CN1038348C - 自矿物生产金属的方法 - Google Patents

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Abstract

本文描述了一种由矿物原料12生产一种或多种金属的方法。将该矿物供入浸取设备10并在其中与电解液14接触。该浸取装置具有分别为17、18、19、20的逐渐降低氧化电位的区段。电解液流14A自区段20排出并于电解回收金属之前在处理装置25A中处理，以去除杂质和不希望有的金属。经电解后的电解液随后返回浸取装置10。
为回收另外的金属，可使第二电解液流14B自区段19排出。在电解回收金属之前，将该电解液14B在处理装置25B中处理以去除杂质和任意不希望有的金属。该电解液经电解后返回到浸取装置10。

Description

自矿物生产金属的方法
本发明涉及自矿物生产金属的方法，尤其涉及自矿石及精矿生产碱金属和贵金属，包括生产铜的方法。下文将参阅含硫矿石的处理部分地描述本发明，应当理解，本发明并不限于这类用途。本说明书中所用的“矿物”或“矿物类”，其意包括任何含金属的化合物，包括矿石、精矿、半精制金属化合物、金属氧化物和硫化物、烟尘等等。
处理含一或两种特别感兴趣金属的矿物以提取该金属的方法是已知的。当所处理的矿物具有复合物组成时，这些方法的操作变得极为昂贵和复杂，而且，当矿物具有复合物组成或含有多种污染物时，要获得一定的产物纯度也更困难。
当今(以及今后)的一个主要问题是关系到对由现存的矿物处理以回收金属过程所产生的废物及副产品进行处理。对含硫矿物来说，这一问题更为紧要，因其中典型副产品的硫或呈二氧化硫气体形态或呈硫酸形式。极大部分的气体排放问题(包括酸雨)出自于二氧化硫的产生，故一直惯于通过生产硫酸来回收二氧化硫。然而，硫酸如此普遍，以至要使许多生产厂家承担自产地运送硫酸的费用。
面对由矿物处理过程产生大量废料和副产品，特别是由二氧化硫/硫酸副产品所带来的问题，人们已努力研究简化副产品的处理和/或回收的方法。
授予Cyprus Metallurgical Process Corporation的美国专利3,673,061记述了在电解槽阳极处的硫化铜浆料的氧化作用，对硫化铜分解要求阳极电流密度为12安/英寸2。由于在多种矿物中有铁存在，使这一方法电解铜的阳极电流效率降低，这是因为能量消耗于铁的氧化。在这方法中用电解生产铁的费用很高并使得这一方法在效率和总成本方面都不经济。
Duval Corporation的澳大利亚专利申请46913/72公开的方法包括氯化铁和氯化铜浸取硫化铜矿石。该方法非常复杂且要求140℃左右的温度和压力高至3.5atm的纯氧。
Dextec Metallurgical Pry Ltd的美国专利4,061,552在电解槽的阳极室电解硫化铜，同时伴随加入空气来沉淀铁，克服了在较高温度和压力下操作的缺点。不过，不易由Dextec法生产纯化产品。
另外一种现有方法是Cuprex法。该Cuprex法包括用氯化铁溶液浸取铜精矿、溶剂萃取氯化铁溶液、洗涤、反萃取而后电解以生产铜。Cuprex法费用昂贵，能耗高，投资及操作费用高，且总的来说操作步骤复杂。此外，必须用现有的方法将产物(诸如金)取出，而这些方法具有不良的副作用。
本发明的目的是提供一种能获得电解液高氧化电势的浸取方法，并且提供一种能选择性地回收特定金属的电解方法。
本发明的第一方面提出一种从金属矿物生产一种或多种金属的方法，其中矿物被送往浸取工艺，该浸取包括一高氧化电位区段(hop区段)和一低氧化电位区段(lop区段)，一种包括两种或多种不同卤化物的酸性pH电解液通经该工艺，由hop区段流向lop区段，本方法的步骤包括：
(i)将矿物供入lop区段以与电解液接触，在此至少有些该种金属或每种金属自矿物中浸出，所浸出的至少有些该种金属或每种金属呈低氧化价态；
(ii)在电解过程中离开lop区段的电解液进行电解以产生一种或多种金属并提高离开电解过程的电解液的氧化电势Eh；
(iii)将提高了氧化电势的电解液返回到浸取过程的hop区段；及
(iv)当电解液自hop区段流向lop区段时将其氧化电势降至其电解之前的水平；
其中通过形成一种或多种复合卤化物而引起电解液氧化电势的增加。
本发明的方法将电解过程与浸取过程分开，使得可以采用多种下面详述的有利的优选步骤。
优选的是当电解液由hop区段流向lop区段时，通过电解液与矿物逆流接触来降低电解液的氧化电势。优选当该矿物由lop区段流向hop区段时电解液与该矿物连续接触而使该种金属或每种金属自矿物中基本浸出。
电解液含有两种或多种卤化物，且通过形成一种或多种复合卤化物而引起电解液氧化电势的提高，当矿物流经hop区段时，该复合卤化物能促使一种或多种金属自矿物中进一步浸出。
本说明书中所用的术语“复合卤化物”，其意包括由两种或多种选自F-、Cl-、Br-和I-的卤化物结合所形成的物类。例如，在本发明优选方法中通常形成的一种复合卤化物为BrCl2 -
采用复合卤化物给本发明的最佳方案带来了已有技术未曾获得的许多明显效益。在电解槽的阳极室内通过例如将二价铁或一价铜分别氧化成三价铁和二价铜离子或通过氧化氯化物溶液以生成氯气的方式来储蓄阳极能是已知的。这三种蓄能形式各有缺陷，在电解过程中用铁和铜离子储蓄阳极能所产生的铁离子和铜离子会污染金属产物，而用氯气储蓄阳极能则需要储存大量氯气。然而复合卤化物的形成能以不污染金属产物的可溶形式储蓄阳极能，也能够将返回的阳极电解液控制在用以浸取矿物中其它特种金属(如贵金属)的高氧化势下。
电解液最好含有氯化物和溶解铜，当电解液进入hop区段时，该溶解铜基本呈二价态，而当电解液自产生金属的浸取过程排出时，该溶解铜基本呈一价态。
在本发明的优选方法中铜起着催化剂的作用。它催化浸取过程的不同反应，包括复合卤化物氧化矿物和空气氧化作用以及铅的浸取反应(详见下文)。
较佳的是，该hop区段包括一复合卤化物浸取区段(hcl区段)和一充气区段，由电解过程返回的电解液流入hcl区段并在其中矿物进行最后浸取而后离开浸取工序；采自hcl区段的电解液穿过充气区段并充气而来自lop区段的部分浸出的矿物流经充气区段而进一步浸取后转入hcl区段。当矿物中含铁时则充气将浸出铁沉淀并/或将充气区段中存在的至少某些一价铜氧化成二价铜。
在离开lop区段后进行电解工序之前最好将电解液进行处理，该处理过程包括去除电解液中的任何杂质和/或去除某些可能会污染电解过程中所生成的该种或每种金属的金属。这些金属可采用如下所述的银排除法以及下面所述的pH上升法来去除。
优选的是在一个或多个电解糟中生产一种或多种金属，该电解槽或每个电解槽具有一将阴极与阳极隔开的膜。于是阴极电解液在电解槽的阴极侧形成和阳极电解液在该槽的阳极侧形成。该隔膜以无孔的为好且最佳的隔膜是按下面本发明第八方面中所述的。
本发明的一个优选方案为电解步骤采用按串联排列的多级电解槽进行，阴极电解液由某一电解槽输送到后续电解槽的阴极室。阳极电解液可以按与阴极电解液呈并流或逆流的方向通过系列电解槽而输送。
当用于本工艺的矿物料液中存在Ni、Pb和Zn金属时，这些金属的生产最好在串联的电解槽装置中进行。
较佳的是，该lop区段具有一溶解铜区段(dc区段)和一铜沉淀区段(cp区段)，在dc区段中至少部分铜呈溶解态，而在cp区段中，电解液中的至少部分溶解铜由此沉淀而在cp区段与已输入到浸取工序的任何矿物混合，所得的混合物随后逆流地转送通过浸取工序，同时，来自hop区段的电解液首先流经dc区段再流经cp区段，而矿物则供入浸取工序的dc区段或/和cp区段。
优选地，铜可在至少一个铜电解槽中生产而作为此电解工序的组成部分，且这一电解槽最好并联于该电解槽系列。用于铜电解槽的电解液最好来自dc区段。
根据本发明的方法，其中，电解工序包括，在多个相应的电解槽中生产出多种金属，所述的一个或多个电解槽包括将阴极同阳极隔开的膜，所述的一种或每种金属在特定电解槽的阴极上产生，所述电解液在电解槽的阴极侧形成阴极液，在阳极侧形成阳极液，同时至少有一部分阴极液抑或直接透过膜，抑或绕过膜转移到阳极液中，或间接经由一个或多个另外的电解槽转移到阳极液中。
