UA128234C2 - Спосіб видобування металів з поліметалічних конкрецій - Google Patents
Спосіб видобування металів з поліметалічних конкрецій Download PDFInfo
- Publication number
- UA128234C2 UA128234C2 UAA202103390A UAA202103390A UA128234C2 UA 128234 C2 UA128234 C2 UA 128234C2 UA A202103390 A UAA202103390 A UA A202103390A UA A202103390 A UAA202103390 A UA A202103390A UA 128234 C2 UA128234 C2 UA 128234C2
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- leaching
- stage
- precipitation
- result
- solution
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 40
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 26
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 26
- 230000008569 process Effects 0.000 title claims abstract description 24
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title abstract description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims abstract description 15
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 4
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 4
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 claims abstract 5
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 100
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims description 30
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 26
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 23
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 20
- 239000008346 aqueous phase Substances 0.000 claims description 15
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 13
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 7
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000000197 pyrolysis Methods 0.000 claims description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 4
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L hydroxy(oxo)manganese;manganese Chemical compound [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 2
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 abstract description 9
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 4
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 abstract 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 15
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 15
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 11
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- OTMSDBZUPAUEDD-UHFFFAOYSA-N Ethane Chemical class CC OTMSDBZUPAUEDD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 2
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 2
- 229940075933 dithionate Drugs 0.000 description 2
- 238000000921 elemental analysis Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 229910052702 rhenium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 2
- QKMGIVQNFXRKEE-UHFFFAOYSA-L sodium;copper(1+);3-[(n-prop-2-enyl-c-sulfidocarbonimidoyl)amino]benzoate Chemical compound [Na+].[Cu+].[O-]C(=O)C1=CC=CC(NC([S-])=NCC=C)=C1 QKMGIVQNFXRKEE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 101150119033 CSE2 gene Proteins 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 101100007792 Escherichia coli (strain K12) casB gene Proteins 0.000 description 1
- HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N Lithium ion Chemical compound [Li+] HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 239000011260 aqueous acid Substances 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 239000010406 cathode material Substances 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010908 decantation Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 1
- 239000012633 leachable Substances 0.000 description 1
- 238000000622 liquid--liquid extraction Methods 0.000 description 1
- 229910001416 lithium ion Inorganic materials 0.000 description 1
- IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L manganese dihydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Mn+2] IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- OKVGBKABWITJQA-UHFFFAOYSA-L manganese dithionate Chemical compound [Mn+2].[O-]S(=O)(=O)S([O-])(=O)=O OKVGBKABWITJQA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229940099596 manganese sulfate Drugs 0.000 description 1
- 239000011702 manganese sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000007079 manganese sulphate Nutrition 0.000 description 1
- SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L manganese(II) sulfate Chemical compound [Mn+2].[O-]S([O-])(=O)=O SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000037361 pathway Effects 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0407—Leaching processes
- C22B23/0415—Leaching processes with acids or salt solutions except ammonium salts solutions
- C22B23/043—Sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/04—Obtaining nickel or cobalt by wet processes
- C22B23/0453—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B23/0461—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods
- C22B23/0469—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical methods by chemical substitution, e.g. by cementation
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B47/00—Obtaining manganese
- C22B47/0018—Treating ocean floor nodules
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B47/00—Obtaining manganese
- C22B47/0018—Treating ocean floor nodules
- C22B47/0045—Treating ocean floor nodules by wet processes
- C22B47/0054—Treating ocean floor nodules by wet processes leaching processes
- C22B47/0063—Treating ocean floor nodules by wet processes leaching processes with acids or salt solutions
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Ocean & Marine Engineering (AREA)
- Oceanography (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Цей винахід стосується способу видобування дорогоцінних металів з поліметалічних конкрецій. Розкритий двохетапний процес з використанням SO2 в кислому водному середовищі. На першому етапі, який здійснюють в помірно кислих умовах, розчиняють Мn, Ni і Co; на другому, більш кислому, етапі розчиняють Сu. У цих умовах продукт вилуговування першого етапу містить більшу частину Мn, Ni і Co, але майже не містить Сu, Ni і Co осаджуються у вигляді сульфідів; Мn можна виділити у вигляді сульфату шляхом кристалізації. Сu, що вилуговують на другому етапі, селективно осаджують також у вигляді сульфіду.
Description
Цей винахід стосується способу видобування дорогоцінних металів з поліметалічних конкрецій. Поліметалічні конкреції, які також називають глубоководними марганцевими конкреціями, являють собою конкреції гірничих порід, утворені концентричними шарами гідроксидів заліза і марганцю на дні океанів.
На сьогоднішній день найбільш економічно цікаві конкреції були виявлені в зоні розломів
Кларіон-Кліппертон (ССЕ2). Конкреції в цій чопі звичайно містять 27 95 Мп, 1,3 Фо Мі, 1,1 95 Си, 0,2 90 Со, 6 95 Ее, 6,5 95 Зі і З 95 АІ. ІншИМИ елементами, які становлять економічний інтерес, є 7п, Мо і рідкоземельні елементи.
З семидесятих років були досліджені численні методи обробки поліметалічних конкрецій.
Недавній всеосяжний огляд доступних методів можна знайти в статті І. Абгатоуєхкі еї аї., дошигпаї ої Спетіса! Тесппоіоду апа МеїаїЇшгау, 52, 2, 2017, 258-269.
Компанії Кеппесой і ІМСО робили спроби розробки виробничих процесів. Компанією
Кеппесой був розроблений аміачний процес Купріона, тоді як кілька компаній розробили гідрометалургійні процеси в сульфатних, хлоридних і, зовсім недавно, нітратних середовищах.
