Добыча меди - Copper extraction

В Медный рудник Чино в Нью-Мексико.
Халькопирит образец из рудника Хуарон, Перу

Добыча меди относится к методам, используемым для получения медь из его руды. Конверсия меди состоит из ряда физических и электрохимических процессов. Методы развивались и различаются в зависимости от страны в зависимости от источника руды, местного экологические правила, и другие факторы.

Как и во всех горных работах, руда обычно должно быть обогащенный (концентрированный). Технологии обработки зависят от природы руды. Если руда состоит в основном из сульфидных минералов меди (например, халькопирит ), руда раздавлен и измельчить, чтобы высвободить ценные минералы из отходов («пустой породы»). Затем его концентрируют с помощью флотации минералов. Затем концентрат обычно продается удаленным плавильные заводы, хотя рядом с некоторыми крупными шахтами расположены плавильные заводы. Такое размещение шахт и плавильных заводов было более типичным для 19 и начала 20 веков, когда небольшие плавильные заводы могли быть экономически выгодными. Сульфидные концентраты обычно плавятся в таких печах, как Outokumpu или Inco. мгновенная печь или ISASMELT печь для производства матовый, который должен быть преобразованный и изысканный для производства анодной меди. Наконец, окончательный процесс очистки электролиз. По экономическим и экологическим причинам многие побочные продукты добычи утилизируются. Диоксид серы газ, например, улавливается и превращается в серная кислота - которые затем можно использовать в процессе экстракции или продавать для таких целей, как производство удобрений.

Окисленные медные руды можно обрабатывать гидрометаллургическая добыча.

История

Шахтеры на Шахта Тамарак в Медная страна, в 1905 г.

Самое раннее свидетельство ковки самородной меди происходит из раскопок на Чайёню Тепеси на востоке Анатолия, который датируется между 7200 и 6600 годами до нашей эры.[1] Среди различных предметов, которые считались обетом или амулетами, был один, похожий на рыболовный крючок, а другой - на шило. Еще одна находка на Шанидарская пещера в Мергасуре, Ирак, были обнаружены медные бусы, датируемые 8700 годом до нашей эры.[2]

Один из старейших известных медных рудников в мире, в отличие от наземных месторождений, находится на Тимна долина, Израиль, с четвертого тысячелетия до нашей эры, с использованием поверхностных отложений с шестого по пятое тысячелетия.[3][4]

В Pločnik археологический памятник в юго-восточной Европе (Сербия ) содержит самый старый надежно датированный[сомнительный ] свидетельства производства меди при высокой температуре, начиная с 5000 г. до н. э. Находка, сделанная в июне 2010 г., расширяет на 500 лет более ранний рекорд плавки меди из Рудна Глава (Сербия ), датируемого 5 тысячелетием до нашей эры.[5]

Технология плавки меди дала начало Медный век, известный как энеолит, а затем Бронзовый век. Бронзовый век был бы невозможен без разработки людьми технологии плавки.

Концентрация

Уменьшение концентрации меди в рудах теперь требует предварительной обработки руд.

Большинство медных руд содержат лишь небольшой процент металлической меди, связанной с ценными руда минералы, а остальная часть руды является нежелательной породой или порода минералы, обычно силикатные минералы или оксидные минералы, которые часто не имеют ценности. В некоторых случаях хвосты подвергались повторной переработке для возмещения утраченной стоимости по мере совершенствования технологии извлечения меди. Среднее содержание медных руд в 21 веке ниже 0,6% меди, при этом доля полезных ископаемых (включая медь) составляет менее 2% от общего объема рудной породы. Ключевой задачей металлургической обработки любой руды является отделение рудных минералов от пустой породы в породе.

Первым этапом любого процесса в цепи металлургической обработки является точное измельчение или измельчение, где порода дробится с образованием мелких частиц (<100 мкм), состоящих из отдельных минеральных фаз. Затем эти частицы отделяются для удаления пустой породы (остатков горных пород), после чего следует процесс физического выделения рудных минералов из породы. Процесс выделения медных руд зависит от того, являются ли они оксидными или сульфидными рудами.[6]

Последующие этапы зависят от природы руды, содержащей медь, и от того, что будет извлекаться. Для оксидных руд обычно применяют гидрометаллургический процесс выделения, который использует растворимую природу рудных минералов в пользу установки для металлургической обработки. Для сульфидных руд оба вторичных (суперген ) и первичный (гипоген ), пенная флотация используется для физического отделения руды от пустой породы. Для особых рудных тел, содержащих самородную медь, или участков рудных тел, богатых супергенной самородной медью, этот минерал может быть извлечен простым гравитационный контур.

