CN1249009A - 黄铜矿的浸出方法 - Google Patents

黄铜矿的浸出方法 Download PDF

Info

Publication number
CN1249009A
CN1249009A CN97182088A CN97182088A CN1249009A CN 1249009 A CN1249009 A CN 1249009A CN 97182088 A CN97182088 A CN 97182088A CN 97182088 A CN97182088 A CN 97182088A CN 1249009 A CN1249009 A CN 1249009A
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
chalcopyrite
copper
experiment
infusion solution
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN97182088A
Other languages
English (en)
Other versions
CN1081239C (zh
Inventor
A·平奇斯
P·J·迈伯格
C·范德默维
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Mintek
Original Assignee
Mintek
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Mintek filed Critical Mintek
Priority to CN97182088A priority Critical patent/CN1081239C/zh
Publication of CN1249009A publication Critical patent/CN1249009A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN1081239C publication Critical patent/CN1081239C/zh
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Fee Related legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

提供一种使用硫酸铁从黄铜矿浸出铜的方法,其中通过控制黄铜矿的表面电位,使其处于350到450mV宽范围内的经验确定的“窗”,以获得合格的浸出速率。最有效的工艺条件包括选择所述的表面电位、浸出温度、浸出溶液的pH值,和黄铜矿的研磨细度。本发明可以应用到槽浸出方法和堆摊浸出方法中。

Description

黄铜矿的浸出方法
本发明涉及黄铜矿的浸出以回收其中的铜,和尤其涉及一种使用优选由细菌产生的,但不是必须的,铁离子来氧化黄铜矿中的硫化物物料的方法。
使用硫酸铁氧化硫化物矿物来浸出硫化物通常引起快速的氧化,并由此引起所需物质的溶解。在这种情况下,矿物的表面电位通常在550到660mV的范围内,浸出速率通常被认为随着电位的增加而提高。这样的硫化物矿物有如黄铁矿(FeS2)、砷-黄铁矿(FeAsS)、辉铜矿(Cu2S)、和闪锌矿(ZnS)。
然而,对于黄铜矿,使用硫酸铁浸出花费过长的时间,推测这是硫化物暴露表面钝化的结果。出现钝化的机理的确切本质不完全明确,估计是因为在黄铜矿晶体表面形成了钝化薄膜,从而形成一个扩散阻挡层。
为了克服这个困难,已提出在浸出系统中尝试使用活化剂或催化剂。表明银是有效的催化剂(见如美国专利No.3856913)。但是,据申请人所知,没有工业过程使用这样的催化剂进行操作,估计是因为银成本高并且将其回收用于再循环存在困难。还有其他的建议使用HgS、As2S3、SnS和CoS。就申请人测定,不能证明它们在工业上有效。
因此,本发明的目的是,提供浸出黄铜矿的有效方法,而不需使用任何高成本或有害的活化剂或催化剂。
按照本发明,提供了一种浸出黄铜矿的方法,其中使用硫酸铁来氧化硫化物物料。该方法特征在于,可以能动地控制工艺条件,使黄铜矿的表面电位维持在350-450mV的范围内并持续至少一段有效时间,在这段时间内进行浸出,表面电位是以标准甘汞作参考电极被测量的。
本发明的进一步特征是,通过控制亚铁离子氧化过程的供氧来控制至少铁离子(Fe3+)与亚铁离子(Fe2+)的比率,从而能动地控制工艺条件,并且使用细菌氧化法把亚铁离子氧化成铁离子,优选在一个独立的反应容器中进行,这样在细菌氧化容器中循环的浸出溶液的停留时间可以被能动地控制。