Компанія ІМСО дослідила пірометатургічний процес з отриманням штейна. Порівняно нещодавно було запропоновано виробництво сплаву. Жоден з цих способів не просунувся далі експериментальних масштабів.
Процес Купріона стикається з проблемами, поважаними з низьким видобуванням Со, повільним відновленням конкрецій газоподібним СО і низькою цінністю марганецьвмісного залишку. Сульфатні процеси, розроблені на основі латеритних процесів, а яких використовують вилуговування в автоклаві для виділення Мп і Ре із залишку від вилуговування, стикаються з технологічними проблемами при вилуговуванні, а також з незадовільною валоризацією Мп. Інші процеси на основі сульфатів призводять до величезної витрати реагентів і/або неминучому одержанню сульфату амонію. Хлоридні і нітратні шляхи реакцій вимагають великих енергетичних витрат на регенерацію реагентів пірогідролізом і піролізом. Сушіння конкрецій перед пірометалургійною обробкою також призводить до високих енерговитрат.
Розкритий процес призначений для вирішення цих проблем з використанням перевірених і масштабованих технологій вилуговування. Цей процес включає використання 502 як вилуговувальний засіб.
У цьому контексті слід зазначити, що в 5 3,906.075 розкритий одноетапний процес вилуговування з використанням 50: і сірчаної кислоти. Одночасно вилуговують Мп, Мі, Со і Си.
Цей документ також ілюструє кристалізацію марганцю у вигляді Мпи5О4 з подальшим його розкладанням до оксиду, в результаті чого утворюється 502 для повторного використання на етапі вилуговування. Си необхідно видобувати з єдиного потоку продукту вилуговування.
Звичайно використовуєшся рідинно-рідинна екстракція, незважаючи на значну вартість і складність цього процесу з урахуванням оброблюваних обсягів.
В аналогічному контексті, в 05 4,138,465 розкрито, то селективність між Мі, Мп, Со в порівнянні з Си може бути досягнута в добре контрольованих умовах вилуговування, зокрема, при використанні дозованої кількості 5О2, яку подають у вигляді сірчистої кислоти на етап вилуговування. Примітно, то селективність досягається тільки тоді, коли матеріал тонко подрібнений до 100 мені (0,149 мм) або дрібніше, Мп, Мі і Со вилуговуються першими, залишаючи Си-вмісний залишок, який відокремлюють і піддають другою етапу вилуговування з використанням суміші 5О» і МНз. Цей процес не є особливо надійним з промислової точки зору, оскільки точна кількість сірчистої кислоти, необхідна для розчинення Мі, Мп і Со, залишаючи при цьому недоторканою Си, залежить під вмісту металу в матеріалі, який неминуче змінюється.
Будь-яке відхилення від оптимальних умов призведе до забруднення потоків продукту вилуговування або до утворення залишку, що потребує подальшої обробки.
Метою цього винаходу є надання способу, який забезпечує селективність між Мп, Мі і Со в порівнянні з Си, надійним в промисловому відношенні шляхом. Цього можна домогтися з використанням двохетапного вилуговування.
Фіг. 1 ілюструє цей спосіб. Основними окремими процесами є:
Ї1: Перше вилуговування;
РІ1:1 Перше осадження. 2: Друге вилуговування;
Рг: Друге осадження.
Також показані факультативне повторне подавання металвмісної водної фази (8) на перший стан вилуговування (11) і факультативне транспортування надлишку реагенту (12) на перший етап вилуговування (І 1). Ці можливі варіанти показані пунктирними лініями.
Розкритий спосіб видобування металів Мп, Мі, Со і Си з поліметалічних конкрецій (1) бо включає етапи вилуговування згаданих металів з використанням 5О2-вмісного газу як вилуговувальний засіб в кислих водних умовах, і характеризується тим, що вилуговування здійснюють за двохетапним процесом, який включає такі етапи: перше вилуговування (І 1), при якому основна частина Мп, Мі і Со розчиняється в результаті контактування конкрецій з першою кількістю 5О2-вмісного газу (10) в першому кислому водному розчині (11) сірчаної кислоти при рН від 2 до 4, в результаті чого одержують перший вилуговувальний розчин (2) і перший залишок (3) від вилуговування, які розділяють; і друге вилуговування (12), при якому основна частина Си розчиняється в результаті контактування першою залишку (3) від вилуговування з другою кількістю 5О2-вмісного газу (12) у другому кислому водному розчині сірчаної кислоти (13) при рН менше ніж 1,5, в результаті чого одержують другий вилуговувальний розчин (4) і другий залишок (5), які розділяють.
Перший етап вилуговування здійснюють в помірно кислих умовах шляхом взаємодії конкрецій (1) з 5О»2 у розчині (11) розведеної сірчаної кислоти. Це призведе до розчинення більшої частини Мп, Со і Мі, тоді як Си залишиться головним чином в залишку (3). Значення рн від 2 до 4 досягають дозуванням сірчаної кислоти у водному розчині (11), або 50», факультативно присутнього в 5О: (10), або водної металвмісної фази (8), яку факультативно повторно подають з етапу другого осадження (Ра).
Другий етап вилуговування здійснюють при значеннях рН, які відповідають більшій кислотності, шляхом взаємодії першою залишку (3) від вилуговування з 50» у розчині (13) розведеної сірчаної кислоти. Це призведе до вичерпання залишку (3) і, зокрема, розчинення Си.
Значення рН менше ніж 1,5 досягають дозуванням сірчаної кислоти у водному розчині (13), або 5Оз, факультативно присутнього в 5О5 (12).
