CN1048287C

CN1048287C - 锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出工艺

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Publication number: CN1048287C
Application number: CN97115032A
Authority: CN
Inventors: 卢立柱; 谢惠琴; 李陵川; 赵兵
Original assignee: Institute of Chemical Metallurgy CAS
Current assignee: Institute of Process Engineering of CAS
Priority date: 1997-07-24
Filing date: 1997-07-24
Publication date: 2000-01-12
Anticipated expiration: 2017-07-24
Also published as: CN1177645A

Abstract

本发明的工艺属于有色金属锌的冶炼技术领域，采用由硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭组成的复合催化剂，在硫酸溶液中实现硫化矿的快速浸出过程，矿粉中各种硫化物所含的硫大部分转变为单质硫，所含的锌、铜、镉等变成可溶性硫酸盐进入浸出液中，消除传统流程中二氧化硫及含砷含汞含铅等有毒烟气的排放。采用该工艺锌的回收率高，且无须建立焙烧、收尘、制酸及三废处理系统，大幅度降低总投资和操作费用。

Description

锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出工艺

本发明涉及有色金属湿法工艺，特别涉及锌冶炼的清洁生产新工艺，适用于硫化锌精矿的全湿法冶炼，也适用于其它有色金属硫化矿的全湿法冶炼，属于有色金属冶炼的技术领域。

目前我国锌冶炼过程不管是湿法还是火法，锌精矿都要经过焙烧，焙烧过程中大量二氧化硫等有害气体排放到大气中，污染环境，使生态环境遭到破坏。现有工艺流程对原料的品位，杂质含量的要求非常苛刻，冶炼前需进行严格的配料。随着资源的不断消耗，矿藏品位不断贫化，现有工艺对此将越来越不适应。因此硫化矿不经焙烧而直接进行浸出的工艺受到越来越大的重视。

日本专利J52040403(1975年)提出了用氧化氮作为催化剂浸出硫化矿的工艺；英国专利GB1525175(1976年)提出了用氧化浸出硫化物来回收铅、锌、铜的工艺；美国专利US3965239(1975年)介绍了用硝酸浸出硫化矿回收金属和用闪速冷却方法回收结晶硫。以上工艺的浸出过程须在温度115～125℃，表压3.5～8.4大气压的条件下进行。上述工艺过程使用全硝酸浸出，将使后续作业带来不便，必须转化为硫酸盐体系。美国专利US4189461(1980年)介绍了用二氧化氮作为氧化剂进行硫化矿酸浸的工艺，工艺中也要使用纯氧。世界专利WO9417216(1993年)介绍了在硝酸存在的情况下硫化铜或硫化锌矿的连续化酸浸，但该工艺耗酸量太高。采用高酸度浸出，硫酸也作为氧化剂参加浸出。产生的SO₂必须被氧化成SO₃并被吸收，否则会造成硫酸的无谓的损耗和SO₂对环境的污染。高酸度引起酸性盐的沉淀，在浸出时硫酸的实际消耗量将为理论需要量的150～200％。

综上所述，至今所发展的硝酸-硫酸浸出法具有下列一项或多项的缺点：

要求的温度较高(110～170℃)；

有的工艺要求操作压力3.5～8.4大气压；

应用纯氧，不仅投资大，生产成本高，有些地区和企业无条件满足；

浸出速度较慢，一般要求浸出时间为2～4小时；

消耗硝酸较多；

硫酸消耗量较大，有的工艺的硫酸实际消耗量将为理论需要量的150～200％，并且需用大量的焙砂或石灰中和。

为克服已有技术的上述种种缺陷或不足之处，本发明的目的在于提供锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出新工艺，该工艺具有如下特点：