根据本发明的方法，其中，所述膜为无孔的，阴极液绕过膜流动。
根据本发明的方法，其中，电解槽为串连，而阴极液和阳极液顺序地并向流动或逆向流动，并且
(1)当逆向流动时：
至少有一部分阴极液离开所串连的一个给定电解槽转移到所串连的后续电解槽中，至少形成该电解槽中阴极液的一部分，而且该后续电解槽中至少有一部分阳极液被输回上述特定电解槽，在该特定电解槽中至少形成一部分阳极液；
(2)当并向流动时：
至少有一部分离开某个特定电解槽的阴极液被转移到所串连的一个后续电解槽中以形成该槽中阴极液的一部分，而且该特定电解槽中至少有一部分阳极液到所述后续电解槽中，至少形成该槽阳极液的一部分；
其中，所串连的第一个电解槽中所用的阴极液至少有一部分是来自lop区段的电解液，而且至少有一部分输回hop区段的电解液抑或是在阴极液和阳极液逆向流动时来自所串连第一电解槽的阳极液，抑或是在阴极液和阳极液并向流动时离开最后一个电解槽的阳极液。
在步骤(1)中，至少有一部分离开所串连最后一个电解槽的阴极液被转移到最后一个电解槽而形成阳极液，而在步骤(2)中，至少有一部分离开所串连最后一个电解槽的阴极液被转移到第一个电解槽，而成为阳极液。
本发明的第二方面提供一种由氯化亚铜溶液基本去除银的处理方法，其步骤包括：
--使该溶液流入具有一阴极和铜阳极的电解槽；
--向该电解槽溶液中加入可溶性汞；
--电解所得的溶液以在阴极上形成Cu/Hg/Ag齐。
本发明的第三方面提供一种将某些金属从pH通常低于3.5的氯化亚铜溶液中基本去除的处理方法，其步骤包括：
--将溶液的pH提高至约6至6.5范围或达到恰好产生一价铜沉淀之前的pH值，在pH为3.5-所述值之间逐步提高一级或多级预定的pH范围，每一pH范围相当于一种或多种特定金属自溶液中沉淀的pH点；及
--在每一pH范围下由溶液中除去该一种或多种特定金属的沉淀。
优选地是将这些处理步骤加到上文所述的用于去除可能在任何电解槽中污染所生成的该种或每种金属的某些金属的处理工艺中。
较佳的是，电解液浸取在输入浸取工序的矿物中存在的任何金时，将hop区段的部分电解液排出而流向金的回收工序。
本发明的第四方面提供一种用于将一种或多种金属从含该金属的矿物中浸出的逆流浸取方法，该方法包括一高氧化电势区段(hop区段)和一低氧化电势区段(lop区段)，由此将高氧化电势和酸性pH的电解液输向hop区段而该矿物则输向lop区段，其步骤包括：
(1)使电解液由hop区段流向lop区段并将矿物以与电解液流的逆流方向由lop区段输送至hop区段，使该电解液保持与矿物连续接触以从中至少浸出一些一种或多种的金属从而降低其氧化电势；
(2)将其中具有一种或多种金属的电解液由lop区段排出并将部分或基本上已浸取的矿物由lop区段排出；其中供入hop区段的电解液含有如本文所指的一种或多种复合卤化物。
本发明的第五方面提供了一种适用于本发明第一方面所限定方法的设备，包括：
--适用于接受矿物和电解液的一个或多个容器，以使电解液与矿物进行接触而自矿物中浸出一种或多种金属；及
--个或多个电解槽，各用于接受与来自容器的电解液接触的矿物，用于从浸入电解液的金属分别产生有关一种或多种金属以及用于将电解液返回到容器。
优选地，该设备还包括一设置在容器和电解槽之间的电解液处理装置，以便在将电解液供入电解槽之前去除电解液中的的任何杂质和/或去除可能污染电解工序中所产生的金属或各种金属的某些金属。
为氧化浸取矿物，最好用一个或多个用于供入空气的容器并在该容器或每一容器中最好配置用于搅拌矿物的搅拌装置。
优选地将该电解槽或每一电解槽分为一个具有一个或多个阴极的阴极室和一个具有一个或多个阳极的阳极室，并用一个或为多孔或为无孔的隔膜将该电解槽或各电解槽的各室分隔。
本发明的第六方面提供一具有一中空轴的搅拌器，该轴具有接于受动力装置而旋转的一端，和对面远离端，搅拌器宜于用在某个或每个容器中，在搅拌器的远离端上装有一横向板，有多个叶片装在该板上并在远离端或邻近远离端处由轴横向或径向向外伸展，使用时，空气或氧气经轴供入并在搅拌器的远离端排出。
本发明的第七方面提供一种适宜用在电解槽中的阴极，该阴极由导电材料制成并具有多个隔离的裸露导电材料部位，用来在电解过程中于其上形成一种或多种金属，通过在该阴极上设置绝缘装置将每一部位与所有其它部位隔离以防止使用时在各部位间的阴极区上形成金属。
本发明的第八方面提供一种宜于用在电解槽中的隔膜，该膜不渗透电解液流，且使用时在支承基体装有Na2SiO3衍生的凝胶。
优选的是将电解槽串联排列和/或与一个或多个另外的电解槽并联。
虽然在本发明的范围内还包括任意其它形式，现将参考附图和/或辅助实施例仅举例叙述本发明的优选实施方案，其中：
图1示意地描述了本发明的生产一种或多种金属的方法；
图2示意地描述了专门与铜有关的生产一种或多种金属的方法；
图3表示本发明优选叶轮的切面剖视图；
图4表示了随着储蓄电能量的增加的复合卤化物的氧化电位；
及
图5表示在含复合卤化物电解液中金颗粒的溶解百分数随时间的变化曲线。
参见图1，本方法包括一逆流接触单元10，将矿物12供入其中而电解液14逆流通过以与矿物接触并从中浸出一种或多种金属。
典型的矿物包括含硫矿石，诸如黄铁矿、辉钼矿、砷黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿、铜蓝、闪锌矿、辉铜矿、磁硫铁矿和方铅矿、或其各种组合物。典型的电解液为250-300g/l(gpl)NaCl的高浓度氯化钠电解液。
本方法能够接受广范围的多种原料，包括矿石、精矿、半提纯的含金属化合物等。本方法的一个特殊优点是对供入矿物的制备和/或纯化的要求比许多现有技术要低得多。
为易于参照说明，将装置10分成四个区段，下文中称为复合卤化物浸取区段17(hcl区段)、充气区段18。溶解金属区段19(dm区段)和金属沉淀区段20(mp区段)。
一般通过一个或多个搅拌器(如下所述)将空气或氧气供入充气区段以协助矿物的浸取。
电解液的温度最好高于70℃且pH值最好介于0.5-3，该方法通常在环境压力下操作。由于在已有技术中通常要求较高的操作温度和压力，这就使本方法特别有利。电解液的pH通常维持在3.5以下，因pH高于3.5就会形成铜的氯氧化物(如氯铜矿Cu4Cl2(OH)6)的趋势，而铜的氯氧化物会防碍铜的回收。
矿物12常常含有Cu、Pb、Zn、Fe、Co、Ni、As、Sb、Bi、Hg、Ag和Au等金属以及铂族金属，当将其供入mp区段(和/或dm区段，见下)，便开始电解液的浸取。在所用的浸取容器的浸取罐内部通常配有一沉降室，由于比重的不同，便在基本高于浆料区段(由矿物料形成的)的位层产生一清澈区段。这使电解液逆流传送至矿浆。
当矿料输经单元10时，其移入氧化电势逐渐提高的区域以便在每一区域中浸出相当比例的特定金属，通过单元10的不同点排放电解液流能够针对性提取特定金属。
矿物一旦被基本浸取后，该工序的进行要使引入矿物中任何硫化物的硫基本沉淀为元素硫，(见下面方程式(1)、(5)和(6))。元素态硫随淤渣23排出该工序，而后可用常规技术将其分离。因此，本方法克服了许多现有技术中存在的处理硫的缺点，因为并不是以产生硫酸，或二氧化硫气体的方式而回收。金属回收--第一环路
离开单元10的电解液分成两个液流14A和14B排出。对14A流来说，电解液离开mp区段时一般含一种或多种待回收的金属。在一实施方案中，当供入该工序的矿物包含铅、钼和锌时，这些金属被浸入流离单元10的电解液，以从14A中回收。图1仅表明铅和锌的回收。(此外，当矿物含铜时，可浸入流离装置10的电解液的14B中而回收)。通常，基本上全部与电解液一同由dm区段流向mp区段的离子铜在20区段沉淀(见下面方程式8、9和10)。因此在进入处理单元25A之前，电解液14A基本上不含铜。