В цьому підході використовують помірно кислі умови на першому етапі (11), забезпечуючи розчинення більшої частини Мп, Со і Мі з одночасним запобіганням розчиненню Си. Цей перший вилуговувальний розчин (2) переважно містить менше ніж 0,2 г/л Си або менше ніж 10 95 Си у конкреціях; більш переважно він містить менше ніж 0,1 г/л Си або менше ніж 595 Си у конкреціях. Завдяки відсутності скільки-небудь значної кількості Си, перший етап (РІ) осадження призводить до одержання осаду Со і Мі, який майже не містить Си. Більшу частину
Си, разом із залишковою кількістю Мп, Мі, Со, а також Бе, розчиняють на другому, більш кислому, етапі (12) вилуговування.
Другий залишок (5) виявляється виснаженим за вмістом придатних для вилуговування металів. Він буде в основному містити менш цінні мінерали, такі як кремнезем і глинозем.
Слід зазначити, що стехіометричний надлишок 5О2 може бути корисним для збільшення виходу і покращення кінетики на етапах вилуговування (11, І 2). Точно так само стехіометричний надлишок сульфідів може бути корисним для збільшення виходу і кінетики реакцій осадження в
РІ.
Вислів "основна частина", коли він стосується елемента, означає масову частку цього елемента, що перевищує 50 95 по відношенню до його загальної кількості, яка подається в процес.
Відповідно до варіанта здійснення цього винаходу, якому віддається перевага, згаданий спосіб також включає етап: перше осадження (РІ) Мі і Со з першого вилуговувального розчину (2) і використанням першого засобу (14) осадження сульфідів при рН від 2 до 4, в результаті чого одержують Мп- вмісну водну фазу (6) і Мі- і Со-вмісну тверду фазу (7), які розділяють. Перший засіб (14) осадження сульфідів переважно являє собою Нг5.
Осадження сульфідів дійсно є селективним по відношенню до Мі і Со, але будь-яка кількість
Си також неминуче буде випадати в осад. Низький вміст Си у розчині гарантує одержання концентрованого продукту Мі ії Со, який майже не містить Си. Такий продукт придатний для застосувань, в яких Си є небажаною, наприклад, для виробництва катодних матеріалів для літій-іонних акумуляторів.
Відповідно до варіанта здійснення нього винаходу, якому віддається перевага, згаданий спосіб також включає етани: друге осадження (Рг) Си з другого вилуговувального розчину (4) з використанням другого засобу (15) осадження сульфідів при рН під 0,5 до 1,5, в результаті чого одержують металвмісну водну фазу (8) і Си-вмісну тверду фазу (9), які розділяють; і повторне подавання основної частини металвмісної водної фази (8) на перший етап (11) вилуговування для використання як перший кислий водний розчин (11). Другий засіб (15) осадження сульфідів переважно являє собою Ногз і або суміш елементарної сірки і 5О».
Си може бути селективно осаджена з одержаного другого вилуговувального розчину (4), залишаючи таким чином Мп, Мі, Со, а також Ее, у вигляді розчинених речовин у металвмісній бо водній фазі (8).
Повторне подавання цієї металвмісної водної фази (8) на перший етап (1) вилуговування має декілька переваг. Як описано вище, більша частина залишкової кількості металів Мп, Мі і
Со, яка не вилугована на першому етапі (11), буде розчинена на більш кислому другому етапі (2) вилуговування. Ці три видобуті метали будуть повторно подані на першу стадію (11) вилуговування і надійдуть у перший вилуговувальний розчин (2). Таким чином, перевагою цього варіанта здійснення цього винаходу є збільшений вихід. Ще більш виражене підвищення виходу досягається для ГЕе, зокрема, оскільки Ге головним чином розчиняється на другому етапі (1-2) вилуговування. Ре йде шляхом Мп, що є вигідним, оскільки обидва елементи знаходять широке застосування у сталеливарній промисловості. Ще одна перевага полягає в тому, що металвмісна водна фаза (8), яка повторно подається, забезпечує принаймні частину кислоти, яка споживається конкреціями на першому етапі (1) вилуговування. Значення рН другого вилуговувального розчину (4) переважно не має бути нижче 0,5 у випадку повторного подавання, оскільки у іншому випадку може бути перевищена потреба в кислоті на першому етапі (1) вилуговування.
Вислів "основна частина", коли він стосується потоку, означає масову частку цього потоку, яка перевищує 50 95.
Відповідно до варіанта здійснення цього винаходу, якому віддається перевага, згаданий спосіб також включає етапи: кристалізація Мп і Мп-вмісної фази (б) шляхом нагрівання і/або випарювання води, в результаті чого одержують Мп-вмісну тверду речовину, яку відділяють; піроліз Мп-вмісної твердої речовини шляхом нагрівання при температурі вище ніж 550 "С, переважно вище ніж 850 "С, в результаті чого одержують оксид марганцю і 5О2-вмісний газ, який відділяють; і повторне подавання 5О2-вмісного газу на один або обидва етапи (І 1, 1/2) вилуговування для використання як вилуговувальний засіб (10, 12).
Переважно кристалізувати розчинений марганець у вигляді сульфату і/або дитіонату, і піддавати його піролізу, в результаті чого одержують суміш 50: і 5Оз, придатну для повторного подавання на етапи вилуговування. Розкладання може початися при 550 "С при додавання відновлювача, такого як вугілля; у іншому випадку необхідна температура не менше ніж 850 "С.