本发明的另外的特征是,在浸出之前将黄铜矿磨细以增加它的有效表面积和提高晶体位错,在浸出过程中防止产物硫元素的氧化,和在高温下进行浸出。
本发明的更进一步特征是,在连续回路中,把浸出溶液循环到细菌的铁离子再生步骤,为浸出溶液返回到浸出过程作好准备之前,把浸出溶液从浸出过程循环至除铜步骤如溶剂提取法或电解沉积法,其中在一定程度上去除溶解的铜。
在实施本发明时,把黄铜矿的表面电位维持在特定的窄区内是重要的。在这一方面,需要指出的是,因为“腐蚀中”的硫化物颗粒和铂电极之间的接触,在回路中使用铂电极和甘汞电极测定的平衡电位即矿浆氧化还原电位被发现代表一个混合的电位。例如高电化学活性矿物如伴随黄铜矿的辉铜矿的存在,或低电化学活性矿物如黄铁矿和黄铜矿的接触(电池效应)等因素将增强真实的表面电位和使用铂电极测量的矿浆电位的差别。较理想的,应当使用黄铜矿晶体电极或由黄铜矿粉末或浓缩物制成的合成电极直接测量黄铜矿的表面电位。另外,因为黄铜矿的浸出动力学缓慢,矿浆氧化还原电位和黄铜矿表面电位之间的区别总是很小(不超过20mV)。
在黄铜矿中的杂质也被认为起到提高黄铜矿的不稳定性和由其引起的溶解性的催化剂作用。此效果和磨细以提高不稳定性的效果是样品特有的并取决于样品的来源。这是由不同的地球物理条件产生的,在不同的地球物理条件下形成黄铜矿并在其中包含不同含量的杂质。
在任何特定矿石或浓缩物上使用的成本上经济的方法用下面四个基本变量经验确定:
(i)黄铜矿的表面电位;
(ii)进行浸出的温度;
(iii)进行浸出的pH;和
(iv)矿石或浓缩物研磨到的细度。
对于上述方面,已经发现不同的黄铜矿其表面电位的范围或“窗”不同,并且很明显得取决于被处理矿物的与晶体结构、晶体杂质和伴生矿物和杂质有关的矿物学特性。类似地,最经济的温度、pH和研磨细度也会不同。
本发明方法的应用可以扩展到不仅包括利用搅拌的槽浸出方法处理含有黄铜矿的浓缩物的工艺,还包括利用简单的堆摊渗滤浸出方法处理含有黄铜矿的矿石的工艺。
控制表面电位或更一般的,在浸出过程中控制矿浆氧化还原电位可以用任何便利的方式实现,这对本领域技术人员是显而易见的,例如,通过控制供给氧化过程的O2和/或通过改变在独立的铁离子再生反应中的停留时间。
为了更充分理解本发明,现在参照附图说明实施的不同实验。
在图中:
图1-3是表示在一段时间内铜和锌溶解结果和按照现有技术在第二个y轴上表示的矿浆氧化还原电位的图。
图4-6是表示按照本发明在不同的浸出条件下铜从黄铜矿中溶解的图。
图7是在黄铜矿的间接氧化实验中使用的实验装置回路图。
图8表示不同黄铜矿的浸出图解结果。
图9是说明柱式浸出实验装置的回路图。
图10和11是两个柱式浸出实验的图解结果。浸出实验No.1(对比例)
图1表示使用南非铜-锌硫化物浮选浓缩物进行的批生物浸出的实验结果,在实验中没有进行为了控制黄铜矿的表面电位而能动地控制过程变量。浓缩物经分析有28%的铜、33%的硫化物、32%的铁和2%的锌。铜几乎毫无例外的以黄铜矿的形式存在,锌则以闪锌矿的形式存在。
在一个含有2升浓缩物矿浆的塑料槽中进行生物浸出实验。该槽有一圆锥底座,在圆锥的底部空气被引入,用于混合矿浆并且提供生物浸出反应所需的氧气和二氧化碳。供给空气中的二氧化碳用额外的二氧化碳气体补充,使二氧化碳的整个体积浓度大约为百万分之1000。利用红外灯加热塑料槽的外部,将生物浸出矿浆的温度控制在大约35℃。浓缩物的初始浓度(质量基)是15%。浓缩物的研磨细度是80%通过75μm筛子。浸出介质含有细菌生长所需的无机矿物盐营养物,其中它们的浓度是,以每升液体中的克数表示-硫酸铵2、磷酸氢二钾0.5、硫酸镁0.5、硝酸钙0.05。在实验开始,加入细菌培养基之前,加入硫酸把初始pH值调节到1.8。使用的细菌培养基是铁氧化细菌的混合培养物,它含有氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和铁氧化钩端螺菌等细菌。
图1表示的实验结果对批生物浸出实验是典型的。细菌生长开始时有一大约5天的滞后阶段,然后在接下来的15天内,当细菌把亚铁离子(Fe2+)形式存在的铁氧化成铁离子(Fe3+)时,矿浆氧化还原电位有一迅速的增加,超过600mV。在浸出期间,锌从闪锌矿伴发的浸出几乎完成。在实验期间pH值降到1.0,这说明硫化物完全被氧化成硫酸,分析最终浸出残渣证实了这一点。图1的曲线图表明,对于通常认为是优化生物浸出硫化物矿物的浸出条件下(高矿浆氧化还原电位),铜从黄铜矿中的浸出在34天后仅达到5%。当黄铜矿出现钝化时,可观察到缓慢的浸出动力学和低的铜提取率。浸出实验No.2(对比例)