配置处理单元25A以去除存于电解液中的任何杂质和/或可以影响随后电解回收的金属纯度的任何金属。因此，在可变的三级(3)处理工序之前，处理单元25A可包括用于去除杂质的稠化和/或过滤阶段(见下文所述并参考图2)。故处理单元25A可包括三个不同的处理级中的一个或多个级，即，级1为处理26，级2为处理28且级3为颗粒性金属处理30。
处理级1去除银和汞，而处理级2去除任何其它金属，降低其含量以使其不干扰后续电解工序而便于生成高纯度金属。去除的金属进入液流31，包括铁、砷、铋、汞、锑等。该处理工艺能够使金属产物达到，用现有技术不能获得或很难获得的极高的纯度。此外，每一处理单元可包括上述1、2和3级中的一个或多个级。
当在第一电解槽32中生成铅时，处理级3使电解液经铅粒床流过。处理后，将该电解液送向电解槽32，其中具有一阴极室33和一阳极室34。在图1中，生成的铅在第一电解槽中的一个或多个阴极处形成。通常阴极如下所述(即有凹窝的铜板)，一般用多个刮片将产物刮离该阴极或每个阴极。电解槽32中产生的铅产物35自该电解槽的底部排出。
该电解槽内有一无孔膜38(如下文所述，即涂覆Na2SiO3的薄膜)，该膜可阻止阴极室的电解液(即阴极液)流入阳极室的电解液(即阳极液)。
来自阴极室33的阴极液在第二处理单元40中再度处理。单元40一般包括第三级的颗粒金属处理，其处理将于第二电解槽42中生成的一种金属。图1中，单元40内的颗粒床为颗粒锌，用过的铅电解槽阴极液流过该床，以锌/铅产物43而除去存于阴极液中的任意铅。或者，在阴极液流向电解槽42之前，可在一中间电解槽(未示出)内产生铅/锌混合物。
第二电解槽也包括有由膜38分隔的阴极室33和阳极室34。锌于电解槽42中产生并以锌产物45自该槽的底部排出。用过的锌电解槽阴极液随后供入电解槽42的阳极室，在该处形成阳极液。
在一可选方案中，如虚线47所示，可将用过的锌电解槽阴极液返回流向第一电解槽的阳极室以使阴极液流和阳极液流为并流而非逆流。阳极液和阴极液的并流或逆流形式可用于具有三个或更多个电解槽的电解槽系列中。任选地，可根据矿物组成及要除去金属的不同将电解槽以全部并联或部分串联部分并联的形式设置，而使阳极液最后返回到逆流接触单元10(如下所述)。
最典型的是该电解液具有高的氯化物含量并在其中含有溶解的离子铜。离子铜在逆流接触单元10中催化多种浸取反应(如下所述)，不过，它并不参与流离金属沉淀区的电解液流14A中的金属产生。当在电解液流14A中存在两种或多种卤化物时，形成一种或多种复合卤化物(以下称“halex”)。通过在溶液中氧化卤化物类以形成halex而在所述或每个电解槽的所述阳极或每个阳极处生成halex。(一典型的氧化反应示于下面方程式(15))。
Halex具有储蓄大量阳极能的容量(见图4)，从而提高返回电解液14R的氧化电位。当阳极液从电解槽32返回接触单元10时，在hcl区段产生高氧化电位，这便大大有助于将难于浸取的金属自矿物中浸出。
通过分别将二价铁或一价铜氧化为三价铁或二价铜离子，或通过使氯化物溶液氧化生成氧气来储蓄阳极能是已知的，不过，这三种阳极能储蓄形式的任一种都有缺点(详见上文)。halex的形成克服了这些缺点并使得能够储蓄用于hcl区段17中的大量的氧化能。
图4为对三种不同电解液的氧化电位与输入电能的关系图。曲线1是关于280g/l NaCl加28g/l NaBr，表明在+900-+1000 mV电位下形成BrCl2 -(标准参比电极Ag/AgCl)。曲线1表明了电解液氧化电位随着根据下面方程式(15)所形成的BrCl2 -而变化。该曲线的第二部分表明，当游离Br-含量降低且氯气释放成为竞争反应时，此反应的电流效率提高，便提高了氧化电位。
曲线2表明无Br-的280g/l NaCl溶液的氧化电位随着氯气的立即放出和随后加入NaBr中止氯气放出而发生的变化。曲线3表明280g/l NaCl电解液、+28g/l NaBr、+12g/l Cu+的氧化电位。介于+600和+1000mv(Ag/AgCl)之间的曲线下的面积表示可溶形式的储蓄能量，该能量可用来浸取例如矿料(诸如黄铁矿和砷黄铁矿)中的金及难浸矿物。可将阴离子溴化物看作储存氯分子的溴化物离子。这表明按重量计，溴化物比铜离子的效率高出1.59倍，同时还有另外的优点，即本方法电解形成的铅或锌产物不会被污染且该产物在高电位下形成。
在浸取工序中使用复合卤化物作为一部分氧化物质的一个优点是复合卤化物的形成电位低于氯气形成电位。因此，可优先形成含halex的电解液而不产生氯气并由此伴生的难题。逆流浸取
如上所述，有四个区的逆流接触单元示于图1。当该方法用于生产铜时，可去掉金属沉淀区段20。任选地，当不生成铜时，即无铜的电解回收环路14B时，最好有离子铜存在于电解液中。离子铜有助于在hcl区段催化halex的浸取(见反应式(14))、在充气区段18的氧化浸取(及铁沉淀；见反应式(12))和在dm区段19的矿物浸取(特别是铅的浸取)(见如反应式(1)和(9))。在逆流浸取单元10中离子铜经历了多种转变，然而其主要转变是由hcl区段的二价(+2)态变为dm区段的一价(+1)态。
矿物12被供入mp区段或/和dm区段后即开始与电解液14接触。在mp区段20，大部分存于电解液中的离子铜沉淀为硫化铜或硫化亚铜，依次浸取硫化物矿(正如反应式(8)、(9)和(10))。诸如铅、镍、锌和钼等金属被浸出和/或存于电解液(来自上游浸取的)中并随液流14A流出单元10而用于随后的回收。
在一优选实施方案中，可将mp区段与逆流浸取工序分开，以使投向单元10的矿料来自如介于分开的mp区段和dm区段19之间的沉降罐。该沉降罐接受来自不相连的浸取/金属回收体系中已部分浸取的矿物。因此，例如对一易于浸取的金属来说，可同时运行该分离的金属回收体系，这样，对该金属(如铅)而言，供入单元10的矿物已有部分浸取。因此，因此，分别浸出的金属不参与该方法。当然，在这一优选实施方案中，mp区段仍可构成单元10的一部分，不过该矿料仍可为部分已浸出的一种或多种易于浸取的金属的进料。
在mp区段的部分已浸取的矿物被输送到其氧化电位高于mp区段的dm区段19，并进行进一步浸取。存于dm区段的二价铜使硫化物矿进行浸取(见例如反应式1)，主要生成一价铜、二价铁和元素硫。该硫沉淀进入矿浆并不再参与任何反应。随后将硫由单元10转入淤渣23而作为产物24而分离。因此，在dm区段19中的浸取基本借助于二价铜进行，随着矿物的逐步浸取，该二价铜本身又还原为一价铜。
因此，  呈液流14B排出单元10的电解液中所含的溶解铜基本呈一价态，从铜的电解冶金法的观点看，该价态是最为有利的。这就是说，在多种电解法中，铜由二价态进行电镀。与二价态铜的电解冶金相比，由一价态铜进行铜的电解冶金仅需要约一半的能量。另外，当含一价铜电解液高度纯净时，可在电解槽中施用高得多的阴极电流密度，并可使铜的电解冶金产量进一步提高。下文将更详细地描述铜的提取方法。
部分浸取的矿物接着被送入充气区段18以进一步浸取。将呈空气的氧引入充气区段液流22，一般经过一如下所述的轴向流充气搅拌器引入气体。电解液经空气氧化将一价铜氧化成二价铜(见反应式(11))。充气作用还使电解液的pH维持稳定。更重要的是，充气作用使浸出铁沉淀(基本以三价形式)。该化学反应示于副反应式(11)、(12)和(13)，将其合并便形成反应式(14)。因此，FeOOH(正方针铁矿(akaganeite))沉淀入矿物淤渣(且最后在淤渣线23中而流出单元10)。
当供入本方法的矿物含有黄铜矿时，参考反应式(15)便可很好地理解充气区段的浸取作用。
接着，浸取矿物的氧化作用由充气区段转向hcl区段17。任何仍未浸出的矿物大部分在具有很高氧化电位的hcl区段中浸出。于第一环路的电解槽32和44与铜电解槽52(第二环路的)中的阳极处形成的halex随同电解液返回液流14R进入hcl区段。Halex化合物使难于浸取的硫化物矿(见如反应式(17))以及也难于浸取的金(见如反应式(18))进行浸取。Halex还与一价铜反应生成二价铜离子，这引起矿物的进一步氧化浸取(见反应式(15))。