Мп являє собою найбільш поширений метал в типових конкреціях. Тому повторне подавання сірки, присутньої в сульфаті і/або дитіонаті марганцю, значною мірою задовільних потреби етапів вилуговування.
Відповідно до варіанта здійснення цього винаходу, якому віддається перевага, надлишок
ЗОг-вмісного газу подають як вилуговувальний засіб (12) на другий етап (1-2) вилуговування, в результаті чого одержують потік непрореагованого 5О2 для використання як вилуговувальний засіб (10) на першому етапі (І 1) вилуговування.
Спеціаліст у цій галузі легко визначить кількості кислоти і диоксиду сірки, необхідні на етапах вилуговування, на основі стехіометрії відповідно до нижченаведеними реакціями. У варіанті здійснення цього винаходу, якому віддають перевагу, стехіометричний надлишок 502 вводять тільки на другому етапі (12) вилуговування. Цей надлишок буде залишати реактор другого етапу (12) вилуговування. Його спрямовують на перший етап (І 1) вилуговування.
Відповідно до варіанта здійснення цього винаходу, якому віддається перевага, ЗО2-вмісний газ також містить 505.
Під 5О2-вмісним газом мається на увазі газ, який містить значну кількість 50», переважно більш ніж 10 95 (об'єми.), більш переважно більш ніж 40 95 (об'ємн.). У іншому випадку об'єм
ЗОг-вмісного газу, який необхідно закачати на етапах вилуговування, може виявитися економічно недоцільним. Інші основні компоненти згаданого газу можуть містити М» і продукти згорання палива, яке використовують на етапі піролізу Мп-вмісної твердої речовини.
Суміш 50» і 5Оз може бути одержана із зовнішнього джерела, наприклад, при спалюванні сірки. У цьому конкретному випадку згадана суміш буде головним чином містити 505 і тільки слідові кількості 503.
Необхідна кількість 5О2 головним чином визначається стехіометрією вилуговування. На першому етапі вилуговування при рН від 2 до 4 основна частина кожного з Мі, Мп і Со реагує відповідно до:
МпО2-502-Мпи5Ох і МпОг-2502--Мпо52Ов;
МіО-Нг504-2МіЗО4- НО;
СоО-Нг5045-Со504-Н2О.
Що стосується сировини для процесу, то більша частина Мі, Мп і Со вилуговується. Си залишається головним чином в першому залишку разом із невеликими кількостями Мі, Мп ї Со.
На другому етапі вилуговування при рН нижче 1,5 розчиняються майже всі нерозчинені Мі, Мп і
Со, а також Си відповідно до:
МпО2-502-иМп50Ох і МпО2--2502-Мп52Обв;
МіО-Нг504-2МіЗО4- НО;
СоО-Нг505--Со504-НгоО;
СиОзНг505-Си5оО2-НгО.
Що стосується сировини для процесу, то більша частина міді вилуговується. На цьому етапі видобуваються незначні кількості Мі, Мп і Со, які залишилися в першому залишку. Таким чином, другий залишок збіднений Мі, Ми, Со і Си.
При факультативному піролізі суміш 5О: і 5Оз одержують відповідно до реакцій:
Мп505-МпО2-505;
Мп52О6-МпО»--2505; 2502-02-2505.
Деякі домішки, такі як Ма, К ії Мо, можуть накопичуватися з часом, коли процес здійснюється безперервно з використанням повторною подавання. Ця проблема вирішена відомим методом шляхом створення відводимого потоку, з обмеженням тим самим частки кількості, яку повторно подають, до рівня дещо менше ніж 100 95. Відводимий потік оброблюють окремо для видалений домішок, однак він також буде містити деякі сірковмісні сполуки. Ця втрата сірки відносно невелика, але її можна компенсувати додаванням 502, 5Оз або сірчаної кислоти із зовнішніх джерел.
Приклад 1
Цей Приклад ілюструє двохетапний процес вилуговування без повторною подавання металвмісної водної фази (8). Тому перший етап (11) вилуговування здійснювали у по суті чистому водному кислотному розчині.
На першому етані (І 1) вилуговування 1 кг (сухих) подрібнених конкрецій, які мають середній діаметр частинок (050) 100 мкм, імітували з 3,9 л слабкокислого розчину, який містить 18 г/л
НгЗОх. Суспензію безперервно перемішували (500 об/хв), і нагрівали до 95 "С. Протягом 1,5 год у суспензію вводили газоподібний 5О2 у загальній кількості 550 г. В кінці реакції і після досягнення рН З суспензію фільтрували. Залишок (3) повністю промивали водою, і сушили.
На другому етапі (12) вилуговування залишок (3) репульпували у 1,52 л води. Суспензію безперервно перемішували (500 об/хв) і нагрівній до 80 С. Протягом 1,5 год до суспензії поступово додавали 5052 у кількості 400 г ї Н»5Охї у кількості 150 г. Ефективно витрачалося приблизно 100 і газоподібного 502. В кінці реакції і після досягнення рН 0,9 суспензію фільтрували. Залишок (5) повністю промивали водою, і сушили.
Фільтрат (2) першого етапу вилуговування обробляли для осадження Мі і Со (Р1). Для цього фільтрат доводили до 80 "С, і безперервно перемішували (300 об/хв), продуваючи аргон над поверхнею рідини. Для 3,9 л фільтрату необхідно 363 мл Мазн (34 г 5/л) для осадження Мі і бо (тобто стехіометрична потреба для Мі, Со, Си і 2п становить 160 95). МазН повільно додавали зі швидкістю 2 г/хв. Суспензію фільтрували, тверді частинки промивали водою, і сушили у вакуумній печі при 40 "С.