(1)通过直接浸出将硫化物中的硫大部分转化为硫磺，硫磺便于贮藏和运输。消除传统流程的灰尘和SO₂、As₂O₃、Hg等有毒烟气的产生和排放问题；

(2)应用NO₃ ^-、铁离子和铜离子作辅助电子传递媒介，通过复合催化氧化，浸出速度得以提高，浸出速率可从2～4小时降至1～2小时；

(3)浸出过程在较低温度下进行，操作温度从110～170℃降至70～90℃；

(4)浸出过程在常压下进行，不需要价格昂贵的耐热耐压耐腐蚀的反应釜，操作安全方便。设备投资低并且容易解决防腐问题；

(5)浸出过程应用空气代替纯氧，可降低成本；

(6)硝酸消耗量大幅度降低，硫酸消耗量减少；

(7)可以处理高品位或低品位的有色金属的硫化矿或含砷含铅硫化矿；

(8)有色金属的回收率可高达90～95％。

本发明锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出工艺是通过以下方法实施的：采用由硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭组成的复合催化剂，在硫酸溶液中实现硫化矿的快速浸出过程，矿粉中所含的硫转变为单质硫，所含的Zn、Cu、Cd等变成可溶性硫酸盐进入浸出液中。其过程包括：

(1)将矿粉与浸出剂硫酸、由硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭组成的催化氧化剂充分搅拌。矿石中的ZnS被HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺氧化生成S^o和Zn²⁺，HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺本身被还原为NO、Fe²⁺、Cu⁺。浸出槽为一常压耐酸反应槽，维持搅拌，浸出温度不得低于60℃；

(2)产生的NO被引入的空气中的氧气所氧化，再生成NO₂，大部分气体由压缩机输送回浸出槽参加浸出反应，小部分气体在氧化吸收塔经空气进一步氧化和被水吸收变成HNO₃，流回浸出槽；

(3)流回浸出槽的HNO₃(NO₂)将Fe²⁺、Cu⁺氧化生成Fe³⁺、Cu²⁺，Cu²⁺和活性炭的催化作用也可加速Fe²⁺的氧化；

(4)再生的HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺继续将矿石中的ZnS氧化生成S^o和Zn²⁺；

(5)废气中含有惰性气体N₂、H₂O、N₂O和夹带的酸雾，经Zn(OH)₂或石灰水处理后排放，逸出到大气中的NO₂和NO很少；

(6)浸出后期，将全部含NO气体引进氧化吸收塔，再生成的HNO₃流入贮槽，用作下一批矿粉的浸出，硝酸消耗量少；

(7)浸出完毕后进行过滤，浸出渣中的硫可采用干馏法、热滤法或萃取法回收；

(8)维持浸出滤液的酸度为pH＝0.5～1.0，加热至90～100℃左右，加入少量硫化矿，搅拌约1小时，使全部铁还原为Fe²⁺；

(9)采用针铁矿法除铁，部分铁渣可返回至浸出槽用作第二批矿的浸出；

(10)除铁后的滤液再经深度净化可用于硫酸锌、氧化锌、电解锌等的制备。

采用硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭共存情况下的复合催化氧化直接浸出硫化矿技术，这样可以加速浸出过程。Fe²⁺、Cu⁺不断地被NO₃(NO₂)氧化而再生成Fe³⁺、Cu²⁺，NO在常温常压下被空气氧化再生。该浸出体系适用于处理含锌、铜、铅等元素的硫化矿，可以用于处理低品位和多元素复杂硫化矿。砷、汞、铅、镉、铁的含量高也不影响主金属的浸出，主金属的浸出率可达95％以上。因此可实现资源的综合回收。

将矿粉与浸出剂硫酸溶液和由硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭组成的氧化催化剂充分搅拌。矿石中的ZnS、CuS等硫化物被HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺氧化生成S^o。HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺本身被还原为NO、Fe²⁺、Cu⁺。浸出开始时的硫酸浓度为1.5～2.0mol/L，维持NO₃ ^-、Fe离子、Cu离子、活性炭的浓度分别为0.1～1.0mol/L、0.1～1.0mol/L、0.1～0.5mol/L、1kg/m³。

为了减轻后处理负荷，固液比采用1∶3～5。搅拌强度要大。温度控制在60℃以上，控制浸出结束时的0.5＜pH＜1。浸出时间1～2小时；浸出过程中应用空气代替纯氧，不断鼓入浸出槽中，供气量的大小应保证使NO全部被氧化为NO₂。