对同样的南非黄铜矿进行第二个批生物浸出实验。在该例中,在一个含有10升浓缩物矿浆的不锈钢槽中进行实验。利用一个在上方的搅拌马达驱动一个具有位于槽底部附近的鲁斯顿(Ruston)涡轮叶片的搅拌轴,机械搅拌矿浆。富含与实验No.1相同浓度的二氧化碳的空气恰好被引入到涡轮叶片下面。再次采用实验No.1中给出的相同的初始固体浓度、矿物盐介质和操作温度。在该实验中主要的不同之处是,浓缩物被研磨到90%通过20μm的粉碎度,这用颗粒尺寸分析仪测定的并且不允许矿浆的pH值降低到2.0以下。这使用浸入矿浆中的组合的玻璃参比pH探针监控pH值而完成,其中探针与测量计和控制器连接,当pH降到2.0以下时控制器控制石灰浆的加入。
图2表示该实验结果。经过第一个16天铜浸出达到约20%,浸出速率超过实验No.1中得到的速率,这在很大程度上归功于因精细的粉碎度从而提高的黄铜矿的表面积。从第17天到20天铜的浸出速率有显著的增长,到第21天铜的提取率达到85%。
浸出速率增加期间与矿浆氧化还原电位落在350mV到400mV这一窄范围的时间段有直接的联系。第21天后矿浆氧化还原电位快速增长到550mV以上,在该条件下铜的提取中止。实验完成时对最终浸出残渣的分析表明,仅就元素硫而言已经出现了硫化物的氧化。浸出实验No.3(对比例)
在该对比例实验中浸出条件大致与在实验No.2中使用的条件相同。该实验结果如表3所示。该实验与实验No.3的不同在于,在第16天pH值可以降低到2.0以下。这引起细菌氧化元素硫的发生,如图3中的数据所示,铜浸出的速率突然降低。该结果说明元素硫氧化的发生起到从黄铜矿表面去除反应组份的作用,这已提高了黄铜矿的不稳定性,并且随后使黄铜矿表面出现钝化。浸出实验No.4(本发明)
使用稀释的硫酸-硫酸铁浸出溶液来氧化黄铜矿,并严格模拟上述实验No.3的生物浸出方法进行化学浸出实验。在500毫升容量的实验室反应容器中进行这些实验。这些反应容器配有温度控制,借助于在玻璃容器中的双间隔层实现控制,所需温度的水通过该间隔层。浸出矿浆用容器底部的磁性耦合搅拌器混合。利用容器中的组合玻璃-参比pH电极将浸出溶液的pH值控制在所需的水平,该pH电极与把硫酸送到该容器中的自动滴定器相连。在容器中使用与自动滴定器连接的铂和参考电极控制矿浆氧化还原电位,自动滴定器把适量的氧化剂溶液送到该容器中。在实验中随时间加入的氧化剂和酸的体积被记录在与自动滴定器相连的计算机上。用于控制氧化还原的氧化剂是高锰酸钾溶液。该氧化剂的加入维持了选定的Fe3+∶Fe2+比率,该比率(通过能斯脱等式)对测量的氧化还原电位起主要作用。
把在实验No.1-4中使用的13.8克精细研磨的南非浓缩物,和具有所需pH值和初始的3克/升的铁浓度的125毫升浸出溶液一起引入到容器中,进行浸出实验。初始的浸出溶液还含有实验No.1所给出浓度的细菌无机矿物盐营养物。在实验过程中添加高锰酸盐溶液和酸分别进行氧化还原和pH控制,在反应容器中最后的矿浆体积通常在400毫升左右。
在将氧化还原电位控制在370-400mV之间,pH值是1.5时,进行实验。在35、55、80℃的温度下进行实验。在实验过程中,可以从加入的氧化剂的量和通过分析在最后浓缩物浸出残渣中剩余的铜而确定的最终铜提取率,来计算浸出的铜量。
在35℃下的实验结果如图4所示。通过观察数据表明,经过第一个1.5天20%左右的铜被浸出,此后铜的浸出速率提高以致于在第3天后98%左右的铜被浸出。分析最终残渣表明,硫化物被氧化为元素硫。在这些实验中没有细菌存在,这表明pH值可以减少到2.0以下而不发生元素硫的氧化和黄铜矿氧化速率的降低。
图5和6分别表示在55和80℃时同样的数据,这些数据说明获得的浸出速率随着温度升高而提高。在55℃时98%的铜在24小时内被提取,而在80℃时在5小时内获得98%的提取率。浸出实验No.5(本发明)
该实验用于说明使用细菌产生的铁离子来浸出黄铜矿的连续操作,并说明控制氧化还原电位的重要性。为此,利用在一连续操作的间接细菌氧化系统中产生的铁介质,进行黄铜矿的浸出。采用的间接氧化实验回路如图7所示。
硫化物氧化反应器(1)有10升的工作容积,它作为一级连续搅拌槽反应器(CSTR)运转。该反应器被机械搅拌但没有空气引入。将与在实验No1-4中所使用的相同的黄铜矿作为10%固相的矿浆流连续给料到反应器中。在该流中液相含有如上述实验所述的溶解的细菌无机矿物盐营养物。给料矿浆的体积给料率的选择与所需的固体停留时间有关。同时以与给料矿浆的速率相同的体积速率,去除浸出残留矿浆。把硫酸加入到硫酸盐氧化反应器中,用于控制pH值。
在硫化物氧化反应器中的浸出反应所需的铁离子在一个独立的细菌的铁离子产生步骤(2)中生成。为了促进该步骤,从硫化物氧化反应器中连续地去除含有由浸出反应产生的溶解的Fe2+的矿浆,然后将其输送到简单的锥形沉淀器(3)进行固-液分离步骤。