在铜的电解槽中，二价铜还可在阳极处由阳极室的一价铜生成。该二价铜被再循环返回hcl区段以在该处进一步促进矿物的浸取。将部分14P输送至金回收单元50而在金回收单元中回收hcl区段17内浸出的金。
因此现在便可看出离子铜在单元10中是经历多种转化，从hcl区段17的基本的二价态，到dm区段19的基本的一价态，再到mp区段20的基本沉淀。金的回收方法
将含浸出金的电解液部分14P循环到有活性炭床的金回收单元50，使来自电解槽52的阴极室33的用过的阴极液流54流入该回收单元而与该电解液14P接触。用过的阴极液氧化电位低，与电解液接触时使溶液的Eh降至低于+600mV(Ag/AgCl)，使金以元素态析出溶液并吸附到活性炭的表面。该炭/金产物离开单元50后而回收以产生作为液流56的金。然后将贫化金的电解液部分14P返回hcl区段。
由于金已呈离子形态浸入溶液，便能很容易地将其回收，无需进行氰化物浸取，也避免了采用该方法所伴生的各种问题。本方法为获取金提供了非常有效的、作用显著的且经济的方法。图5表明由阳极产生halex物而进行的金的浸取。可在短时间内将金自矿物中完全浸出也是本方法的有效性之一。铜的回收工艺
参考图1和2(各图中相同的参考编号用来说明相同的工艺单元)，首先参看图1，在金属回收环路2中生产铜，通过由dm区段19排出电解液流14B，将其在处理单元25B中处理后再在铜电解槽52中电解提取铜，最后将该电解液返回接触单元10。
液流14B中的铜基本呈一价态，因而电解冶金制铜需要的能量低得多(约为由二价铜电解制铜所需能量的一半)。处理单元25B在电解液中去除固体颗粒(如，在增稠器58中)以形成部分淤渣23而由工序排出。第一级处理单元26将银和(如存在时)汞作为液流60排出，而第二级处理单元将随后可能会在电解工序中污染或影响所生成铜的纯度的残留金属去除。该残留金属作为液流62排出，且在生产铜时，可含有Pb、Zn、As、Sb、Ni、Fe、Co等。随后可将这些排出的金属以常规的回收方法回收。
处理后将电解液输送到电解槽52以进行电解冶金法。在阴极室33内，含一价铜的电解液基本上被还原而生成铜，作为铜流64排出。将粒状铜在单元66中过滤、洗涤并干燥，然后可在压块设备68中压块，或在Conform机69中加工成线材。
来自阴极室33的阴极液作为阴极液流70转入阳极室34。这是因为隔膜38不允许电解液在阳极和阴极室之间流通，但仅允许电流流通。(下面会更详细地描述该隔膜)。在阳极室内，在转向阳极室的阴极液流中的任何一价铜都会氧化为二价铜，并且也形成halex。然后将所得阳极液作电解液回流14R而返回到l单元10。
一般来说，含80g/l一价铜的电解液送入电解槽52并电解时，要使在阴极形成的铜为50g/l，而有30g/l的一价铜在液流70转入阳极室。这30g/l一价铜的多数一般都氧化为二价铜。因此含halex的返回电解液基本含有二价铜，从而具备用来在hcl区段浸取矿物的高氧化电位。
在图2所示的方法中，将5个串联的浸取罐表示为所指单元10。从左向右，一般，第一罐是hcl区段；以下两个罐中任一罐或两者是充气区段，向其中供入空气22；第四和第五罐构成较低氧化电位区段，一般为溶解金属区段19。当然，应当理解这一构型可以有许多变化。
大体上参考图2，通常使来自采矿产地的矿物进行破碎和研磨73，并通过浮选74而浓集，加以稠化75并过滤76后被送至单元10。过滤得的残渣在77排放，如同淤渣23的尾矿78。来自增稠器58和浸取工艺10的淤渣23在缓冲罐79中缓冲，在过滤器80中过滤，再流经硫回收装置82来将硫从淤渣中分离出而生成硫液流24。二级处理
第一级提纯可在25A、25B和40之任何一个或全部处理单元中进行，并且在图2中以单元26表示。第一级提纯在实施例5中详细说明，它包括加入离子汞而在大表面积阴极上进行低电流密度的电积法，最好是用钛阴极。在阴极上形成Cu/Hg/Ag齐并按在电解糟32、42和52中同样方式除去。该汞齐可溶解于由铜电解槽返回的阳极液流中，它将汞齐解离成二价铜和二价汞离子而再循环至第一处理级。
稀释随后返回的阳极液而沉淀氯化银，然后可将其加热处理而产生金属银。通常第一级处理还包括铜的接触步骤，其中在使电解液流向银回收槽之前，首先流过元素态铜以使银粘附在铜上，并使电解液中银含量降至15ppm。
电解槽通常以一搅拌器搅拌且其中有圆筒形网状钛阴极环绕着一铜阳极。该铜阳极在框式钛网中也可以粒状或块状铜形成。用第一级处理，便可能有效去除溶液中的全部银而达到高纯度，同时较易于生成银产物。二级处理
二级处理工序28可在处理单元25A、258和40之任何一个或全部单元中实施。二级处理工序接受来自第一级处理的电解液，且其本质上为一提高pH/分离处理的工序。电解液的pH由低于3.5的程度提高到基本为pH6-6.5。当然，要控制pH上限值以使溶液中一价铜不发生沉淀。(在高含量氯化物的溶液中，pH不高于约6.5-6.7的溶液中的一价铜是稳定的；见反应式(3))。
优选通过添加碳酸钠(Na2CO3)及任选地加入亚铁离子源来提高pH。砷和铁在约pH4-5下以FeAsO4形式、锌在pH约5.5下以ZnCO3形式，且诸如铋、铅和锑的金属在pH5.5-6下以BiOCl、PbO和Sb2O3形式而析出。电解液与沉淀的盐分离，该盐以液流62排出。然后该电解液就准备用于电解槽52进行铜电积。
采用已有技术，一般从硫酸铜溶液中用阴极电流密度在250A/m2范围中电积铜。传统方法一般生产的铜的纯度为99.99％，然而，采用本方法的1、2级处理，并伴随使用独特的浸取结构单元10，就可以从高纯的亚铜溶液电积铜(生成铜纯度为99.999％)。由于电解液的纯度高，阴极电流密度可提高到1000A/m2，即四倍于常规的阴极电流密度。这与由亚铜溶液的电解提取相结合就会导致铜产量比常规技术提高八倍。这是与已有铜电解法截然不同的。用于电解槽中的阴极
在电解槽32、42和52中采用特殊阴极，不过该阴极可更广泛地应用于其它电解槽。通常该(阴极由铜板构成，该铜板具有多个在该处形成金属的部位。在每一部位与所有其它部位之间配有绝缘物质而使该部位与所有其它部位隔开。通常，该部位是通过有多个凹窝的铜板来制成的。
在凹窝间设置有绝缘体且该绝缘体可由诸如丁基橡胶的适宜的绝缘材料构成。该丁基橡胶防止在凹窝间形成任何金属，从而必然使该金属从各凹窝以枝状形式长出。以一个或多个刮板刮过极板表面特别是刮过凹窝，便可容易地将金属刮离极板，该金属在电解糟的底部析出以便收集和分离。隔膜
在电解槽32、42和52中可采用一特殊隔膜，不过，该隔模也可用于这些电解槽之外的其它电解槽。使用时，通常将该膜连接固定在环绕电解槽阳极的支撑框架上，例如，一玻璃纤维框架。通常将Na2Si03化合物固定(例如漆涂)在支承基体上(通常为玻璃布基体)而构成该隔膜。
使用时，该膜形成Na2SiO3衍生的凝胶，该凝胶对于在阳极室和阴极室之间传递电流起着极为有效的作用，而且该膜是无孔的。该隔膜的制作比现有隔膜(如Du Pont的NafionTM膜)要廉价的多。搅拌器
单元10的充气区段可采用示于图3的搅拌器。当然，该搅拌器并不限于用于此。
参见图3，搅拌器100包括一用以连接电机驱动装置的第一端头102，它具有传动轴的配合部件104。
配合件104设计用于安置端件106，在106的自由端配制有搅拌器叶片。轴向通孔108正穿过该搅拌器通向气体分布筒110，用于由隔离源的空气穿过该搅拌器的轴而供入筒内的空腔。围绕筒的周边开设有多个纵向条孔112，用于释放腔体内的空气。这些条孔在多个叶片114之间释放空气，叶片通常环绕筒体110的周边以等间距排设。叶片装置在筒110以及限定该叶轮底部或端部位置的圆板116上。
该搅拌器的这种构型能使空气送入正流过充气区的矿浆，以使矿物颗粒将空气吸附在其表面，而引起矿物的快速氧化浸取。
本发明的上述方法产生了显著的优点，包括以经济的、方便的以及低污染的方式生产高纯金属。
采用简单而有效的操作工艺参数(即低温和低压)还大大降低了总成本和操作成本，还伴随带来低能量和高产率的优点。
反应方程式
(1).