本发明提供的一张附图为复合催化氧化浸出的工艺流程图，附图标记简要说明如下：

1浸出槽，为一能抗硫酸和硝酸腐蚀的常压反应器，通常采用钢板槽或钢筋水泥槽，内衬耐酸瓷砖或铸石；

2气体分布器，材质为有机高分子化合物，孔径为1～2mm，开孔率为30～50％；

3气体循环泵；

4硝酸贮槽；

5氧化吸收塔，为一填料塔，填料采用耐酸瓷环或焦炭，气液两相逆向流动；

6回收塔，为一填料塔，填料采用耐酸瓷环或焦炭，气液两相逆向流动；

7液-固分离器，可为压滤机或离心分离机；

8还原槽，为带机械搅拌的耐酸反应槽；

9液-固分离器，可为压滤机或离心分离机；

10除铁槽，比较理想的除铁槽应为气提式反应器；

11液-固分离器，可为压滤机或离心分离机。

硫化锌精矿和硫酸溶液、催化剂在浸出槽1中发生作用，将浸出槽1获得的浸出液进行过滤，滤液进入还原槽8，在3价铁被ZnS还原为2价铁后进入除铁槽，用空气将铁氧化，铁以针铁矿形态沉淀而被分离。在浸出槽1产生的气体的大部分用循环泵3进行循环，小部分气体经管道输送到氧化吸收塔5被空气氧化和被淋洗液吸收，吸收液经管道流回浸出槽1，尾气进入回收塔，所含的NO_x与金属离子生成硝酸盐或亚硝酸盐而被回收。

以下结合工艺流程图对本发明作详细说明。

整个工艺过程由三个系统组成。由浸出槽1、气体循环泵3、液固分离器7组成浸出系统；由硝酸贮槽4、氧化吸收塔5、回收塔6组成催化剂再生回收系统；由还原槽8、液固分离器9、除铁槽10、液固分离器11组成还原净化系统。

在浸出系统中，首先投入精矿进浸出槽1中，应用新配的浸出剂和再生的催化剂浸出精矿和输入的还原槽8的滤渣。

进入浸出槽的矿粉需要磨至90％以上能够通过200目的标准筛。

可以采用低浓度硫酸作浸出剂，浸出剂应用废电解液和补充的硫酸配制，硫酸浓度在0.1～2mol/L范围内。浸出开始阶段采用硫酸浓度接近2mol/L以加快浸出过程。

维持复合氧化催化剂中的NO₃ ^-、Fe离子、Cu离子、活性炭的浓度分别为0.1～1.0mol/L、0.1～1.0mol/L、0.1～0.5mol/L、1kg/m³。如精矿中的铁，铜含量不足，可添加适量的铁盐和铜盐于浸出剂中。

矿石中的ZnS等硫化物被NO₃ ^-(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺氧化生成S^o。HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺本身被还原为NO、Fe²⁺、Cu⁺。浸出过程所发生的基本反应如下：

总反应

铜、铅、镉、铁等元素的硫化物均可按类似上述的反应被浸出，硫以单质硫产出。Fe³⁺、Cu²⁺的离子直径分别为0.64×10²pm(1pm＝10^-12m)和0.69×102pm，而NO₂、NO₃ ^-的离子直径大于1.7×10²pm，所以Fe³⁺、Cu²⁺较容易迁移和扩散，有更多的机会接触矿粒内外表面进行反应，从而加速浸出过程。

浸出在70～90℃温度条件下进行，与在130～190℃的操作条件比较，可节约能源，增加操作安全性。

由于应用空气作氧化剂及浸出在较低温度条件下进行，所以浸出槽1可采用常压耐酸反应设备，如铁板槽或钢筋水泥槽内衬耐酸砖或花岗岩砖。在浸出槽1内采用机械搅拌，该槽底部安装有气体分布器2。本发明所需的浸出槽对材质的要求不象制造高压浸出槽那样苛刻，制造成本可大幅度降低。而且没有发生爆炸的隐患，操作安全。

浸出时间一般为1～2小时。定时取浸出槽1的浸出液和浸出渣进行化验。当浸出槽的浸出液的锌含量为2.5～3.0mol/L且浸出渣含锌低于10％时停止其作业，应用液-固分离设备7进行液固分离，浸出渣中含有硫磺及硫酸铅等盐类，采用干馏法、热滤法或萃取法回收硫磺。

本发明用空气作氧化剂。在再生回收系统，浸出过程中产生的NO在浸出槽1的上部空间、输送管道、氧化吸收塔5中被空气中的氧氧化再生成NO₂，又通过NO₂的氧化作用使Cu²⁺，Fe³⁺得到再生。用空气代替纯氧作氧化剂，虽然增加了氧化吸收设备，但取消了制氧工段，从而能大幅度地降低投资和运行费用。