沉淀的固体返回到硫化物氧化反应器中,液体输送到存储槽中(4)。液体从该存储槽输送到一个电解槽(5)中,以从溶液中去除铜,成为金属铜。这样做是为了将回路中溶解的铜的浓度维持在一所需的范围内。然后该浸出溶液被输送到细菌铁离子生成器(2)中,以完成Fe2+到Fe3+的再氧化。
使用的生成器(2)包括一个15升柱状物,该柱状物包括垂直放置的不锈钢网状物,用来被动地固定细菌槽。使用的细菌培养物与已经说明的混合培养物相同。用富含二氧化碳的空气,在底部以足够确保从Fe2+到Fe3+的细菌氧化不受限制的流量,喷洒入成器(2)。生成器的温度被控制在大约35℃。
通常在>600mV的氧化还原电位下,再生液体从反应器被输送到第二个储存槽(6)。在(7)处不时地人工去除第二个储存槽的一部分三价铁沉淀以减少在回路中的铁的总浓度。去除铁的液体返回到第二个储存槽。
然后,高氧化还原电位的液体被输送回到硫化物氧化反应器中。在硫化物氧化反应器中,通过高氧化还原电位的高Fe3+液体的加入速率控制氧化还原电位,并用在与控制器连接的反应器中的铂和参比电极监控,控制器与泵(8)连接,泵(8)与第二储存槽(6)连接。使用与控制器连接的反应器中的组合的玻璃-参比pH电极,来控制在硫化物氧化反应器中的pH值,其中该控制器控制分送到反应器中的硫酸量。
间接细菌氧化系统成功地连续操作两个月。分别通过沉淀铁和电解铜,铁和铜的总浓度始终被控制在每升15和25克之间。在硫化物氧化反应器中,黄铜矿的停留时间维持在24小时。硫化物氧化反应器中的温度始终维持在55℃。
黄铜矿380mV的表面电位,对应着在硫化物氧化槽中控制在390mV时的测量矿浆氧化还原电位,这时建立了第一个稳定态操作条件。从给料固体中浸出铜和锌的程度分别是74%和94%。这与将实验No.4(图5)所示的在55℃时浓缩物的纯粹化学浸出数据和一级CSTR的数学模型结合而可预测得到的72%铜浸出很吻合。
第二个稳定态建立在同样的实验条件下,但是在硫化物氧化反应器中控制的矿浆氧化还原电位稍高,为400mV。在该较高的电位下铜的浸出程度降到45%,这说明了对于任何特定黄铜矿所选择的电位的敏感性。相反地,能够预料到的是,硫化物矿物在较高氧化还原电位下,锌的浸出程度增加到94%以上。浸出实验No.6
以与实验No.4所描述的类似的方式,利用稀硫酸-硫酸铁氧化进行一系列的化学浸出实验,使用北美硫化铜浓缩物进行浸出实验。浓缩物经分析为30.3%铜、34.3%硫化物和29.9%铁。其中铜几乎毫无例外的以黄铜矿形式存在(浓缩物质量的77%),仅含有少量的(大约2%质量)其他铜的硫化物(辉铜矿、蓝辉铜矿、靛铜矿)。其他显著存在的硫化物是黄铁矿(7%质量)。浓缩物试样初始的粉碎度是90%通过103.8μm。
在35℃的温度下进行第一组两个化学浸出实验。矿浆氧化还原电位控制在394mV和444mV时进行这两个实验。在同样的氧化还原电位下进行第二组的两个实验,但是使用研磨到90%通过6.9μm的浓缩物。该实验结果归纳在表1中。
表1在35℃时,北美黄铜矿浓缩物的铁浸出
  浓缩物的研磨(90%不超过)   矿浆氧化还原电位(mV对SCE) 48小时后溶解的铜(%)
    103.8     394     10.5
    103.8     444     16.1
    6.9     394     16.8
    6.9     444     15.9
细磨的黄铜矿浓缩物通常可以通过增加浸出的表面积或提高结晶位错,从而改善浸出动力学和铜的提取率。对该浓缩物,浓缩物更精细的研磨并没有改善浸出动力学和铜的提取率。在采用的两种氧化还原电位下得到的铜提取率不超过17%。
对于这种更耐高温的黄铜矿浓缩物,浸出温度的提高通常对获得满意的铜浸出动力学和提取率是必要的。
使用原始浓缩物和细磨到90%通过6.9μm的浓缩物试样在70℃进行进一步系列实验。对每个浓缩物试样,在矿浆氧化还原电位为394、404、414、424、434和444mV下进行六个实验。实验结果归纳在图8中。
对于细磨的浓缩物(90%通过6.9μm),实验结果表明,在414到434mV的氧化还原电位范围内在48小时内,可以达到高的铜回收率(>98%)。在该电位范围以上或以下对铜的浸出动力学都不利。但是,该实验结果也表明,对于更粗大的原始浓缩物(90%通过103.9μm)也可能获得相对高的铜提取率,但是其氧化还原电位应在414mV左右较窄的范围内。结论是,对于该浓缩物,通过采用414mV左右范围内的氧化还原电位,可以避免细磨浓缩物来提高铜浸出动力学和回收率而增加的加工成本。矿石柱式浸出实验
使用矿石颗粒的柱式浸出实验模拟间接的生物堆摊浸出方法,其中在一个独立的细菌的三价铁产生过程中,在矿石堆的外部,生成将渗滤矿石堆的稀硫酸-硫酸铁浸出溶液。这种间接生物浸出方法的一个关键方面是,这种浸出溶液的氧化还原电位(铁与亚铁离子的比率)可以选择。将其与直接生物堆摊浸出对比,对于直接生物堆摊浸出,包括二价铁氧化成三价铁在内的细菌氧化反应发生在矿石堆的内部,并且若可能的话,控制氧化还原电位是极其困难的。