Пенная флотация

Ячейки пенной флотации для концентрирования сульфидных минералов меди и никеля, Фалконбридж, Онтарио.

Современный пенная флотация процесс был независимо изобретен в начале 1900-х годов в Австралии К.В. Поттером и примерно в то же время Г. Д. Дельпрат.[7]

Пузырьки воздуха, нагруженные сульфидом меди, на Джеймсон Селл на флотационной установке Prominent Hill мой в Южная Австралия

Все первичные сульфидные руды сульфидов меди и большинство концентратов вторичных сульфидов меди (являющиеся халькоцит ), подвергаются плавка. Немного чан выщелачивания или же выщелачивание под давлением существуют процессы растворения халькоцитовых концентратов и производства катодной меди из полученного фильтрат решение, но это второстепенная часть рынка.

Карбонатные концентраты - это относительно второстепенный продукт, производимый на заводах по цементированию меди, как правило, на конечной стадии операции кучного выщелачивания. Такие карбонатные концентраты можно обрабатывать экстракция растворителем и электролитическое извлечение (SX-EW) заводили или переплавляли.

Медная руда раздавлен и измельчен до такого размера, чтобы между минералами сульфидной руды меди и минералами пустой породы имела место приемлемо высокая степень выделения. Затем руду смачивают, суспендируют в суспензии и смешивают с ксантогенаты или другие реагенты, которые делают частицы сульфида гидрофобный. Типичные реагенты включают: этилксантат калия и этилксантат натрия, но дитиофосфаты и дитиокарбаматы также используются.

Обработанная руда поступает в заполненный водой резервуар аэрации, содержащий поверхностно-активное вещество Такие как метилизобутилкарбинол (MIBC). Воздух постоянно пропускается через суспензию, и пузырьки воздуха прикрепляются к гидрофобным частицам сульфида меди, которые выводятся на поверхность, где образуют пену и снимаются. Эти шламы обычно подвергаются очистке-поглотителю для удаления избыточных силикатов и других сульфидных минералов, которые могут пагубно повлиять на качество концентрата (как правило, галенита), а конечный концентрат направляют на плавку. Камень, которая не всплыла во флотационной камере, либо выбрасывается как хвосты или далее обрабатываются для извлечения других металлов, таких как свинец (из галенит ) и цинк (из сфалерит ), если они существуют. Чтобы повысить эффективность процесса, Лайм используется для повышения pH водяной бани, вызывая большую ионизацию коллектора и, предпочтительно, связывание с халькопирит (CuFeS2) и избегайте пирит (FeS2). Железо присутствует в минералах обеих первичных зон. Медные руды, содержащие халькопирит, могут быть сконцентрированы для получения концентрата с содержанием меди в концентрате от 20% до 30% (обычно 27–29% меди); остальная часть концентрата - это железо и сера в халькопирите, а также нежелательные примеси, такие как силикатные жильные минералы или другие сульфидные минералы, обычно небольшие количества пирит, сфалерит или же галенит. Халькоцитовые концентраты обычно содержат от 37% до 40% меди в концентрате, так как халькоцит не содержит железа в минерале.

Гидрометаллургическая добыча

Сульфидные руды

Вторичные сульфиды - образованные суперген вторичное обогащение - стойкие (огнеупорный ) до серного выщелачивания. Эти руды представляют собой смесь минералов карбоната, сульфата, фосфата и оксида меди, а также вторичных сульфидных минералов, преимущественно халькоцит но другие минералы, такие как дигенит может иметь важное значение для некоторых месторождений.

Гипергенные руды, богатые сульфидами, можно концентрировать с помощью пенной флотации. Типичный концентрат халькоцита может содержать от 37% до 40% меди в сульфиде, что делает их плавление относительно дешевыми по сравнению с концентратами халькопирита.

Некоторые отложения супергенных сульфидов можно выщелачивать с помощью бактериальное окисление процесс кучного выщелачивания для окисления сульфидов до серной кислоты, который также позволяет одновременное выщелачивание с серной кислотой для получения сульфат меди решение. Как и в случае оксидных руд, экстракция растворителем и электролитическое извлечение технологии используются для извлечения меди из беременный выщелачивающий раствор.