离开浸出槽1的气体中含有NO₂、NO、N₂、H₂O等，产生的NO被引入的空气中的氧气氧化，再生成NO₂。这些气体大部分经管道由循环泵3输送回浸出槽1的底部的气体分布器2，再次参加氧化浸出反应，少部分气体经管道输送到氧化吸收塔5被空气氧化和被淋洗液吸收，吸收液经管道流回浸出槽1。

供应到浸出槽1和氧化吸收塔5的空气要随时进行调节以保证NO充分被氧化。

在氧化吸收塔5中气体和液体逆向流动，保证NO₂充分被吸收。

流回浸出槽的HNO₃(NO₂)将Fe²⁺、Cu⁺氧化生成Fe³⁺、Cu²⁺。Cu²⁺和活性炭的催化作用也加速Fe²⁺的氧化。反应式如下所示：

催化剂的作用和再生同时在气相和液相中发生，利于浸出过程的加速。

再生的HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺继续将矿石中的ZnS、CuS氧化生成S^o、Zn²⁺和Cu²⁺。

从氧化吸收塔5排出的尾气中除氮气外，还含有微量的酸雾和NO₂。将从氧化吸收塔5排出的尾气经管道输入到回收塔6底部，用氢氧化锌或氢氧化钙浆液进行逆流淋洗可彻底地消除酸雾和NO₂对大气的污染，同时可进一步回收NO₂。浸出过程完全消除SO₂、As₂O₃、汞蒸气的排放，限制了氮氧化物的排放。

供应到系统内的硝酸除了极少量的转变为N₂和N₂O随废气排走外，绝大部分均在浸出系统内循环，硝酸损耗量较少。损耗的硝酸将随时给予补充。

浸出后期，停止循环泵3的运行，将全部NO和NO₂引进氧化吸收塔5，再生成的HNO₃全部贮存于贮槽4，用作下一批精矿的浸出。

滤液中含有锌、铁、铜、镉、钴、镍等金属的硫酸盐。将该滤液经管道输送到还原槽8中进行三价铁的还原。

在还原除铁系统中，为了满足针铁矿法除铁需要Fe³⁺浓度低的要求，加入一定量的精矿入在还原槽6中。应用机械搅拌或蒸汽搅拌，控制温度为90～100℃，还原时的酸度为pH＝0.5～1.0。搅拌1～2小时，将浸出液中的Fe³⁺还原成Fe²⁺。

还原结束后应用，应用液固分离设备9进行液固分离，滤液经管道进入除铁槽10，滤渣返回浸出槽1再次进行浸出。

采用针铁矿除铁的过程中，先将除铁槽10的料液加热升温，维持温度在90℃左右，通空气进行氧化。应用石灰浆或焙砂维持pH＝5左右。料液中的铁呈针铁矿而被除去。

除铁结束后应用，应用液固分离设备11进行液固分离。除铁后的滤液进入净化工段，经深度净化去除Fe²⁺、Mn²⁺、Cu²⁺、Cd²⁺、Co²⁺、Ni²⁺后，可用于制备硫酸锌、氧化锌、电解锌等产品。

消耗的硫酸大部分转变成硫酸锌和硫酸铜等可溶性硫酸盐。一部分在浸出过程中形成硫酸铅和硫酸钙，一部分在净化过程中形成硫酸钙。由于不形成酸性盐的析出，可降低硫酸消耗。

本发明提供四个实施例。实施例1

锌精矿组成(％)如表1所示：

表1锌精矿组成(％)Zn SiO₂ Pb Al₂O₃Fe Cu Mg S As Mn Ca Cd Ni Co Ag Au50 2.65 3 0.62 7 0.8 0.35 31 2.05 0.14 0.02 0.45 0.01 ＜0.001 500g/t 2.12g/t

浸出设备采用200ml的玻璃反应釜，用磁力搅拌，用超级恒温水浴控制温度。空气是用微型鼓风机经一管道送入玻璃反应釜中。一φ15的玻璃珠填料塔与反应釜的出口连接，用作氧化吸收塔以回收尾气中的NO₂。