在实验室柱式浸出实验中使用的实验装置如图9的线路图所示。在高1米、直径0.12米的塑料柱中,使用大约15Kg的粉碎的矿石试样进行柱式浸出实验。柱(9)有一个环绕的水套管(10),使柱内的温度控制在35℃。所述液体以每小时每平方米矿石表面27升的速率通过柱状物进行渗滤,并被收集到柱底部的贮槽(11)中。通过添加过氧化氢溶液到贮槽中,将在贮槽中的所需的铁∶亚铁比率(氧化还原电位)控制在所需的水平。这有效地模拟了外部的细菌的三价铁再生步骤。使氮气鼓泡进入贮槽中液体以促进混合,也从底部通过矿石柱以降低细菌在柱中的矿石颗粒上生长的机会。
浸出液含有与浸出实验No.1中相同浓度的细菌营养物。在贮槽中的浸出液的pH值通过加入硫酸被控制在0.8。
矿物试样经分析为1.07%铜、3.5%铁和2.1%硫化物。矿物学分析表明,矿石的硫化物矿物的质量含量大约是1.5%黄铜矿,0.5%辉铜矿、蓝辉铜矿和靛铜矿,<0.5%斑铜矿和2.5%黄铁矿。为了进一步评定在矿石中非黄铜矿硫化铜和黄铜矿的量,对矿石的一个试样进行氰化物浸出。已经发现,通常非黄铜矿硫化铜易溶于氰化物而黄铜矿不易溶。该浸出结果表明,51%的铜以易浸出的非黄铜矿硫化铜存在,剩下的49%以黄铜矿的形式存在。柱式浸出实验1
使用粉碎至-6mm的矿石进行两个对比实验。在一个实验中,贮槽的氧化还原电位被控制在505mV的“高氧化还原”水平,在另一实验中控制在396mV的“低氧化还原”水平。这些结果示于图10中,其中描绘了根据溶液中铜估计的铜回收百分率对应于浸出时间的关系。这些数据表明开始时得到高的铜提取率,估计是因为易浸出的非黄铜矿硫化铜在高的氧化还原电位下浸出快,最终的提取率在最高的67%铜提取率时达到平衡。在低氧化还原电位下铜的浸出速率低,估计是因为非黄铜矿硫化铜在低氧化还原电位下浸出速率低,但是最终的铜提取率在更高值83%处达到平衡。假设在每种情况下所有易浸出的铜被浸出是合理的,并取49%的铜以黄铜矿形式存在,可以计算出黄铜矿形式的铜的33%在高氧化还原电位下被浸出。在低氧化还原电位下,可以类似地计算出浸出的黄铜矿增加到65%。柱式浸出实验2
该浸出实验在许多方面类似于柱式浸出实验1。在该例中矿石试样被粉碎到-12mm,并分两阶段进行该浸出实验-在135天内的初始阶段,其中使用高氧化还原电位(505mV)和第二阶段,其中将氧化还原电位调节到低水平(396mV)。该实验结果示于图11。
在初始阶段具有高氧化还原电位时,铜的提取率在135天后最终在58%最大值处达到平衡。再次假设所有的非黄铜矿已浸出,在这种情况下可以计算出14%的黄铜矿的铜已经被浸出。在第135天浸出液的氧化还原电位降低以后,发生额外的铜的浸出,提取率最终在81%处达到平衡。可以再次计算出的是,这表示总计61%的黄铜矿的铜提取率。
归纳起来,上述实验数据表明,在高氧化还原电位下,从矿石的黄铜矿组份中铜的提取率低,因为在这些条件下黄铜矿钝化,这种情况通常被观察到。即使在更复杂的矿石渗滤浸出方法中,在低氧化还原电位范围下浸出,黄铜矿的浸出也能得以改善了,在所述方法中额外的因素如渗滤效率、质量传输效果和铁和硫的沉淀可能是主要的工艺参数。
从上面所述可以理解的是,本发明提供了简单的方法用于有效地从黄铜矿中浸出铜,而不涉及使用任何高成本的或其他有害的催化剂或活化剂,它完全依靠控制和设置浸出参数和条件。
可以理解的是,不脱离本发明范围的其他实施方案是可行的。

Claims (9)

1.一种浸出黄铜矿的方法,其中使用硫酸铁氧化硫化物物料,该方法的特征在于,能动地控制工艺条件,使黄铜矿的表面电位维持在以标准甘汞作参比电极测量出的350-450mV的范围内,并至少持续一段有效时间,在该段时间内进行浸出。
2.按照权利要求1的方法,其中通过控制在浸出溶液中的铁离子(Fe3+)与亚铁离子(Fe2+)的比率来至少部分能动地控制所述工艺条件。
3.按照权利要求2的方法,其中通过控制亚铁离子氧化过程的供氧量来控制铁离子与亚铁离子的比率。
4.按照权利要求2或3中任何一项的方法,其中把亚铁离子氧化成铁离子的过程是一个细菌氧化的过程。
5.按照权利要求4的方法,其中在独立的反应器中进行所述细菌氧化过程,并且将浸出溶液在浸出过程中进行循环。
6.按照权利要求5的方法,其中可以在超出所需的氧化还原电位下进行所述细菌氧化过程,并通过控制富三价铁的铁浸出溶液加入到浸出反应器中的加入速率,来控制浸出反应器中的氧化还原电位。
7.按照上述任何一项权利要求的方法,其中额外的工艺条件选自:
(i)在350到450mV之间的表面电位范围或实际的表面电位;
(ii)浸出过程的温度;