(2).
(3).
(4).
(5).
(6).
(7).
(8).
(9).
(10).
(11).
(12).
(13).
(14).
(15).
(16).
(17).
(18)
以下非限制性实施例示意说明本方法不同方面的操作过程。
实施例1
这一实施例借助以方铅矿中的铅和磁黄铁矿中的铁按以下反应式的交换反应来说明在单元10的mp区段20由该工序电解液中去除溶解铜的过程：
    (9)
    (10)
将5kg黄铜矿精矿与10L含280g/l NaCl、28g/l NaBr和32.4g/l呈一价铜的铜离子的电解液(pH2.7)相搅拌。温度在60分钟内维持在85℃。试验结果
时间(分)         溶液分析(克/升)
    Cu     Pb     Fe
  0     32.4     0     0
  10     16.0     9.2     0.8
  20     11.2     15.2     5.2
  30     8.0     15.6     6.0
  40     5.6     16.4     7.2
  60     0.4     18.4     8.0
    固体分析(％)     Cu     Fe     Pb
    铜浓缩物     30.3     28.6     3.6
    反应后残留物     35.4     25.0     0.4
60分钟后，99％的铜从溶液中沉淀出来，而91％的铅和13％的铁进入溶液。
实施例2
本实施例说明了，工艺电解液中的可溶性铜，在dm区段19中按下列反应方程式从二价铜还原成一价状态：
    (1)
在单元10的dm区段中，来自充气区段的电解液同来自mp区段的铜精矿接触。将实施例1的残留物(2.2kg)同10L含有280g/lNaCl、28g/l NaBr、71g/l一价铜及7g/l二价铜，pH为2.6的电解液一起搅拌。在整个3小时周期内，使温度保持在85℃。
试验结果
  时间(分)             溶液分析(克/升)
    Cu+     Pb++     Fe
  0     71.l     7.0     0.2
  0.5     73.8     5.0     0.8
  1.0     76.6     2.9     1.4
  2.0     78.1     1.8     1.7
  3.0     79.7     0.9     2.2
在3小时内，有10-1％二价铜被还原。
实施例3
本实施例说明，在浸出操作的充气区段中，空气和二价铜共同使黄铜矿按下列反应方程式进行氧化：   (13)
将得自实施例2的残留物(1.4kg)同14L含有280g/l NaCl、28g/l NaBr及31.1g/l总的可溶性铜(其中有0.8g/l处于二价态)的电解液一起搅拌。
浸出糟中装有过滤袋，以便排出澄清液体，该液用泵输经小型电解槽的阳极室，然后再输回浸取浆料中。向电解糟供以直流电，以将浸出液中的一价铜氧化成二价铜。在此期间，用一种“浮式”压缩机将空气注入浆料中，以在二价铜与一价铜之比达到约80％之前，使pH值稳定保持在2-3的范围之内。试验结果
时间(小时)                  熔液分析(克/升)
    Cu总量     Cu++     Fe     pH
    0     30.0     2.8     0     2.0
    3     38.5     8.7     1.1     2.4
    6     55.9     14.7     0     2.8
    9     59.7     19.0     0     2.8
    12     62.0     32.7     0     2.8
    15     62.0     51.2     0     2.0
    固体分析(％)     Cu     Fe
  浸取残留物-dm区段     31.5     24.4
  浸取残留物-充气区段     1.7     28.4
浸出的铜超过95％，电解液中最大铁含量为1.1g/l，总铜量中二价铜的比例提高9-83％。
实施例14
本实施例说明，按反应方程式(17)和(18)进行hcl区段中残留铜的halex浸出和金的浸出。
改变实施例3中的装置，用轴流式压缩机代替“浮式”压缩机，并将浸取容器密封。澄清液再由泵经小型电解槽的阳极室输送，以将残留的一价铜转化成二价铜。此时，电解液的氧化还原电势(ORP)约为+450(Ag/AgCl标准电极)。
如果电解液中没有残留一价铜，则在阳极上产生halex，电解液的ORP陡峭地上升。图4示出电解液中所蓄电能与ORP之间的关系。保持直流电源，直至ORP稳定在约+700mV(Ag/AgCl)，以确保铜和金高度浸出。
试验结果
  时间(小时)                                溶液分析(克/升)
    Cu总量     Cu++     Fe   Au(ppm)     pH     ORP(Ag/AgCl)
    0     62.0     51.2     0     0     2.0      400
    2     62.0     57.8     0.2     0     1.8      420
    4     62.0     62.0     1.9     0     1.3      450
    6     62.0     62.0     2.4     1.5     0.8      700
    固体分析(％)     Cu     Fe     Ag   Au(ppm)
浸取残留物-步骤3 1.7 28.4 ＜1 15.5
  浸取残留物-步骤4     0.36     23.0     ＜1     0.45
浸出的总铜量为99％，而hcl区段中浸出的金为98％。
实施例5
本实施例说明了从富电解液中除去可熔性银的处理过程(第1级处理)。
第1级处理包括添加离子态汞以在高  表面积的钛质阴极上以低电流密度电沉积金属。Cu/Hg/Ag齐以与铜产物相同的方式从阴极上分离下来。电解槽中采用实心铜阳极，它实际上可以是装在钛筐中的铜块。
使汞齐溶于返回的阳极液中，形成均溶于水的二价铜离子和二价汞离子。稀释电解液，使氯化银沉淀，经热处理生成金属银。使二价铜离子、二价汞离子及一些剩留的银离子再循环到银回收槽中。由于进料中存在汞而在体系中积累汞的情况下，则利用排放料流中的铜金属，使汞在铜上沉出。
将40L含81 1g/l一价状态铜及15ppm银的富电解液，在槽中于85℃下加以搅拌，同时通以10A直流电。阴极表面积为0.25m2，工作电流密度为40A/m2。将10g/l含汞液以4mL/min的速度计量加入糟中。试验结果
  时间(小时)                溶液分析(克/升)
    Ag(ppm)     Cu(克/升)     Hg(ppm)
0 15 81.1 -
    1     6     80.5       -
    2     2     79.9       -
    3     0.8     79.4       -
    4     0.3     78.8       -
    5     0.17     78.2     ＜0.2
5小时后，当银含量达0.17ppm时，结束试验。产生L.M.E A级规格(25ppm Ag)铜的理论银含量为1.25ppm。然而，经将银除至＜0.2ppm后，有可能产生99.999％纯度的铜。