配制溶液50ml，其硫酸浓度为2.0mol/L，含Cu离子0.1～0.2mol/L，Fe离子0.1～0.2mol/L。

先将25ml所配制的溶液加入玻璃反应釜中，通电升温，调节浸出槽鼓风机鼓风量为20ml/min。当温度稳定在90℃左右时，边搅拌边加入锌精矿10g入玻璃反应釜中。接着缓慢地将6ml硝酸滴入玻璃反应釜中。将余下的25ml所配制的溶液作为氧化吸收塔的淋洗剂，在1小时内均匀地从塔的上端滴入。反应过程中产生的NO与氧气作用，生成NO₂，NO₂在沿玻璃珠填料塔上升过程中与从塔的上端滴入淋洗剂接触而被吸收，随淋洗剂流回玻璃反应釜。1小时后停止淋洗和停止提供空气，继续浸出10分钟，让浸出液中的氮氧化物排尽。浸出结束后将釜中料液进行抽滤，浸出结果如表2所示。

表2浸出结果

初始含铁量(mol/L) 0.0 0.1 0.2 0.1 0.2

初始含铜量(mol/L) 0.0 0.1 0.1 0.2 0.2

锌的浸出率(％) 85.2 89.1 91.7 94.8 96.6实施例2

将敞口的200ml的玻璃反应釜置于恒温水浴中。将实施例1所获得的浸出液加入玻璃反应釜中，用磁力搅拌，通电升温，把温度稳定在90℃左右，用石灰浆维持pH值为0.1～1.0。加入锌精矿2g入玻璃反应釜中。半小时后停止操作，将釜中料液进行抽滤，滤液的Fe³⁺含量从21.6g/L降至1.94g/L，Fe²⁺含量从11.6g/L升至31.17g/L。实施例3

将敞口的200ml的玻璃反应釜置于恒温水浴中。将实施例1所获得的浸出液加入玻璃反应釜中，空气输入管的管口应插入釜底，通电升温，把温度稳定在90℃左右，加入锌精矿2g入玻璃反应釜中。调节鼓风机鼓风量使釜中料液翻腾。随时用石灰调节釜中料液的pH值至5.2～5.6。半小时后停止提供空气，将釜中料液进行抽滤，滤液的Fe³⁺含量从1.94g/L降至0.32g/L，Fe²⁺含量从31.17g/L降至0.021g/L。99％的铁被除去。实施例4

浸出槽的尺寸为Φ2850mm×3300mm，为钢板结构，内衬耐酸瓷砖。用蒸汽加热。机械搅拌(11kW)，搅拌器为双层螺桨式。用鼓风机鼓入空气。硝酸的供应速率由计量泵控制。用一座氧化吸收塔氧化尾气中的NO并吸收NO₂，氧化吸收塔为φ2400mm×4000mm的焦炭填料塔，淋洗剂为废酸，淋洗液流回反应槽。用一座φ2400mm×4000mm的回收塔吸收尾气中残余的NO₂，回收塔为φ2400mm×4000mm的焦炭填料塔，淋洗剂为石灰水，淋洗液流至贮槽。

先将清水7.0m³加入浸出槽，启动搅拌器，搅拌中缓慢加入浓硫酸1.0吨。根据矿粉中含铁和含铜量适当补充铁盐和铜盐，使溶液含硫酸2.0mol/L，含Cu²⁺0.1mol/L，Fe³⁺0.1mol/L，含活性炭1kg/m³。通蒸汽升温，维持温度在70℃左右。调节浸出槽鼓风机鼓风量和回收塔出口处的排风机的排风量，使反应槽呈微负压。搅拌中缓慢加入锌精矿4.5吨。开启气体循环泵。启动氧化吸收塔和回收塔的喷淋和输送设备。缓慢加入浓硝酸1.5吨，维持浸出槽中硝酸浓度为～1.0mol/L，此时浸出反应快速进行。由于NO的氧化为放热过程，要用冷却盘管冷却从氧化吸收塔流出的淋洗液，使其温度降至30℃左右。控制氧化吸收塔淋洗液循环量为2～10m³/m²·min左右，控制流入(流出)氧化吸收塔的淋洗液流量为0.1m³/min左右。控制回收塔的喷淋速度为2～10m³/m²·min左右，保证淋洗液为碱性。随着浸出的进行，在1小时内均匀地将2吨浓硫酸加入浸出槽中。硫酸加毕后，继续运行30分钟，然后关闭气体循环泵，将氧化吸收塔流出的硝酸全部贮存于贮槽中，不再让其流入浸出槽。30分钟后停止浸出槽的加热和搅拌，将槽中料液进行压滤。滤渣经水洗后用干馏方法进行硫磺的回收。获得浸出渣1.79吨，脱硫渣0.77吨，脱铅渣0.41吨，浸出渣含锌26.3％，浸出液体积15.3m³，浸出液锌浓度为128g/L，浸出渣洗涤水体积5m³，洗涤水锌浓度为31g/L，硫磺回收率72％，以浸出液含锌量计算浸出率为93.9％，以浸出渣含锌量计算浸出率为95.2％。