(iii)浸出过程的pH值;和
(iv)黄铜矿的研磨细度
它们根据经验选择以提供一种具有满意效果的方法。
8.按照上述任何一项权利要求的方法,其中浸出溶液从浸出过程循环到去除铜的步骤,以去除一部分溶解的铜。
9.按照权利要求1-5中任一项的方法,其中该方法是一种堆摊浸出方法,其中调整浸出溶液以提供所述的表面电位。
CN97182088A 1997-03-03 1997-03-03 黄铜矿的浸出方法 Expired - Fee Related CN1081239C (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN97182088A CN1081239C (zh) 1997-03-03 1997-03-03 黄铜矿的浸出方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN97182088A CN1081239C (zh) 1997-03-03 1997-03-03 黄铜矿的浸出方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN1249009A true CN1249009A (zh) 2000-03-29
CN1081239C CN1081239C (zh) 2002-03-20

Family

ID=5178286

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN97182088A Expired - Fee Related CN1081239C (zh) 1997-03-03 1997-03-03 黄铜矿的浸出方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN1081239C (zh)

Cited By (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1320137C (zh) * 2002-12-31 2007-06-06 熊尚彬 复合浸出剂及用复合浸出剂浸出黄铜矿的浸出方法
CN100345985C (zh) * 2001-10-29 2007-10-31 技术资源有限公司 从黄铜矿中回收铜
CN101857916A (zh) * 2010-05-24 2010-10-13 北京科技大学 一种槽浸工艺中的布液方法
CN1938437B (zh) * 2004-01-30 2011-05-11 Bhp比尔顿有限公司 生物堆浸方法
CN105039693A (zh) * 2015-08-05 2015-11-11 中南大学 一种强化黄铜矿与斑铜矿的生物浸出方法
CN106687610A (zh) * 2014-09-12 2017-05-17 Fl史密斯公司 用于在金属硫化物常压浸出过程中提高金属回收的系统和方法
CN106755999A (zh) * 2016-12-21 2017-05-31 武汉理工大学 一种黄铜矿的微波强化浸出方法
CN107109521A (zh) * 2014-11-20 2017-08-29 Fl史密斯公司 在金属硫化物常压浸出中提高金属回收的活化系统和方法
CN107164633A (zh) * 2017-04-07 2017-09-15 中南大学 一种高效综合利用含银耐火砖的方法
CN107674973A (zh) * 2017-11-16 2018-02-09 武汉理工大学 一种机械化学强化黄铜矿浸出的方法
CN108368563A (zh) * 2015-10-30 2018-08-03 技术资源有限公司 堆浸
CN112221695A (zh) * 2020-09-28 2021-01-15 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法
CN112522511A (zh) * 2020-11-09 2021-03-19 紫金矿业集团股份有限公司 排土场废石资源化处置方法
CN114381599A (zh) * 2021-12-28 2022-04-22 北京科技大学 一种协同强化黄铜矿硫酸浸出的方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3856913A (en) * 1972-09-21 1974-12-24 British Columbia Res Council Copper extraction by rapid bacteriological process
CA1214043A (en) * 1983-01-26 1986-11-18 Albert Bruynesteyn Biological-acid leach process