Фільтрат (4) другого етапу вилуговування обробляли аналогічним чином для осадження Си (Р2). Для нього фільтрат нагрівали до 60"С, і безперервно перемішували (300 об/хв), продуваючи аргон над поверхнею рідини. Си осаджували шляхом повільною додавання 162 мл
Мазн (34 г 5/л) до 1,75 л фільтрату (тобто стехіометрична потреба для Си становить 160 9б5) зі швидкістю 2 г/хв. Суспензію фільтрували, тверді частинки промивали водою, і сушили у вакуумній печі при 40 70.
Металічний склад і кількість різних фільтратів і залишків наведені в Таблиці 1А. Виходи наведені в Таблиці 18.
Таблиця 1А
Елементний аналіз потоків відповідно до Прикладу 1 . , Фо (мас.) (тверді речовини) або г/л (рідини) 1 | Конкрецї | 1000 / ( | 29 | 13 |025| 12 / 62 | 63 | 27 2 | Філоетрат | | 476 | 53 | 23 | 0461003 29 | 0 | 02
З | Залишок | 440 | | 92 | 0561009 27 | 11 | 14 | 55 4 | Фільтра | .ЙиЙ//7/7С/С/| 18 | 1 | 05 52 | 17 | 0 | 15 | Залишок | 290 | 10 1009/0021 033 42 | 22 | 79 6 | Філетрат | | 467 | 53 | 0 | 0 | 0 | з | о | 023 7 | Залишок | 25 | | 710 | 43 | 9 | 0 | з | 0 | о 8 | Філетрат | | 209 | 18 | 11 | 05 00 17 | 00 | 15
І 9 | Залишок | 16 | | 0 | о | о | 66 | о | о | о
Таблиця 18
Вихід залежно від кількості, яка підводиться на етапах вилуговування, відповідно до Прикладу 1 11111111 86 | 811 85| 1 | 22 | 0 | 4 паз | 717 | з | 91 1 595 | 0 | за
На першому етапі вилуговування Мп, Мі і Со вибірково вилуговувались у зіставленні з Си 5 (відповідно 86 95, 81 95 і 85 95 проти 1 90). Таким чином, перший вилуговувальний розчин (2) майже не містив Си. Це вигідно, оскільки деяка кількість Си неминуче буде осаджуватися навіть раніше, ніж Мі і Со, на першому стані (РІ) осадження сульфідів. Таким чином одержували чистий сульфід Мі і Со.
На другому етапі (Р2) осадження сульфідів вірне дозування сульфідів легко забезпечувало селективне осадження Си, толі як Со і Мі залишались у розчині. Таким чином одержували чистий сульфід міді.
Приклад 2
Цей приклад ілюструє двохетапний процес вилуговування з повторним подаванням металвмісної водної фази (8). Тому перший етап (11) вилуговування здійснювали у водному кислотному розчині, який також містить значні кількості розчинених речовин. Вважається, що процес протікає безперервно і що умови рівноваги досягнуті.
На першому етапі вилуговування (І 1) 1 кг (сухих) подрібнених конкрецій, які мають середній діаметр частинок (050) 100 мкм, імітували з 2,09 л фільтрату (8) з Рг, до якого додавали 1,81 л води. Суспензію безперервно перемішували (500 об/хв) і нагрівали до 95 "С. Протягом 1,5 год. в реактор вводили газоподібний 50: у загальній кількості 550 г. В кінці реакції і після досягнення рН З суспензію відділяли декантуванням.
Залишок (3) від вилуговування, який містить твердий осад як такий і просочувальний розчин, відповідно помічені як 35 і ЗІ у Таблиці 2А, подавали на другий етап вилуговування. Продукт, що захоплюється через злив, йшов на перший етап осадження.
На другому етапі (12) вилуговування у залишок (3) від вилуговування додавали 0,22 л води.
Суспензію безперервно перемішували (500 об/хв) і нагрівали до 80 "С. Протягом 1,5 год у суспензію поступово вводять 5О2 у кількості 400 г ії Н25О4 у кількості 150 г. Ефективно витрачалося приблизно 100 г газоподібного 5О2. В кінці реакції і після досягнення рН 0,9 суспензію фільтрували. Залишок (5) повністю промивали водою, і сушили.
Фільтрат (2) першого етапу вилуговування обробляли для осадження Мі і Со (Р1). Для цього фільтрат доводили до 80 "С і безперервно перемішували (300 об/хв), продуваючи аргон над поверхнею рідини. Для 3,11 л фільтрату необхідно 428 мл МазнН (34 г 5/л) для осадження Мі і
Со (тобто стехіометрична погреба для Мі, Со, Си і 7п становила 16095). МазнН повільно додавали зі швидкістю 2 г/хв. Суспензію фільтрувати, тверді частинки промивали водою, і сушили у вакуумній печі при 40 "С.
Фільтрат (4) другого етапу вилуговування обробляли аналогічним чином для осадження Си (Р2). Для цього фільтрат нагрівали до 60С і безперервно перемішували (300 об/хв), продуваючи аргон над поверхнею рідини. Си осаджували шляхом повільного додавання 163 мл
Мазн (34 і 5/л) до 2,09 л фільтрату (тобто стехіометрична потреба для Си становила 100 9б5) зі швидкістю 1 г/хв. Суспензію фільтрували, тверді частинки промивали водою, і сушили у вакуумній печі при 40 "С. Металвмісну водну фазу (8) повторно використовували на першому етапі вилуговування.
Металічний склад і кількість річних фільтратів і залишків наведені в Таблиці 2А. Виходи наведені в Таблиці 2В.