Сверхгенные сульфидные руды, богатые самородными минералами меди, трудно поддаются обработке сернокислотным выщелачиванием во всех возможных временных масштабах, а плотные частицы металла не вступают в реакцию со средой пенной флотации. Как правило, если самородная медь составляет второстепенную часть супергенного профиля, она не будет восстановлена ​​и будет передана в хвосты. При достаточном обогащении самородные рудные тела меди могут быть обработаны для извлечения содержащейся меди через гравитационное разделение схема, в которой плотность металла используется для выделения его из более легких силикатных минералов. Часто важен характер пустой породы, поскольку богатые глиной самородные медные руды трудно отделить.

Оксидные руды

Окисленные медные рудные тела можно обрабатывать с помощью нескольких процессов, с использованием гидрометаллургических процессов, используемых для обработки оксидных руд, в которых преобладают минералы карбоната меди, такие как азурит и малахит и другие растворимые минералы, такие как силикаты, такие как хризоколла или сульфаты, такие как атакамит и так далее.

Такие оксидные руды обычно выщелачиваются серная кислота, обычно в кучное выщелачивание или же выщелачивание из отвалов процесс выделения медных минералов в раствор серной кислоты, насыщенный сульфат меди в растворе. Из раствора сульфата меди (насыщенный выщелачивающий раствор) затем удаляют медь через экстракция растворителем и электровыделение (SX-EW ), с переработанной серной кислотой с перемычкой, возвращаемой обратно в отвалы. Альтернативно, медь может быть осаждена из насыщенного раствора путем контактирования ее с железным ломом; процесс, называемый цементация. Цементная медь обычно менее чистая, чем медь SX-EW. Обычно серная кислота используется в качестве выщелачивающего вещества для оксида меди, хотя можно использовать воду, особенно для руд, богатых ультрарастворимыми сульфатными минералами.[нужна цитата ]

В целом, пенная флотация не используется для концентрирования оксидных руд меди, так как оксидные минералы не реагируют на химические вещества или процессы пенной флотации (т.е. они не связываются с химическими веществами на основе керосина). Руды оксида меди иногда обрабатывались методом пенной флотации сульфидирование оксидных минералов с определенными химическими веществами, которые вступают в реакцию с частицами оксидных минералов с образованием тонкой извести сульфида (обычно халькоцита), которая затем может быть активирована установкой пенной флотации.

Сульфидная плавка

До второй половины ХХ века плавка сульфидных руд была почти единственным способом получения металлической меди из добытых руд (начальный производство меди). Давенпорт и др. Отметили в 2002 году, что даже тогда 80% мирового производства первичной меди приходилось на минералы медь-железо-сера, и что подавляющее большинство из них подвергалось плавке.[8]

Первоначально медь извлекалась из сульфидных руд путем прямой плавки руды в печи.[9] Изначально плавильные заводы располагались рядом с шахтами, чтобы минимизировать транспортные расходы. Это позволило избежать непомерно высоких затрат на транспортировку отработанных минералов, а также серы и железа, присутствующих в медьсодержащих минералах. Однако по мере того, как концентрация меди в рудных телах снижалась, затраты энергии на плавку всей руды также становились непомерно высокими, и возникла необходимость сначала концентрировать руды.

Первоначальные методы концентрации включали ручную сортировку[10] и гравитационная концентрация. Они привели к большим потерям меди. Следовательно, развитие процесса пенной флотации стало важным шагом вперед в переработке полезных ископаемых.[11] Это сделало возможным развитие гиганта Шахта Бингем-Каньон в Юте.[12]

В двадцатом веке большая часть руд была сконцентрирована перед плавкой. Первоначально плавка проводилась с использованием агломерационные заводы и доменные печи,[13] или с ростерами и отражательные печи.[14] До 1960-х годов в производстве первичной меди преобладали обжиговая и отражательная плавка.[8]

Жарка

Процесс обжарки обычно проводится в сочетании с отражательные печи. В обжиговой печи медный концентрат частично окисляется с образованием "кальцинировать " и диоксид серы газ. В стехиометрия реакции, которая происходит:

2 куб.2 + 3 O2 → 2 FeO + 2 CuS + 2 SO2

При обжиге в кальцинированном продукте обычно остается больше серы (15% в случае обжарочной машины при Маунт-Айза Майнс[15]), чем аглофабрика оставляет в спеченном продукте (около 7% в случае электролитического рафинирования и плавки[16]).

С 2005 г. обжиг больше не применяется при обработке медного концентрата, потому что его комбинация с отражательными печами не является энергоэффективной, а SO2 Концентрация в отходящих газах обжиговой печи слишком мала для рентабельного улавливания.[8] Сейчас предпочтение отдается прямой плавке, например с использованием следующих технологий плавки: мгновенная плавка, Isasmelt, Печи Noranda, Mitsubishi или El Teniente.[8]

Плавка

Замена отражательной плавки на взвешенную плавку в зависимости от количества медеплавильных печей, использующих эту технологию.