试验结束时，电解液中残留的可熔性汞＜0.2ppm。
实施例b
本实施例说明一种除去银和汞之外杂质金属离子的处理方法(第2级处理)。
第2级的处理是以一价铜在高达约pH6时仍具有高度稳定性为基础。来自第1级的液体，在除去银后几乎不含二价铜。这一点很重要，因为二价铜在pH高于2.8-3.0时不稳定，形成不熔性氯氧化物。经添加碳酸钠，使液体的pH值提高到6.0，杂质即以易于沉降、过滤的氧化物与碳酸盐的复合混合物形式沉淀下来。
将40L取自实施例5的电解液在85℃下，用添加40％(重量/体积)碳酸钠溶液的方法进行纯化。对于大规模生产，则使用固体碳酸钠。
试验结果
时间(分)                               溶液分析(克/升)
    Cu     Pb     Zn     Fe     As(ppm)     pH
    0     78.2     3.2     4.1     1.7     56.4     2.47
    30     78.2     3.0     4.1     1.3     43.1     4.91
    60     78.2     2.8     3.6     0.52     17.2     5.05
    90     78.2     2.6     3.6     0.14     4.6     5.23
    120     78.2     2.5     3.4     0.02     0.66     5.82
140 78.2 2.4 3.2 5ppm ＜1ppm 5.92
160 76.2 2.4 3.2 5ppm ＜1ppm 6.21
铁、锌及铅同时沉淀。大部分铁沉淀时，PH值恒定在5，然后pH继续升高，直到铜在pH6.0-6.2时开始沉淀为止。在铜损失之前，在pH5.9时停止加碱，但残留的可熔性碱反应速度缓慢，这会迫使pH高达6.2，同时产生2g/l的铜损失。这强调了在此阶段需要仔细控制pH。
铅和锌分别稳定在2.4g/l和3.2g/l，但在此含量情况下，并不污染铜产物。
铁和砷被分别降到5ppm及＜1ppm。锑和铋在试验时未予监测，但在纯化后的电解液中，经分析分别为＜1ppm及＜2ppm。
尽管上面已根据一些较佳实施方案对本发明作了阐述，但须理解的是，本发明还可以其它  形式来体现。

Claims (43)

1.从含金属的矿物中提取一种或多种金属的方法，其中将矿物供入包括高氧化势区段及低氧化势区段的浸取工序，并且包括两种或多种不同卤化物的pH为酸性的电解液通过该工序从高氧化势区段流向低氧化势区段，该方法包括的步骤为：
(i)将矿物供入低氧化势区段，使之与电解液接触，以此使至少某些该种或每种金属从矿物中浸出，而被浸出的至少某些该种或每种金属呈低氧化价态；
(ii)在电解工序中，使离开低氧化势区段的电解液进行电解，以产生所述的一种或多种金属，并使离开电解工序的电解液氧化势提高；
(iii)将氧化势已提高的电解液输回到浸取工序的高氧化势区段；以及
(iv)在电解液从高氧化势区段流向低氧化势区段时，将其氧化势降到电解之前的范围；
其中通过形成一种或多种复合卤化物而引起电解液氧化电势的增加。
2.权利要求1所述的方法，其中，通过电解液从高氧化势区段流向低氧化势区段时，使电解液与矿物逆向接触，来降低电解液的氧化势。
3.权利要求2所述的方法，其中，在该矿物从低氧化势区段传递到高氧化势区段时，使电解液始终与矿物接触，以便基本上将所述某种金属或每种金属从矿物中浸出。
4.权利要求3所述的方法，其中在矿物输经高氧化势区段时，一种或多种复合卤化物进一步从矿物中浸出所述的一种或多种金属。
5.权利要求1所述的方法，其中，电解液含氯化物和溶解的铜，所述溶解铜，在电解液进入高氧化势区段时基本上为二价铜状态，在电解液离开低氧化势区段时基本上为一价铜状态。
6.权利要求5所述的方法，其中，在高氧化势区段中电解液含有溶解的铜，而且高氧化势区段包括复合卤化物浸出区段和充气区段，从电解工序输回的电解液流入复合卤化物浸出区段，并在矿物移离浸取工序之前，在该区段中进行矿物的最终浸取，离开复合卤化物浸出区段的电解液流经充气区段并被充气，而且在矿物被转移到复合卤化物浸出区段之前，离开低氧化势区段的部分被浸取的矿物输经充气区段，以进一步进行浸取，当矿物中存在铁时，充气还沉淀所浸出的铁，及/或将存在于充气区段的至少某些一价铜氧化成二价铜。
7.权利要求1所述的方法，其中，电解工序包括，在多个相应的电解槽中生产出多种金属，所述的一个或多个电解槽包括将阴极同阳极隔开的膜，所述的一种或每种金属在特定电解槽的阴极上产生，所述电解液在电解槽的阴极侧形成阴极液，在阳极侧形成阳极液，同时至少有一部分阴极液抑或直接透过膜，抑或绕过膜转移到阳极液中，或间接经由一个或多个另外的电解槽转移到阳极液中。
8.权利要求7所述的方法，其中，所述膜为无孔的，阴极液绕过膜流动。
9.权利要求7所述的方法，其中，电解槽为串连，而阴极液和阳极液顺序地并向流动或逆向流动，并且
(1)当逆向流动时：
至少有一部分阴极液离开所串连的一个给定电解槽转移到所串连的后续电解槽中，至少形成该电解槽中阴极液的一部分，而且该后续电解槽中至少有一部分阳极液被输回上述特定电解槽，在该特定电解槽中至少形成一部分阳极液；
(2)当并向流动时：
至少有一部分离开某个特定电解槽的阴极液被转移到所串连的一个后续电解槽中以形成该槽中阴极液的一部分，而且该特定电解槽中至少有一部分阳极液到所述后续电解槽中，至少形成该槽阳极液的一部分；
其中，所串连的第一个电解槽中所用的阴极液至少有一部分是来自低氧化势区段的电解液，而且至少有一部分输回高氧化势区段的电解液抑或是在阴极液和阳极液逆向流动时来自所串连第一电解槽的阳极液，抑或是在阴极液和阳极液并向流动时离开最后一个电解槽的阳极液。
10.权利要求9所述的方法，其中在步骤(1)中，至少有一部分离开所串连最后一个电解槽的阴极液被转移到最后一个电解槽而形成阳极液，而在步骤(2)中，至少有一部分离开所串连最后一个电解槽的阴极液被转移到第一个电解槽，而成为阳极液。
11.权利要求1所述的方法，其中对进入每个电解槽的电解液采用了一种处理工序，以除去电解液中的任何杂质，而且用以除去任何有可能污染电解槽中所产生的所述该种或每种金属的杂质金属。
12.权利要求11所述的方法，其中，供至浸取工序的矿物含有Ni、Pb及Zn，而且所串连电解槽中的一个电解槽用来生产Ni，另一个电解槽用来生产Pb或Pb/Zn，还有一个电解槽用来生产Zn。
13.权利要求12所述的方法，其中，镍生产槽之前的处理工序包括使电解液流经颗粒状镍，铅生产槽之前的处理工序包括使电解液流经颗粒状铅，以及锌生产槽之前的处理工序包括使电解液流经颗粒状锌。
14.权利要求6所述的方法，其中，低氧化势区段包括溶解的铜区段和铜沉淀区段，在溶解的铜区段中，至少有一部分铜处于溶解状态，而在铜沉淀区段中，至少有一部分存在于电解液中的任何已溶解铜从电解液中沉淀出来，同已被供入浸取工序的一些矿物通过铜沉淀区段混合，然后将所得混合物逆向输经浸取工序，同时使离开高氧化势区段的电解液先流经溶解的铜区段，再流经铜沉淀区段，而且将供入浸取工序的矿物供入溶解的铜区段及/或铜沉淀区段。
15.权利要求14所述的方法，其中，在一个铜电解槽中生产铜，并且流到铜电解槽的电解液来自溶解的铜区段。
16.权利要求11所述的方法，其中不纯物为银和汞，并且该处理方法通过如下步骤基本上从含氯化亚铜的电解液中除去银：