Таблиця 2А
Елементний аналіз потоків відповідно до Прикладу 2 . , Фо (мас.) (тверді речовини) або г/л (рідини) 1 | Конкрецї | 1000 | | 29 | 13 |025| 12 | 62 | 63 | 27 2 | Фільетват | | ЗЛ! | 92 | 41 | 0781003 160 0 | з
З5 | Залишж | 440 | | 92 | 0561009 27 | 11 | 14 | 559
З | Фільетват | | 7,56 | 92 | 41 | 0781003 160 0 | з 4 | Фільетват | | 209 | 87 | 41 | 073| 52 | 29 | 0 | 25 5 | Залишокк | 290 | | 10 |009| 0021/0933 42 | 22 | 79 6 | Фільетват | | ЗМ! | 91 | 0 | 0 | о | 15 | 0 |155 7 | Залишж | 32 | | 9 | 40 | 8 | 0 8 | 0 | о 8-11| Фільтрат | | 209 | 87 | 41 |073| 00 29 | 00 | 25 9 | Залишок | 16 | | 0 | о | о | 66 | о | о | о
Таблиця 28
Вихід залежно від кількості, яка підводиться па етапах вилуговування, відповідно до Прикладу 2 11111111 86 | 81 | 85 | 1 | 22 | 0 | 4 паз | 17 | з | 91 1 595 | о | 12
Приклад 2 демонструє переваги використання повторного подавання у порівнянні з двохетапним вилуговуванням без повторного подавання відповідно до Прикладу 1: збільшені загальні (1412) виходи для Мп, Мі ії Со, які досягають відповідно 99 95, 98 95 і 98 со; підвищене добування Ре, зокрема, завдяки другому етапу вилуговування, в результаті чого загальне добування (І 1-іІ 2) становить 81 95; зменшення витрати кислоти, оскільки кислота, необхідна на першому етапі вилуговування, забезпечується металвмісною водною фазою (8), яка повторно подається.
Claims (8)
1. Спосіб видобування металів Мп, Мі, Со і Си з поліметалічних конкрецій (1), який включає етапи вилуговування згаданих металів з використанням 5О2-вмісного газу як вилуговувального засобу в кислих водних умовах, який відрізняється тим, що вилуговування здійснюють за двохетапним процесом, який включає такі етапи: перше вилуговування (11), при якому основна частина Мп, Мі ї Со розчиняється в результаті контактування конкрецій з першою кількістю ЗО2-вмісного газу (10) в першому кислому водному розчині сірчаної кислоти (11) при рН від 2 до 4, в результаті чого одержують перший вилуговувальний розчин (2) і перший залишок (3) від вилуговування, які розділяють; і друге вилуговування (12), при якому основна частина Си розчиняється в результаті контактування першого залишку (3) від вилуговування з другою кількістю 5О2-вмісного газу (12) у другому кислому водному розчині сірчаної кислоти (13) при рН менше ніж 1,5, в результаті чого одержують другий вилуговувальний розчин (4) і другий залишок (5), які розділяють.
2. Спосіб за п. 1, який додатково включає етап першого осадження (Р!) Мі і Со з першого вилуговувального розчину (2) з використанням першого засобу (14) осадження сульфідів при рН від 2 до 4, в результаті чого одержують Мп- вмісну водну фазу (б) і Мі- і Со-вмісну тверду фазу (7), які розділяють.
3. Спосіб за п. 2, який відрізняється тим, що згаданий перший засіб (14) осадження сульфідів являє собою Нгб5.
4. Спосіб за будь-яким з пп. 1-3, який додатково включає етапи: друге осадження (Р2) Си з другого вилуговувального розчину (4) з використанням другого засобу (15) осадження сульфідів при рН від 0,5 до 1,5, в результаті чого одержують металовмісну водну фазу (8) і Си-вмісну тверду фазу (9), які розділяють; і повторне подавання основної частини металовмісної водної фази (8) на перший етап (11) вилуговування для використання як першого кислого водного розчину сірчаної кислоти (11).
5. Спосіб за п. 4, який відрізняється тим, що згаданий другий засіб (15) осадження сульфідів являє собою Но5 і/або суміш елементарної сірки і 5О».
6. Спосіб за будь-яким з пп. 2-5, який додатково включає етапи: кристалізація Мп з Мп-вмісної водної фази (б) шляхом нагрівання і/або випарювання води, в результаті чого одержують Мп-вмісну тверду речовину, яку відділяють; піроліз Мп-вмісної твердої речовини шляхом нагрівання при температурі вище ніж 850 "С, в результаті чого одержують оксид марганцю і 5О2-вмісний газ, який відділяють; і повторне подавання 5О2-вмісного газу на один або обидва етапи (І 1, І 2) вилуговування для використання як вилуговувального засобу (10, 12).
7. Спосіб за п. б, який відрізняється тим, що надлишок 5О2-вмісного газу подають як вилуговувальний засіб на другий етап (12) вилуговування, в результаті чого одержують потік ЗО», який не прореагував, для використання як вилуговувального засобу на першому етапі (І 1) вилуговування.