Первоначальное плавление материала, подлежащего плавке, обычно называют плавка или же штейновая плавка сцена. Его можно проводить в различных печах, включая в основном устаревшие. доменные печи и отражательные печи, а также мгновенные печи, Isasmelt печи и др.[8] Продуктом этой стадии плавки является смесь меди, железа и серы, обогащенная медью и называемая матовый или же медный штейн.[8] Период, термин матовый сорт обычно используется для обозначения содержания меди в штейне.[17]

Целью стадии плавки штейна является удаление как можно большего количества нежелательного железа, серы и порода минералы (такие как кремнезем, магнезия, глинозем и известняк), насколько это возможно, при минимизации потерь меди.[17] Это достигается реакцией сульфидов железа с кислородом (в воздухе или воздухе, обогащенном кислородом) с образованием оксидов железа (в основном в виде FeO, но с некоторыми магнетит (Fe3О4)) и диоксид серы.[17]

Сульфид меди и оксид железа могут смешиваться, но при добавлении достаточного количества диоксида кремния отдельный шлак слой формируется.[18] Добавление кремнезема также снижает температуру плавления (или, точнее, ликвидус температура) шлака, что означает, что процесс плавления может осуществляться при более низкой температуре.[18]

Реакция образования шлака:

FeO + SiO2 → FeO.SiO2[17]

Шлак менее плотный, чем матовый, поэтому он образует слой, который плавает поверх штейна.[19]

Потерять медь из штейна можно тремя способами: закись меди (Cu2О) растворенный в шлаке,[20] как сульфид меди, растворенный в шлаке[21] или в виде крошечных капель (или гранулы ) штейна, взвешенного в шлаке.[22][23]

Количество меди, теряемой в виде оксида меди, увеличивается по мере увеличения кислородного потенциала шлака.[23] Кислородный потенциал обычно увеличивается с увеличением содержания меди в штейне.[24] Таким образом, потери меди в виде оксида возрастают по мере увеличения содержания меди в штейне.[25]

С другой стороны, растворимость сульфидной меди в шлаке снижается по мере увеличения содержания меди в штейне свыше 40%.[21] Нагамори подсчитал, что более половины меди, растворенной в шлаках из штейнов, содержащих менее 50% меди, представляет собой сульфидную медь. Выше этого значения начинает преобладать оксидная медь.[21]

Потеря меди в виде взвешенных в шлаке гранул зависит от размера гранул, вязкости шлака и доступного времени осаждения.[26] Розенквист предположил, что примерно половина потерь меди в шлак произошла из-за взвешенных гранул.[26]

Масса шлака, образующегося на стадии плавки, зависит от содержания железа в материале, подаваемом в плавильную печь, и целевой марки штейна. Чем выше содержание железа в сырье, тем больше железа нужно будет выбросить в шлак для данной марки штейна. Точно так же повышение целевого содержания штейна требует отказа от большего количества железа и увеличения объема шлака.

Таким образом, на потери меди в шлак на стадии плавки больше всего влияют два фактора:

  • матовый сорт
  • масса шлака.[18]

Это означает, что существует практический предел того, насколько высоким может быть содержание штейна, если необходимо минимизировать потери меди в шлак. Следовательно, требуются дальнейшие стадии обработки (конвертирование и огневое рафинирование).

В следующих подразделах кратко описаны некоторые процессы, используемые при плавке штейна.

Отражательная печь плавки

Отражательные печи - это длинные печи, которые могут обрабатывать влажный, сухой или обожженный концентрат.[8] Большинство отражательных печей, использовавшихся в последние годы, обрабатывали обожженный концентрат, потому что подача сухих исходных материалов в отражательную печь более энергоэффективна, и поскольку удаление части серы в обжиговой печи приводит к более высокому содержанию штейна.[8]

Сырье для отражательной печи подается в печь через загрузочные отверстия по бокам печи.[8] Для образования шлака обычно добавляют дополнительный диоксид кремния. Топка топится горелками, работающими на угольной пыли, мазуте или природном газе.[27] и твердая шихта плавится.