--使电解液流入配备有一个阴极和一个铜阳极的特殊电解槽；
--向槽内的电解液中添加可溶性汞；
--对所得溶液进行电解，以在阴极上形成Cu/Hg/Ag齐。
17.权利要求16所述的方法，其中还包括另外的步骤：
--除去汞齐，并将其溶于氧化性溶液；
--稀释所得溶液，使银以氯化银形式沉淀下来；以及
--从所剩溶液中分离出氯化银。
18.权利要求17所述的方法，其中，采用低阴极电流密度对所得到的溶液进行电解。
19.权利要求18所述的方法，其中，阴极材料为钛，而铜阳极由装在多孔钛筐中的分立铜块或铜粒构成。
20.如权利要求11的方法，其中不纯物包括金属，并且该处理方法从pH值一般小于3.5的电解液中基本上除去某种或某些金属，其步骤为：
--将电解液的pH提高到至多约在6到6.5范围内的值，或者提高到就在一价铜开始沉淀之前的值，分步提高在pH3.5及上述pH值之间的一个或多个预定的pH范围，每个pH范围相应于一种或多种金属从电解液中沉淀出来的状态点，及
--在每个pH范围，从电解液中除去一种或多种金属的沉淀物。
21.权利要求20所述的方法，其中，所沉淀的金属包括铁、砷、锑、铋、铅、锌、镍及二价铜。
22.权利要求21所述的方法，其中，可向溶液中添加一种可溶性亚铁盐，而且pH经添加碳酸钠来提高。
23.权利要求16所述的方法，其中，在将电解液通入所述特殊的电解槽之前，使电解液与金属铜接触，以将溶液中的任何二价铜还原成一价铜，并使电解液中的银在铜上置换沉积，以将电解液中的银含量降到大约15ppm。
24.权利要求17所述的方法，其中，氧化性溶液是从一铜电解槽返回的、至少有一些二价铜存在其中的部分阳极液。
25.权利要求17所述的方法，其中，在剩余溶液中的汞可通过将此溶液与铜金属接触，而基本上得到除去。
26.权利要求14所述的方法，其中，将经溶解的铜区段转移到高氧化势区段的铜沉淀物依次浸取，使离开浸取工序的矿物基本不含铜。
27.权利要求26所述的方法，其中，供入浸取工序的矿物含有硫化物状态的铜，该矿物经由浸取工序转移时，使元素态硫沉淀下来，然后将沉淀下来的元素硫连同离开浸取的已浸取矿物一起除去。
28.权利要求1所述的方法，其中输回高氧化势区段的电解液氧化电势相对于Ag/AgCl标准电极大于+600mV。
29.权利要求28所述的方法，其中，电解液浸出供入浸取工序的矿物中所存在的任何金，而且移去高氧化势区段中的一部分电解液，使之流到包括下列步骤的金回收工序：
--使电解液的一部分流到活性炭床；
--使电解液的一部分与一种低氧化电势的溶液接触，以使Eh降到+600mV以下(参比Ag/AgCl)，使金从溶液中沉淀出来，并吸附在活性炭上；
-将炭/金产物从电解液部分中分离出来；
--将贫金的电解液部分输回高氧化势区段；以及
-从碳/金产物中回收金。
30.权利要求29所述的方法，其中，低氧化电势的溶液是电解工序中的废阴极液。
31.从含有一种或多种金属的矿物中浸出一种或多种金属的逆向浸取方法，该方法中包括一个高氧化电势区段及一个低氧化电势区段，借此将具有高氧化电势和酸性pH的电解液供入高氧化势区段，并将矿物供入低氧化势区段，该方法包括的步骤为：
(1)使电解液从高氧化势区段流到低氧化势区段，并将矿物按电解液的逆流方向从低氧化势区段转移到高氧化势区段，使电解液不断与矿物保持接触，以便从矿物中浸出一种或多种金属中的某些部分，从而降低电解液的氧化电势；
(2)从低氧化势区段移去其中含有一种或多种金属的电解液，并从低氧化势区段移去已部分或基本上浸取过的矿物；其中，供入低氧化势区段的电解液含有一种或多种本发明所规定的复合卤化物。
32.权利要求31所述的方法，其中，电解液中含有氯化物及已溶解的铜，所述已溶解的铜在电解液进入高氧化势区段时，基本上处于二价铜状态。
33.权利要求32所述的方法，其中，高氧化势区段中包括一个复合卤化物浸取区段和一个充气区段，电解液供入复合卤化物浸出区段以进入工艺过程，而且在该区段中，对矿物进行最终浸取，之后才将矿物移离浸取过程，离开复合卤化物浸出区段的电解液流经充气区段，并被充气，而且离开低氧化势区段的已部分浸取过的矿物，在转移至复合卤化物浸出区段前，输经该区段，以进一步进行浸取，当矿物中有铁存在时，将浸出的铁充气沉淀下来，及/或将至少一些存在于充气区段的任何一价铜氧化成二价铜。
34.权利要求33所述的方法，其中，低氧化势区段包括一个溶解铜区段和一个铜沉淀区段，在溶解的铜区段中，至少有一部分铜处于溶解状态，在铜沉淀区段中，至少有一部分溶于电解液中的铜沉淀出来，同已在铜沉淀区段供入过程的任何矿物混合，同来自高氧化势区段、首先流经溶解的铜区段、再流经铜沉淀区段的电解液，在离开工艺过程之前进行混合，而且同供入工艺过程中溶解的铜区段及/或铜沉淀区段的矿物混合。
35.权利要求32所述的方法，其中，供入工艺过程的矿物含有硫化物形式的铜，从而在经由浸取工序转移矿物时，元素硫沉淀下来，它然后同离开工艺过程的已浸取矿物一起除去。
36.权利要求1所述的方法，其中，供入工艺过程中的矿物包括含硫矿物。
37.权利要求14所述的方法，其中，供入工艺过程的矿物包括含硫物，并且沉淀区段中的铜同时以硫化铜和硫化亚铜形式沉淀下来，而且铜以置换沉淀法沉淀在供入铜沉淀区段的含硫矿物上。
38.权利要求1所述的方法，其中，工艺过程在常压下进行。
39.权利要求1所述的方法，其中，电解液为氯化钠电解液，其浓度在250-300g/l范围内。
40.权利要求1所述的方法，其中，电解液的pH为3.5或3.5以下。
41.权利要求40所述的方法，其中，电解液的pH在0.5-3的范围内。
42.权利要求1所述的方法，其中，电解液的温度要高得足以将所述的该种或每种金属浸取出来，并将所述的该种或每种金属保持在溶液中。
43.权利要求42所述的方法，其中，电解液的温度在常压下在70℃至电解液沸点的范围。
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Families Citing this family (49)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP4169367B2 (ja) * 1995-09-25 2008-10-22 ロドルフォ アントニオ メジーナ ゴメズ 電気化学システム
NL1006340C2 (nl) * 1997-06-17 1998-12-21 Rafael Technologie En Manageme Werkwijze en inrichting voor het winnen van metalen.
DE19837641C2 (de) * 1998-08-19 2000-11-02 Siemens Ag Verfahren zum Routen von Verbindungen über ein paketorientiertes Kommunikationsnetz
AUPP543798A0 (en) 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
FI108864B (fi) * 2000-12-20 2002-04-15 Outokumpu Oy Menetelmä kuparirikasteen liuottamiseksi
ES2300469T3 (es) * 2001-09-13 2008-06-16 Intec Ltd Proceso de recuperacion de zinc.
