из таблицы, наилучшее выщелачивание наблюдаетс при соот ношении, крупной фракции к мелкой (3-2):1, при соотношении 1:1 проис ходит уплотнение верхних горизонтов, заиливание, в св зи с этим падает фильтраци раствора. При этом наблн - даетс снижение эффективности про цесса вьпцелачивани 34,1% за год.As can be seen from the table, the best leaching is observed when the ratio of the coarse fraction to the fine (3-2): 1, at a ratio of 1: 1, the upper horizons are compacted, silting occurs, and the filtration of the solution decreases. At the same time, a reduction in the efficiency of targeting of 34.1% per year is given.
При соотношении крупной фракции к мелкой 4:1 и 5:1 снижаетс эффективность процесса выщелачивани из- за уменьшени периода контактировани руды с вьш1елачивающим раствором.When the ratio of the coarse fraction to the fine 4: 1 and 5: 1, the efficiency of the leaching process decreases due to the reduction in the period of contact of the ore with the extra leaching solution.
Использование предложенного способа дает возможность снимать верхний слой, обедненный по содержанию выщелачиваемого металла и богатого по содержанию микроэлементйв.Using the proposed method makes it possible to remove the upper layer, depleted in content of leached metal and rich in trace elements.
Общее извлечение иеди по предложенному способу больше на 8,3-17,2% в сравнении с прототипом.The total extraction of iedi by the proposed method is 8.3-17.2% more compared to the prototype.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU864117512A SU1420050A1 (en) | 1986-06-24 | 1986-06-24 | Method of extracting copper from difficultly concentrated ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU864117512A SU1420050A1 (en) | 1986-06-24 | 1986-06-24 | Method of extracting copper from difficultly concentrated ores |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1420050A1 true SU1420050A1 (en) | 1988-08-30 |
Family
ID=21256564
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU864117512A SU1420050A1 (en) | 1986-06-24 | 1986-06-24 | Method of extracting copper from difficultly concentrated ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1420050A1 (en) |
-
1986
- 1986-06-24 SU SU864117512A patent/SU1420050A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР № 990842, кл. С 22 В 15/00, )983. Цветна металлурги , 1983, № 17, с.13-15. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA1159781A (en) | Microbiological recovery of metals | |
| US3305353A (en) | Accelerated microbiological ore extraction process | |
| US4033763A (en) | Process for recovery of selected metal values from waste waters | |
| CN101698904B (en) | Method for extracting sulfide minerals of nonferrous metals and method for recycling sulfur in extracted filtered residues thereof | |
| US11293076B2 (en) | Method for preparing iron ore concentrates by recycling copper slag tailings | |
| CN101434385A (en) | Process for extracting tellurium from copper anode mud | |
| CN108754148A (en) | A kind of processing method of cupric, manganese, cobalt, zinc, nickel heavy metal waste slag recycling | |
| Attia et al. | Bioleaching of gold pyrite tailings with adapted bacteria | |
| RU2740930C1 (en) | Pyrite cinder processing method | |
| Torma et al. | Selective bacterial leaching of a lead sulphide concentrate | |
| CN101768662A (en) | Utilization method of sulfur-containing magnetite | |
| CN113979476A (en) | A kind of method for back extraction and impurity preparation ammonium tetramolybdate product | |
| Clennell | The cyanide handbook | |
| CN102703690A (en) | Method for separating high-ferrosilicon complex zinc oxide lean ores through combined treatment | |
| SU1420050A1 (en) | Method of extracting copper from difficultly concentrated ores | |
| US20020037245A1 (en) | Method for segregating metals and minerals from one another by leaching | |
| RU2721731C1 (en) | Method of leaching and extraction of gold and silver from pyrite cinder | |
| CN1026335C (en) | Hydrometallurgical method for recovering copper from copper oxide ore | |
| RU2135298C1 (en) | Copper-zinc concentrate separation process | |
| CA1078191A (en) | Method of recovery of metal compounds and metals from nitrate solutions | |
| CN115591662B (en) | Sintering machine head dust removal ash separation process | |
| CN108411109B (en) | A Gold Tellurium Separation and Extraction Process of Tellurium Containing Gold Concentrate | |
| RU2081193C1 (en) | Method of percolation recovery of silver and gold from ores and dumps | |
| CN112934474B (en) | Method for recycling sulfur by flocculation flotation of zinc leached high-sulfur slag | |
| CN101812603A (en) | Method for improving indium grade of enriched indium slag |