В отражательные печи можно дополнительно подавать расплавленный шлак с более поздней стадии конвертирования для извлечения содержащейся меди и других материалов с высоким содержанием меди.[27]

Поскольку ванна отражательной печи находится в состоянии покоя, происходит очень незначительное окисление сырья (и, таким образом, очень мало серы удаляется из концентрата). По сути, это процесс плавления.[26] Следовательно, отражательные печи с мокрой загрузкой содержат меньше меди в штейне, чем печи с кальцинированной загрузкой, а также имеют более низкие потери меди в шлак.[27] Gill указывает соотношение меди в шлаке 0,23% для отражательной печи с мокрой загрузкой по сравнению с 0,37% для печи с кальцинированной загрузкой.[27]

В случае печей с загрузкой кальцина значительная часть серы удаляется во время стадии обжига, а кальцин состоит из смеси оксидов и сульфидов меди и железа. Отражательная печь позволяет этим компонентам достичь химического равновесия в печи. Рабочая Температура (приблизительно 1600 ° C на конце горелки печи и около 1200 ° C на конце дымохода;[28] температура штейна около 1100 ° C и шлака около 1195 ° C[27]). В этом процессе уравновешивания кислород, связанный с соединениями меди, обменивается с серой, связанной с соединениями железа, увеличивая содержание оксида железа в печи, а оксиды железа взаимодействуют с кремнеземом и другими оксидными материалами с образованием шлака.[27]

Основная реакция уравновешивания:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO[27]

Шлак и штейн образуют отдельные слои, которые могут быть удалены из печи отдельными потоками. Слой шлака периодически пропускают через отверстие в стенке печи выше высоты слоя штейна. Штейн удаляется путем слива его через отверстие в ковшах для транспортировки краном к конвертерам.[27] Этот процесс слива известен как постукивание печь.[27] Матовая летка обычно представляет собой отверстие через медный блок с водяным охлаждением, который предотвращает эрозию огнеупорный кирпич футеровка печи. Когда удаление штейна или шлака завершено, отверстие обычно забивается глиной, которую удаляют, когда печь снова готова к выпуску.

Отражательные печи часто использовались для обработки расплавленного конвертерного шлака с целью извлечения содержащейся меди.[27] Его заливали в печи из ковшей, перевозимых кранами. Однако конвертерный шлак содержит большое количество магнетита.[29] и часть этого магнетита будет выпадать в осадок из конвертерного шлака (из-за его более высокой температуры плавления), образуя нарост на поде отражательной печи и вызывая необходимость выключения печи для удаления нароста.[29] Это образование отложений ограничивает количество конвертерного шлака, который может быть обработан в отражательной печи.[29]

Хотя у отражательных печей очень низкие потери меди в шлак, они не очень энергоэффективны, а низкие концентрации диоксида серы в их отходящих газах делают его улавливание неэкономичным.[8] Вследствие этого в 1970-х и 1980-х годах операторы плавильных заводов тратили много денег на разработку новых, более эффективных процессов плавки меди.[30] Кроме того, технологии взвешенной плавки были разработаны ранее и начали заменять отражательные печи. К 2002 году 20 из 30 отражательных печей, все еще работавших в 1994 году, были остановлены.[8]

Выплавка в печи во взвешенном состоянии

В мгновенная плавка, концентрат диспергируется в потоке воздуха или кислорода, и реакции плавления в основном завершаются, пока частицы минерала еще находятся в полете.[30] Затем прореагировавшие частицы оседают в ванне на дне печи, где они ведут себя так же, как кальцин в отражательной печи.[31] Поверх слоя штейна образуется слой шлака, и их можно отдельно выпускать из печи.[31]

Преобразование

Бескислородная медь медь с твердым пеком (чистота около 98%), содержащая сурьму и никель.

Штейн, производимый на плавильном заводе, содержит 30–70% меди (в зависимости от используемого процесса и принципов работы плавильного завода), в основном в виде сульфида меди, а также сульфида железа. Серу удаляют при высокой температуре в виде диоксида серы, продувая воздух через расплавленный штейн:

2 CuS + 3 O2 → 2 CuO + 2 SO2
CuS + O2 → Cu + SO2

В параллельной реакции сульфид железа превращается в шлак:

2 FeS + 3 O2 → 2 FeO + 2 SO2
2 FeO + SiO2 → Fe2SiO4

Чистота этого продукта составляет 98%, он известен как волдырь из-за разрушенной поверхности, образовавшейся в результате утечки сернистого газа в виде черновой меди свиньи или же слитки охлаждаются. Побочные продукты, образующиеся в процессе, - это диоксид серы и шлак. Диоксид серы улавливается для использования в более ранних процессах выщелачивания.