8. Спосіб за будь-яким з пп. 1-7, який відрізняється тим, що 5О2-вмісний газ також містить 503. ї з ня ї Я ; і вт рр М В Ві пек ро ; ї і . хі : ро З т я ї 1 сі х ї ї вої ! : ; й Кос снитя лися лит, пох пол чім тки фо жов ї Н ен ! Ж Е
Фіг.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| EP18215028 | 2018-12-21 | ||
| PCT/EP2019/084306 WO2020126632A1 (en) | 2018-12-21 | 2019-12-10 | Process for the recovery of metals from polymetallic nodules |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA128234C2 true UA128234C2 (uk) | 2024-05-15 |
Family
ID=64755355
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UAA202103390A UA128234C2 (uk) | 2018-12-21 | 2019-12-10 | Спосіб видобування металів з поліметалічних конкрецій |
Country Status (23)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20220074018A1 (uk) |
| EP (1) | EP3899070B1 (uk) |
| JP (1) | JP7368474B2 (uk) |
| KR (1) | KR20210105406A (uk) |
| CN (1) | CN113227417B (uk) |
| AU (1) | AU2019407237B2 (uk) |
| BR (1) | BR112021011975B1 (uk) |
| CA (1) | CA3123948C (uk) |
| CL (1) | CL2021001626A1 (uk) |
| CO (1) | CO2021007930A2 (uk) |
| CU (1) | CU24632B1 (uk) |
| DK (1) | DK3899070T3 (uk) |
| EA (1) | EA202191426A1 (uk) |
| ES (1) | ES2935478T3 (uk) |
| GE (1) | GEP20237516B (uk) |
| HU (1) | HUE060458T2 (uk) |
| MX (1) | MX2021007273A (uk) |
| PE (1) | PE20211537A1 (uk) |
| PL (1) | PL3899070T3 (uk) |
| RS (1) | RS63803B1 (uk) |
| UA (1) | UA128234C2 (uk) |
| WO (1) | WO2020126632A1 (uk) |
| ZA (1) | ZA202105104B (uk) |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112266096B (zh) * | 2020-09-30 | 2021-09-21 | 中南大学 | 一种采用多重平行场流分离硫化重金属沉淀的方法 |
| WO2023188489A1 (ja) * | 2022-03-31 | 2023-10-05 | Ｊｘ金属株式会社 | 金属浸出方法及び金属回収方法 |
| JP7349592B1 (ja) * | 2022-03-31 | 2023-09-22 | Ｊｘ金属株式会社 | 金属浸出方法及び金属回収方法 |
Family Cites Families (19)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3218161A (en) * | 1961-02-27 | 1965-11-16 | Sherritt Gordon Mines Ltd | Process for the precipitation of metal values from solutions |
| DE2150785C2 (de) * | 1971-10-12 | 1973-07-12 | Preussag Ag | Verfahren zur Gewinnung eines Manganoxidkonzentrats,von metallischem Kupfer,Nickel und Kobalt aus Manganerzen |
| FR2262699B1 (uk) * | 1974-02-28 | 1976-12-10 | Commissariat Energie Atomique | |
| CA1077725A (en) * | 1975-02-27 | 1980-05-20 | Kohur N. Subramanian | Process for obtaining metal values by leaching raw sea nodules |
| US4110400A (en) * | 1977-08-01 | 1978-08-29 | Amax Inc. | Selective precipitation of nickel and cobalt sulfides from acidic sulfate solution |
| US4138465A (en) | 1977-12-13 | 1979-02-06 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Selective recovery of nickel, cobalt, manganese from sea nodules with sulfurous acid |
| JPS5558340A (en) * | 1978-10-27 | 1980-05-01 | Kemetaru Corp | Method of recovering valuable metals from marine manganese lump |
| US4208379A (en) * | 1979-04-04 | 1980-06-17 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Recovery of metals from Atlantic sea nodules |
| JPS56119743A (en) * | 1980-02-25 | 1981-09-19 | Agency Of Ind Science & Technol | Reduction leaching treatment of manganese nodule |
| FR2533587A1 (fr) * | 1982-09-27 | 1984-03-30 | Commissariat Energie Atomique | Procede de traitement de minerais complexes de manganese, en particulier de nodules manganiferes |
| JPS63137128A (ja) * | 1986-11-27 | 1988-06-09 | Agency Of Ind Science & Technol | マンガン団塊の酸処理法 |
| CA2212378A1 (en) * | 1995-02-17 | 1996-08-22 | Baker Hughes Incorporated | Copper precipitation process |
| FI121713B (fi) * | 2009-06-26 | 2011-03-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| WO2007092994A1 (en) * | 2006-02-15 | 2007-08-23 | Andreazza Consulting Pty Ltd | Processing of laterite ore |
| JP2011074406A (ja) * | 2009-09-29 | 2011-04-14 | Jx Nippon Mining & Metals Corp | 貴金属含有金属硫化物からの有価物回収方法 |
| CN102358919B (zh) | 2011-11-02 | 2013-06-05 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 从海底金属矿中提取有价金属的方法 |
| AP2016009302A0 (en) * | 2013-12-03 | 2016-06-30 | Univ Queensland | Copper processing method |
| JP6495780B2 (ja) * | 2015-08-13 | 2019-04-03 | Ｊｘ金属株式会社 | リチウムイオン電池の処理方法 |
| CN107435100B (zh) * | 2017-07-07 | 2019-03-19 | 北京盖雅环境科技有限公司 | 一种从含锌、铜、钴、镍的废催化剂中回收金属的方法 |
-
2019
- 2019-12-10 UA UAA202103390A patent/UA128234C2/uk unknown
- 2019-12-10 PE PE2021000915A patent/PE20211537A1/es unknown