Claims

1.锌的硫化矿的复合催化氧化直接浸出工艺，其特征在于：应用由硝酸、Fe³⁺、Cu²⁺、活性炭组成的催化剂，对悬浮于硫酸溶液中的有色金属硫化矿粉作催化氧化快速直接浸出，在温度为60～90℃和常压条件下，矿粉中所含的硫转变为单质硫，所含的Zn、Cu等变成硫酸锌和硫酸铜进入浸出液中，其过程包括：

(1)将矿粉与浸出剂硫酸和由0.1～1.0mol/L的硝酸、0.1～1.0mol/L的Fe³⁺、0.1～0.5mol/L的Cu²⁺、1kg/m³的活性炭组成的复合催化剂充分搅拌，矿粉中的ZnS等被HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺氧化生成Zn²⁺和S^o，HNO₃(NO₂)、Fe³⁺、Cu²⁺本身被还原为NO、Fe²⁺、Cu⁺；

(2)产生的NO被引入的空气中的氧气所氧化，再生成NO₂，流回浸出槽的HNO₃(NO₂)将Fe²⁺、Cu⁺氧化再生成Fe³⁺、Cu²⁺；

(3)从氧化吸收塔排出的尾气除含N₂、H₂O、N₂O外，还含有少量NO、NO₂和酸雾，经Zn(OH)₂、Ca(OH)₂或Fe(OH)₃处理后排放；

(4)浸出完毕后进行过滤，浸出渣中的硫可采用热滤法和萃取法回收；

(5)在料液酸度pH＝0.5～1.0和温度为90～100℃的条件下，用硫化矿粉使浸出液中的三价铁还原为二价铁；

(6)采用针铁矿法除铁，部分铁渣可返回至浸出槽用作下一批矿的浸出，除铁后的滤液再经深度净化用于硫酸锌、氧化锌、电解锌等的制备。

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于浸出剂可以应用废电解液和补充的硫酸配制，硫酸浓度为0.1～2mol/L。

3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于进入浸出槽的矿粉需要粉碎到90％以上的矿粉能够通过200目标准筛。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于浸出时间为1～2小时。

5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于浸出过程中产生的NO在浸出槽、管道和氧化吸收塔中被空气氧化成NO₂而再生，又通过NO₂的氧化作用使Cu²⁺、Fe³⁺得到再生；Cu²⁺不断地氧化硫化矿或Fe²⁺，本身被还原为Cu⁺，Cu⁺不断地被溶于液相中的NO₂氧化而再生为Cu²⁺；Fe³⁺不断地氧化硫化矿，本身被还原为Fe²⁺，Fe²⁺在Cu²⁺和活性炭的催化作用下不断地被溶于液相中的NO₂氧化而再生为Fe³⁺：催化作用和再生作用同时在气相和液相中发生。

6.根据权利要求1或5所述的工艺，其特征在于离开浸出槽的气体大部分经循环泵打回浸出槽的底部的气体分布器，再次参加氧化浸出反应，少部分气体在氧化吸收塔被空气氧化并被淋洗液吸收，吸收液流回浸出槽。

7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于从氧化吸收塔排出的尾气输送到回收塔下部入口，用氢氧化锌、氢氧化钙或氢氧化铁浆液进行逆流淋洗，消除酸雾和NO₂的向外排放。

8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于在浸出后期将全部NO引进氧化吸收塔，再生成的HNO₃流入贮槽，用作下一批硫化矿矿粉的浸出。