Огненная очистка

Черновая медь помещается в анодная печь, печь, которая очищает черновую медь до анодной меди в два этапа, удаляя большую часть оставшейся серы и железа, а затем удаляя кислород, введенный на первом этапе. Этот второй этап, часто называемый опрос делается путем выдувания натуральный газ или какой-либо другой восстановитель через расплавленный оксид меди. Когда это пламя горит зеленым цветом, что указывает на спектр окисления меди, кислород в основном сгорел. Это создает медь с чистотой около 99%.

Электрорафинирование

Аппарат для электролитического рафинирования меди

Медь рафинирована электролиз. Аноды, отлитые из обработанной черновой меди, помещаются в водный раствор 3–4% сульфат меди и 10–16% серная кислота. Катоды представляют собой тонкие катаные листы из высокочистой меди или, что чаще в наши дни, многоразовые исходные листы из нержавеющей стали (как в IsaKidd процесс ).[32] Для начала процесса требуется потенциал всего 0,2–0,4 вольт. На промышленных предприятиях плотности тока до 420 А / м2 возможны.[33] На аноде растворяются медь и менее благородные металлы. Более благородные металлы, такие как серебро, золото, селен, и теллур осесть на дно ячейки как анодный шлам, который образует продаваемый побочный продукт. Ионы меди (II) мигрируют через электролит к катоду. На катоде выделяется металлическая медь, но менее благородные компоненты, такие как мышьяк и цинк остаются в растворе, если не используется более высокое напряжение.[34] Реакции следующие:

На анод: Cu(s) → Cu2+(водн.) + 2e

На катод: Cu2+(водн.) + 2e → Cu(s)

Маркетинг концентрата и меди

Медные концентраты, произведенные на рудниках, продаются металлургическим и аффинажным предприятиям, которые обрабатывают руду и рафинируют медь, и взимают плату за эту услугу в виде платы за обработку (TC) и платы за переработку (RC). В мировой рынок медного концентрата [35]была оценена в 81 миллиард долларов США в 2019 году и, по прогнозам, к 2027 году достигнет 93 миллиардов долларов США, при этом среднегодовой темп роста составит 2,5%. TC взимаются в долларах США за тонну переработанного концентрата, а RC взимаются в центах за фунт обработки, выраженных в долларах США, при этом базовые цены устанавливаются ежегодно основными японскими металлургическими заводами. Заказчиком в этом случае может быть металлургический завод, который перепродает слитки черновой меди аффинажному предприятию, или плавильный завод, который является вертикально интегрированным.

Одна из распространенных форм медного концентрата содержит золото и серебро, как и тот, который производился компанией Bougainville Copper Limited на руднике Пангуна с начала 1970-х до конца 1980-х годов.[36]

Типичный контракт для майнера выражается по цене Лондонской биржи металлов за вычетом TC-RC и любых применимых штрафов или кредитов. Штрафы могут применяться к медным концентратам в зависимости от уровня вредных элементов, таких как мышьяк, висмут, вести или же вольфрам. Поскольку большая часть рудных тел сульфида меди содержит серебро или же золото в значительных количествах, добытчику может быть выплачен кредит за эти металлы, если их концентрация в концентрате выше определенной суммы. Обычно переработчик или металлургический завод взимает с горняков плату в зависимости от концентрации; в типичном контракте будет указано, что кредит подлежит выплате за каждую унцию металла в концентрате сверх определенной концентрации; ниже этого, если металл будет восстановлен, металлургический завод сохранит металл и продаст его для покрытия расходов.

Медный концентрат реализуется через спотовые контракты или по долгосрочным контрактам как самостоятельный промежуточный продукт. Часто медеплавильный завод сам продает медь от имени горняков. Добыче платят цену в момент продажи, а не по цене на дату поставки концентрата. В соответствии с системой котировок цена согласовывается на фиксированную дату в будущем, обычно через 90 дней с момента доставки на металлургический завод.

А-класс медный катод на 99,99% состоит из меди в листах толщиной 1 см и размером примерно 1 квадратный метр и весом примерно 200 фунтов. Это правда товар, доставляемые и продаваемые на биржах металлов в Нью-Йорк (COMEX), Лондон (Лондонская биржа металлов) и Шанхай (Шанхайская фьючерсная биржа). Часто катодная медь продается на биржах косвенно через варранты, опционы или своп-контракты, так что большая часть меди торгуется на LME / COMEX / SFE, но доставка осуществляется напрямую, путем логистического перемещения физической меди и передачи медного листа из сами физические склады.

Химическая спецификация для электролитический марка меди - ASTM B 115-00 (стандарт, определяющий чистоту и максимальное электрическое сопротивление продукта).