FI110953B (fi) * 2001-10-24 2003-04-30 Outokumpu Oy Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa
FI113667B (fi) * 2002-04-23 2004-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä kullan talteenottamiseksi
FI114808B (fi) * 2002-05-03 2004-12-31 Outokumpu Oy Menetelmä jalometallirikasteen jalostamiseksi
FI115535B (fi) * 2002-10-11 2005-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä hopean poistamiseksi kuparikloridiliuoksesta
ATE516375T1 (de) * 2002-12-31 2011-07-15 Intec Ltd Metallgewinnung aus schwefelstoffen
AU2003901066A0 (en) * 2003-03-10 2003-03-20 Intec Ltd Recovery of metals from industrial dusts
JP4085908B2 (ja) 2003-07-28 2008-05-14 住友金属鉱山株式会社 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法
JP3896107B2 (ja) * 2003-09-30 2007-03-22 日鉱金属株式会社 隔膜電解方法
JP3913725B2 (ja) 2003-09-30 2007-05-09 日鉱金属株式会社 高純度電気銅及びその製造方法
FI117709B (fi) * 2004-04-30 2007-01-31 Outokumpu Technology Oyj Menetelmä kullan talteenottamiseksi
FI117708B (fi) * 2004-04-30 2007-01-31 Outokumpu Technology Oyj Menetelmä kullan talteenottamiseksi kuparin valmistuksen yhteydessä
US7648552B2 (en) * 2004-07-23 2010-01-19 Gm Global Technology Operations, Inc. Filled skutterudites for advanced thermoelectric applications
CN101090983B (zh) * 2004-10-21 2011-08-10 安格洛操作有限公司 盐酸存在下用于从矿石回收有价值金属的浸取工艺
US7411303B2 (en) * 2004-11-09 2008-08-12 Texas Instruments Incorporated Semiconductor assembly having substrate with electroplated contact pads
FI117389B (fi) * 2004-12-28 2006-09-29 Outokumpu Oy Menetelmä useampia arvometalleja sisältävän sulfidirikasteen hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi
FI118302B (fi) * 2006-02-17 2007-09-28 Outotec Oyj Menetelmä kullan talteenottamiseksi
AU2007205792B2 (en) * 2006-09-28 2009-02-26 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method for leaching gold
JP5145843B2 (ja) * 2007-09-21 2013-02-20 住友金属鉱山株式会社 銅硫化鉱物を含む銅原料の湿式銅精錬法
JP4468999B2 (ja) 2008-03-27 2010-05-26 日鉱金属株式会社 鉱物からの金属の回収方法
JP5069173B2 (ja) 2008-03-27 2012-11-07 Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 鉱物からの銅の回収方法
JP4999108B2 (ja) 2008-03-27 2012-08-15 Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 金の浸出方法
JP4717908B2 (ja) 2008-08-11 2011-07-06 Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 銅を含有する塩化物浴からの銅の回収方法
JP4723629B2 (ja) 2008-11-13 2011-07-13 Ｊｘ日鉱日石金属株式会社 陰イオン交換樹脂を用いた銀の回収方法
CL2009001138A1 (es) * 2009-05-11 2009-08-28 New Tech Copper S A Equipo para la agitacion de electrolito en celdas electroliticas de metales, con uno o mas conductores aislados para alimentacion electrica fijos a un lado de la celda o a una estructura removible de anodos y catodos , y conectado a uno o mas circuitos de conductores electricos con o sin secciones aisladas localizadas, debajo de anodos y catodos.
WO2011035380A1 (en) * 2009-09-24 2011-03-31 Intec Ltd Recovering metals from industrial residues/wastes
CN102134653B (zh) * 2010-12-23 2013-03-13 紫金矿业集团股份有限公司 处理难选含铜硫化金矿石选冶联合工艺
FI122781B (fi) 2011-03-01 2012-06-29 Outotec Oyj Menetelmä kuparituotteen valmistamiseksi
JP2013147685A (ja) * 2012-01-17 2013-08-01 Jx Nippon Mining & Metals Corp 金の回収方法及びそれを用いた金の製造方法
CA2880943C (en) * 2012-09-04 2017-01-17 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method for leaching gold from gold ore containing pyrite
KR101449185B1 (ko) * 2012-12-21 2014-10-13 주식회사 포스코 광석으로부터 유가금속 및 부산물 회수장치
CA2897470C (en) * 2013-02-07 2017-09-19 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method for leaching gold from gold ore containing pyrite
WO2014132458A1 (ja) * 2013-02-27 2014-09-04 Jx日鉱日石金属株式会社 黄鉄鉱を含有する金鉱石からの金の浸出方法
KR101521636B1 (ko) * 2013-04-03 2015-05-20 성일하이텍(주) 양이온 교환막을 이용한 직접 전해 합성법으로 금속 화합물을 제조하는 방법
KR20150051691A (ko) * 2013-11-05 2015-05-13 한국지질자원연구원 전해 산화법을 이용한 몰리브덴 및 구리 함유 황화광물로부터 몰리브덴의 침출방법
WO2015175251A1 (en) 2014-05-12 2015-11-19 Summit Mining International Inc. Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials
CN107108254B (zh) * 2015-01-09 2018-09-11 Fl史密斯公司 具有增强的电化学反应性的活化半导体化合物及其相关方法
DE102015211679A1 (de) * 2015-06-24 2017-01-12 Siemens Aktiengesellschaft Chlorspeicherung mittels hochchlorierter Nichtmetallverbindungen
US9777346B2 (en) 2015-09-03 2017-10-03 Battelle Energy Alliance, Llc Methods for recovering metals from electronic waste, and related systems
KR102487704B1 (ko) * 2016-11-21 2023-01-13 엘티메탈 주식회사 루테늄 화합물의 제조방법 및 이로부터 제조된 루테늄 화합물
US11629418B2 (en) * 2018-11-30 2023-04-18 Sedo Engineering Sa By-products (impurity) removal
CN111534688B (zh) * 2020-05-30 2022-02-01 中国恩菲工程技术有限公司 一种砷菱铅矾的电化学处理方法
CN113106263B (zh) * 2021-03-30 2022-09-09 红河砷业有限责任公司 一种生产高品级金属砷的方法
CN117385173B (zh) * 2023-12-12 2024-02-09 陕西桦锂信泰新材料有限公司 一种溶出反应装置

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4115221A (en) * 1977-02-28 1978-09-19 Wadsworth Milton E Acid ferric sulfate leaching of copper sulfide concentrates

Family Cites Families (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE432516C (de) * 1922-06-08 1926-08-06 Dorr Co Verfahren zur Aufschliessung von Zinkblende
FI46181C (fi) * 1969-07-09 1973-01-10 Outokumpu Oy Menetelmä jännitesarjassa toisiaan lähellä olevien metallien erottamis eksi liuoksesta.
US3692647A (en) * 1971-01-25 1972-09-19 Wayne L Chambers Electrolytic copper producing process
US3917519A (en) * 1974-02-27 1975-11-04 Freeport Minerals Co Process for the manufacture of electrolytic copper
CA1049953A (en) * 1975-10-22 1979-03-06 Herbert Veltman Two-stage pressure leaching process for zinc and iron bearing mineral sulphides
US4171250A (en) * 1975-10-29 1979-10-16 David B. Dean Method for zinc ore extraction
DE2548620C2 (de) * 1975-10-30 1977-12-22 Duisburger Kupferhütte, 4100 Duisburg Verfahren zur Gewinnung vonretoem Elektrolytkupfer durch Reduktionselektrolyse
IE44899B1 (en) * 1976-04-01 1982-05-05 Dextec Metallurg Refining of ferrous and base metal ores and concentrates
JPS5326721A (en) * 1976-08-25 1978-03-13 Agency Of Ind Science & Technol Separating method of gold, silver and mercury from acidic water solution
DE2823714A1 (de) * 1978-05-31 1979-12-06 Kammel Roland Verfahren zur gewinnung von blei aus bleisulfid enthaltendem material
US4181588A (en) * 1979-01-04 1980-01-01 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Method of recovering lead through the direct reduction of lead chloride by aqueous electrolysis
NO802986L (no) * 1980-10-07 1982-04-13 Elkem As E fremgangsmaate ved utlutning av metallsulfidholdig material
NO157742C (no) * 1984-03-08 1988-05-11 Cheminvest As Fremgangsmaate ved utvinning av metaller i metallsulfidholdige materialer.
US4551213A (en) * 1984-05-07 1985-11-05 Duval Corporation Recovery of gold
DE3576363D1 (de) * 1985-09-05 1990-04-12 Cheminvest As Verfahren zum laugen und abtrennen wertvoller metalle aus metallhaltigen sulfidischen materialien.
CH671780A5 (zh) * 1987-09-28 1989-09-29 Recytec S A C O Orfigest S A
IT1231332B (it) * 1989-07-31 1991-11-28 Engitec Impianti Processo di produzione di piombo elettrolitico e zolfo elementare dalla galena.
AU624286B2 (en) * 1990-02-23 1992-06-04 Cra Services Limited Extraction and recovery of gold
CA2018635A1 (en) * 1990-06-08 1991-12-08 George Houlachi Process to recover pure copper during purification of zinc sulfate solution
AU1498092A (en) * 1991-04-19 1992-10-22 Rgc Mineral Sands Limited Removal of radionuclides from titaniferous material

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4115221A (en) * 1977-02-28 1978-09-19 Wadsworth Milton E Acid ferric sulfate leaching of copper sulfide concentrates

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Publication number Publication date
AU669906B2 (en) 1996-06-27
CN1091157A (zh) 1994-08-24
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KR100243922B1 (ko) 2000-03-02
FI946086A0 (fi) 1994-12-23
DE69326462T2 (de) 2000-01-27
ES2139009T3 (es) 2000-02-01
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CA2138777C (en) 2000-05-02
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FI946086A (fi) 1995-01-26
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