- 2019-12-10 AU AU2019407237A patent/AU2019407237B2/en active Active
- 2019-12-10 EA EA202191426A patent/EA202191426A1/ru unknown
- 2019-12-10 CN CN201980083866.4A patent/CN113227417B/zh active Active
- 2019-12-10 GE GEAP201915666A patent/GEP20237516B/en unknown
- 2019-12-10 BR BR112021011975-2A patent/BR112021011975B1/pt active IP Right Grant
- 2019-12-10 DK DK19813877.8T patent/DK3899070T3/da active
- 2019-12-10 EP EP19813877.8A patent/EP3899070B1/en active Active
- 2019-12-10 CA CA3123948A patent/CA3123948C/en active Active
- 2019-12-10 CU CU2021000050A patent/CU24632B1/es unknown
- 2019-12-10 WO PCT/EP2019/084306 patent/WO2020126632A1/en active Application Filing
- 2019-12-10 US US17/415,865 patent/US20220074018A1/en active Pending
- 2019-12-10 PL PL19813877.8T patent/PL3899070T3/pl unknown
- 2019-12-10 KR KR1020217022781A patent/KR20210105406A/ko active Search and Examination
- 2019-12-10 HU HUE19813877A patent/HUE060458T2/hu unknown
- 2019-12-10 MX MX2021007273A patent/MX2021007273A/es unknown
- 2019-12-10 RS RS20221132A patent/RS63803B1/sr unknown
- 2019-12-10 ES ES19813877T patent/ES2935478T3/es active Active
- 2019-12-10 JP JP2021535799A patent/JP7368474B2/ja active Active
-
2021
- 2021-06-17 CO CONC2021/0007930A patent/CO2021007930A2/es unknown
- 2021-06-17 CL CL2021001626A patent/CL2021001626A1/es unknown
- 2021-07-20 ZA ZA2021/05104A patent/ZA202105104B/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL3899070T3 (pl) | 2023-01-02 |
| ZA202105104B (en) | 2023-01-25 |
| US20220074018A1 (en) | 2022-03-10 |
| ES2935478T3 (es) | 2023-03-07 |
| MX2021007273A (es) | 2021-07-15 |
| JP7368474B2 (ja) | 2023-10-24 |
| CN113227417A (zh) | 2021-08-06 |
| KR20210105406A (ko) | 2021-08-26 |
| EA202191426A1 (ru) | 2021-10-05 |
| HUE060458T2 (hu) | 2023-03-28 |
| CN113227417B (zh) | 2023-04-18 |
| WO2020126632A1 (en) | 2020-06-25 |
| CO2021007930A2 (es) | 2021-06-21 |
| PE20211537A1 (es) | 2021-08-16 |
| CL2021001626A1 (es) | 2022-01-07 |
| CA3123948C (en) | 2024-04-23 |
| EP3899070B1 (en) | 2022-10-12 |
| CU20210050A7 (es) | 2022-01-13 |
| AU2019407237A1 (en) | 2021-07-08 |
| JP2022514634A (ja) | 2022-02-14 |
| BR112021011975A2 (pt) | 2021-09-08 |
| BR112021011975B1 (pt) | 2023-05-02 |
| CU24632B1 (es) | 2022-12-12 |
| DK3899070T3 (da) | 2022-12-05 |
| AU2019407237B2 (en) | 2023-12-07 |
| GEP20237516B (en) | 2023-06-26 |
| EP3899070A1 (en) | 2021-10-27 |
| RS63803B1 (sr) | 2023-01-31 |
| CA3123948A1 (en) | 2020-06-25 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110343859B (zh) | 用于萃取贵元素、贱元素和稀有元素的处理工艺 | |
| US8585991B2 (en) | Method for recovering indium, silver, gold and rare, precious and base metals from complex oxide and sulfide ores | |
| BR102018012930B1 (pt) | Processo de tratamento hidrometalúrgico para a extração de elementos preciosos, de base e raros | |
| AU2013362874B2 (en) | Method for producing a solid scandium-containing material of enhanced scandium content | |
| UA128234C2 (uk) | Спосіб видобування металів з поліметалічних конкрецій | |
| CN108138258B (zh) | 从含砷材料中除砷的方法 | |
| JPS5983731A (ja) | 亜鉛および鉛含有硫化鉱から亜鉛および鉛を分離回収する方法 | |
| EP3421627A1 (en) | Method for recovering scandium | |
| JP7016463B2 (ja) | テルルの回収方法 | |
| JP2023511350A (ja) | 異種のシェール鉱石からのバナジウム抽出 | |
| CN104846216B (zh) | 一种复杂铜钼矿的处理方法 | |
| US8974753B2 (en) | Precipitation of zinc from solution | |
| AU2014360655B2 (en) | Process for producing refined nickel and other products from a mixed hydroxide intermediate | |
| US3357821A (en) | Process for extracting metal values | |
| CA2949580A1 (en) | Process for selective acid leaching nickel and cobalt from a mixed hydroxide intermediate | |
| WO2012034255A1 (zh) | 一种提取被脉石包裹的金的方法 | |
| US3980752A (en) | Precipitation of nickel, cobalt, lead sulphides in presence of iron oxides or hydroxides | |
| US10364159B2 (en) | Process and systems for regenerating alkali process streams | |
| EA041255B1 (ru) | Способ извлечения металлов из полиметаллических конкреций | |
| US295887A (en) | Teeeitoey | |
| US3098707A (en) | Uranium ore-carbonate leach process involving addition of chlorine, alkali metal hypochlorite or ammonium hypochlorite to pregnant liquor derived therefrom | |
| OA20636A (en) | Process for the recovery of metals from polymetallic nodules. | |
| US863411A (en) | Treatment of sulfid ores containing zinc. | |
| EP4313929A1 (en) | Production of iron (ii) oxalate | |
| CN117696256A (zh) | 一种锌浸出渣银浮选过程提高粗选收率的方法 |