Смотрите также

Рекомендации

  1. ^ Роберт Дж. Брейдвуд; Халет Чамбель; Чарльз Л. Редман; Пэтти Джо Уотсон (1971). «Зарождение деревенских фермерских сообществ на юго-востоке Турции». Proc Natl Acad Sci U S A. 68 (6): 1236–1240. Bibcode:1971ПНАС ... 68.1236Б. Дои:10.1073 / pnas.68.6.1236. ЧВК  389161. PMID  16591930.
  2. ^ Р.С. Солецкий; Р.Л. Солецки; А.П. Агеларакис (2004). Протонеолитическое кладбище в пещере Шанидар. Издательство Техасского университета A&M. п. 53. ISBN  9781585442720.
  3. ^ Ян Шоу (2002-05-06). Словарь археологии. Джон Вили и сыновья. С. 582–583. ISBN  9780631235835.
  4. ^ PJ King; Л. Е. Стагер (01.01.2001). Жизнь в библейском Израиле. Вестминстерская пресса Джона Нокса. п.165. ISBN  9780664221485. тимна тысячелетие.
  5. ^ «На сербском объекте могли находиться первые производители меди». НаукаНовости. 17 июля 2010 г.
  6. ^ Адальберт Лоссин «Медь» в Энциклопедии промышленной химии Ульмана 2005, Wiley-VCH, Weinheim. Дои:10.1002 / 14356007.a07_471
  7. ^ «Историческая записка». Minerals Separation Ltd. Получено 2007-12-30.
  8. ^ а б c d е ж грамм час я j k В. Г. Давенпорт, М. Кинг, М. Шлезингер и А. К. Бисвас, Добывающая металлургия меди, четвертое издание (Elsevier Science Limited: Кидлингтон, Оксфорд, Англия, 2002 г.).
  9. ^ Роберт Раймонд, Из огненной печи, Компания MacMillan of Australia Pty Ltd, Мельбурн, 1984 г.
  10. ^ C B Джилл, Добывающая металлургия цветных металлов (John Wiley & Sons, Нью-Йорк, 1980) стр. 32
  11. ^ Роберт Раймонд (1984) Из огненной печи, The MacMillan Company of Australia Pty Ltd, Мельбурн, стр. 233–235, ISBN  027100441X.
  12. ^ «BP Minerals завершила модернизацию каньона Бингем за 400 миллионов долларов», Горное дело, Ноябрь 1988 г., 1017–1020.
  13. ^ С. А. Брэдфорд (1989) «Историческое развитие плавки меди в Британской Колумбии», в: Все, что блестит: чтения по исторической металлургии, Ред. Майкл Л. Уэйман, Канадский институт горного дела и металлургии: Монреаль, стр. 162–165, ISBN  0919086241.
  14. ^ E Kossatz и P J Mackey (1989) «Первый медеплавильный завод в Канаде», в: Все, что блестит: чтения по исторической металлургии, Ред. Майкл Л. Уэйман, Канадский институт горного дела и металлургии: Монреаль, стр. 160–161, ISBN  0919086241.
  15. ^ Б. В. Боргельт, Г. Э. Кэсли и Дж. Притчард (1974) "Обжиг в псевдоожиженном слое в Маунт-Айза", Aus.I.M.M. Северо-Западный Квинслендский филиал, региональное собрание, август 1974 г.. Австралазийский институт горного дела и металлургии: Мельбурн, стр. 123–130.
  16. ^ П. Дж. Ванд (1980) «Выплавка меди в компании Electrolytic Refining and Smelting Company of Australia Ltd., Порт Кембла, Северо-Западный Запад», в: Горнодобывающая и металлургическая практика в Австралазии: Мемориальный том сэра Мориса Моуби, Эд Дж. Т. Вудкок. Австралазийский институт горного дела и металлургии: Мельбурн. С. 335–340.
  17. ^ а б c d В. Г. Давенпорт, М. Кинг, М. Шлезингер и А. К. Бисвас, Добывающая металлургия меди, четвертое издание (Elsevier Science Limited: Кидлингтон, Оксфорд, Англия, 2002 г.), 57–72.
  18. ^ а б c П. К. Хейс, Принципы производства минералов и материалов (Hayes Publishing Company: Brisbane, 1993), 173–179.
  19. ^ C B Джилл, Добывающая металлургия цветных металлов (John Wiley & Sons, Нью-Йорк, 1980) стр. 19
  20. ^ Р. Альтман и Х. Х. Келлог, «Растворимость меди в железосиликатном шлаке, насыщенном кремнеземом». Сделки Горно-металлургический институт (Раздел C: Обработка полезных ископаемых и добывающая металлургия), 81, Сентябрь 1972 г., C163 – C175.