Cited By (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100345985C (zh) * 2001-10-29 2007-10-31 技术资源有限公司 从黄铜矿中回收铜
CN1320137C (zh) * 2002-12-31 2007-06-06 熊尚彬 复合浸出剂及用复合浸出剂浸出黄铜矿的浸出方法
CN1938437B (zh) * 2004-01-30 2011-05-11 Bhp比尔顿有限公司 生物堆浸方法
CN101857916A (zh) * 2010-05-24 2010-10-13 北京科技大学 一种槽浸工艺中的布液方法
CN101857916B (zh) * 2010-05-24 2012-05-09 北京科技大学 一种槽浸工艺中的布液方法
CN106687610A (zh) * 2014-09-12 2017-05-17 Fl史密斯公司 用于在金属硫化物常压浸出过程中提高金属回收的系统和方法
US10023935B2 (en) 2014-09-12 2018-07-17 Flsmidth A/S System and method for enhanced metal recovery during atmospheric leaching of metal sulfides
CN107109521A (zh) * 2014-11-20 2017-08-29 Fl史密斯公司 在金属硫化物常压浸出中提高金属回收的活化系统和方法
CN105039693A (zh) * 2015-08-05 2015-11-11 中南大学 一种强化黄铜矿与斑铜矿的生物浸出方法
CN108368563A (zh) * 2015-10-30 2018-08-03 技术资源有限公司 堆浸
CN106755999B (zh) * 2016-12-21 2018-11-23 武汉理工大学 一种黄铜矿的微波强化浸出方法
CN106755999A (zh) * 2016-12-21 2017-05-31 武汉理工大学 一种黄铜矿的微波强化浸出方法
CN107164633A (zh) * 2017-04-07 2017-09-15 中南大学 一种高效综合利用含银耐火砖的方法
CN107674973A (zh) * 2017-11-16 2018-02-09 武汉理工大学 一种机械化学强化黄铜矿浸出的方法
CN112221695A (zh) * 2020-09-28 2021-01-15 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法
CN112221695B (zh) * 2020-09-28 2022-09-30 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法
CN112522511A (zh) * 2020-11-09 2021-03-19 紫金矿业集团股份有限公司 排土场废石资源化处置方法
CN112522511B (zh) * 2020-11-09 2021-12-10 紫金矿业集团股份有限公司 排土场废石资源化处置方法
CN114381599A (zh) * 2021-12-28 2022-04-22 北京科技大学 一种协同强化黄铜矿硫酸浸出的方法
CN114381599B (zh) * 2021-12-28 2023-03-14 北京科技大学 一种协同强化黄铜矿硫酸浸出的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN1081239C (zh) 2002-03-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU731640B2 (en) A process for the leaching of chalcopyrite
CN1081239C (zh) 黄铜矿的浸出方法
US5827701A (en) Method for the generation and use of ferric ions
CA2257126A1 (en) Method and apparatus for biocatalyzed anaerobic oxidation of metal sulfides
US6168766B1 (en) Process for leaching copper from copper sulfide using bacteria
EP0981652B1 (en) Sulfide mineral concentrate bioleaching