  21. ^ а б c М. Нагамори (1974). «Потери металла в шлак: Часть I. Сульфидное и оксидное растворение меди в фаялитовом шлаке из низкосортного штейна». Металлургические операции. 5 (3): 531–538. Bibcode:1974МТ ...... 5..531N. Дои:10.1007 / BF02644646. S2CID  135507603.
  22. ^ А. Ядзава и С. Накадзава, «Оценка неравновесных второстепенных компонентов в пирометаллургии», в: Конгресс EPD 1998 г., Ред. Б. Мишра (Общество минералов, металлов и материалов: Уоррендейл, Пенсильвания, 1998), 641–655.
  23. ^ а б Б. Дж. Эллиотт, Дж. Б. См. И В. Дж. Рэнкин, «Влияние состава шлака на потери меди в железосиликатных шлаках, насыщенных кремнеземом», Сделки Горно-металлургического института (Раздел C: Обработка полезных ископаемых и добывающая металлургия), Сентябрь 1978 г., C – C211.
  24. ^ Дж. Матушек (1993). «Кислородные потенциалы медеплавильных шлаков». Canadian Metallurgical Quarterly. 32 (2): 97–101. Дои:10,1179 / куб. М. 1993 г. 32,2,97.
  25. ^ П. Дж. Макки (2011). "Физическая химия медеплавильных шлаков и потери меди на плавильном заводе в Пайпоте. Часть 2 - Характеристика промышленных шлаков". Canadian Metallurgical Quarterly. 50 (4): 330–340. Дои:10.1179 / 000844311X13112418194806. S2CID  137350753.
  26. ^ а б c Т Розенквист, Т (2004) Принципы добывающей металлургии, второе издание, Tapir Academic Press: Trondheim, p. 331, г. ISBN  8251919223.
  27. ^ а б c d е ж грамм час я j C B Джилл, Добывающая металлургия цветных металлов (John Wiley & Sons, Нью-Йорк, 1980) стр. 29–35.
  28. ^ C B Джилл, Добывающая металлургия цветных металлов (John Wiley & Sons, Нью-Йорк, 1980) стр. 23
  29. ^ а б c Дж. Э. Кэсли, Дж. Миддлин и Д. Уайт, «Последние разработки в области отражательных печей и конвертеров на медеплавильном заводе Mount Isa Mines», в: Добывающая металлургия меди, Том 1, (Металлургическое общество: Уоррендейл, Пенсильвания, 1976), 117–138.
  30. ^ а б П. Дж. Макки и П. Тарассофф, «Новые и развивающиеся технологии в плавке сульфидов [sic]», в: Достижения в плавке сульфидов Том 2: Технология и практика, Под ред. Г. И. Сона, Д. Б. Джорджа и А. Д. Зункеля (Металлургическое общество Американского института инженеров горного, металлургического и нефтяного машиностроения: Уоррендейл, Пенсильвания, 1983), 399–426.
  31. ^ а б В. Г. Давенпорт, М. Кинг, М. Шлезингер и А. К. Бисвас, Добывающая металлургия меди, четвертое издание (Elsevier Science Limited: Кидлингтон, Оксфорд, Англия, 2002 г.), 73–102.
  32. ^ Т. Робинсон, «Электролитическое рафинирование», в: Добывающая металлургия меди, четвертое издание, Под ред. В. Г. Давенпорта, М. Кинга, М. Шлезингера и А. К. Бисваса (Elsevier Science Limited: Кидлингтон, Оксфорд, Англия, 2002) 265–288.
  33. ^ А. Фильцвизер, М. Ханель, И. Фильцвизер, С. Валлнер (13 мая 2019 г.). «ВОПРОСЫ-ОТНОШЕНИЯ ПО ЭКСПЛУАТАЦИИ БАКОВОГО ТАНКА ВЫШЕ 400 А / м2» (PDF).CS1 maint: несколько имен: список авторов (связь)
  34. ^ Саманс, Карл Х. Технические металлы и их сплавы Макмиллан 1949
  35. ^ Отчеты, рост рынка. «Рынок медного концентрата - глобальный отраслевой анализ, размер, доля, рост, тенденции и прогноз | Отчеты о росте рынка». growthmarketreports.com. Получено 2020-08-24.
  36. ^ «О компании». Архивировано из оригинал 23 сентября 2015 г.. Получено 24 августа 2015.

Библиография

  • Гилл, К. Б. (1980) Цветная металлургия, Джон Уайли и сыновья: Нью-Йорк, ISBN  0471059803

внешняя ссылка