Mier et al. Influence of metallic ions in the bioleaching of chalcopyrite by Sulfolobus BC: Experiments using pneumatically stirred reactors and massive samples
Petersen From understanding the rate limitations of bioleaching mechanisms to improved bioleach process design
Ilyas et al. Bioleaching of metal ions from low grade sulphide ore: Process optimization by using orthogonal experimental array design
Chong et al. Effect of particle–particle shearing on the bioleaching of sulfide minerals
AP949A (en) A process for the leaching of chalcopyrite.
JP3991934B2 (ja) 黄銅鉱を含む硫化銅鉱から銅を浸出する方法
RU2180360C2 (ru) Способ выщелачивания халькопирита
US20090235784A1 (en) Pre-treatment of feed to non-stirred surface bioreactor
Guezennec et al. The use of oxygen instead of air in bioleaching operations at medium temperature
Velásquez-Yévenes et al. A Sustainable Bioleaching of a Low-Grade Chalcopyrite Ore. Minerals 2022, 12, 487
Duku Biooxidation kinetics of Leptospirillum Ferriphilum attached to a defined solid substrate
Guezennec et al. The use of bioleaching methods for the recovery of metals contained in sulfidic mining wastes
MXPA99008069A (en) A process for the leaching of chalcopyrite
Drossou The kinetics of the bioleaching of a refractory gold-bearing pyrite concentrate
Ojumu et al. Biooxidation kinetics of Leptospirillum ferriphilum under heap bioleach conditions
Bailey An assessment of oxygen availability, iron build-up and the relative significance of free and attached bacteria, as factors affecting bio-oxidation of refractory gold-bearing sulphides at high solids concentrations
Spurr Interrelationship of hydrology, microbial colonisation and hydrometallurgy in a simulated chalcopyrite heap leach
Congress Guezennec_932
Gonzalez-Chavez et al. Effect of mesophilic microorganisms on the electrochemical behavior of galena

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
C19 Lapse of patent right due to non-payment of the annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee