CN1187221A - 由硫化浓缩物提取铜的湿法冶金工艺 - Google Patents

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迈克尔·J·科林斯
唐纳德·K·科夫拉克
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Abstract

提供了一种新颖的用于从硫化物浓缩物中提取铜的湿法冶金工艺,其中包含用稀硫酸和碳素材料添加物的氧化压力浸出步骤。浸出步骤优选在硫的熔点以上,但约200℃以下的温度下进行。

Description

由硫化浓缩物提取铜的湿法冶金工艺
本发明所属技术领域
本发明涉及一种新颖的从含铜硫化物浓缩物,特别是从难熔硫化物如黄铜矿中提取铜的湿法冶金工艺。
本发明技术背景
从经济角度考虑,黄铜矿—一种硫化物铜矿是最重要的铜源。迄今为止,熔炼工艺仍然是从黄铜矿提取铜的唯一成功的工业方法。现代熔炼工艺从浓缩硫化物中提取有用成分,以硫酸形式提取大部分硫,而其余部分以二氧化硫烟雾形式排入周围环境。二氧化硫对环境有害,因此环保方面不允许排放,另外,在许多地区硫酸的市场极其有限。由于熔炼工艺成本较高,所以人们在不断地寻求经济的、低污染的处理黄铜矿的替代方法。
近年来,湿法冶金方法,特别是从氧化物矿中提取铜的工艺已经实现工业应用。此类工艺基于氧化物矿的硫酸浸出,从含杂质的浸出液中用溶剂萃取分离铜,和从萃取液中电解沉积金属铜。该工艺不仅成本低于多数熔炼工艺,其电积铜的质量也完全可以与熔炼和精炼所生产的电解精炼铜的质量相媲美。但是,尽管人们已经进行了广泛和深入的研究工作,目前仍未研究出一种可行的用于处理黄铜矿的湿法冶金工艺。
从理论上讲,经济地处理黄铜矿浓缩物的优选湿法冶金工艺应该包括一个硫酸浸出工序。该工序可直接生产出不含Se、Fe、As和Sb等杂质、低酸度、低铁含量的高铜硫酸盐溶液。最好该工艺还能把硫化物转换成元素硫。银、金等有价值的金属副产品应该能从浸滤残渣中低成本地回收。
但是,在硫酸溶液中直接浸出黄铜矿存在一些问题。通常,在低于硫熔点(约118℃)的温度下,铜的溶解速度很低,无经济意义;在高于硫熔点的温度,由于元素硫的沉积封闭未反应的硫化物颗粒使其钝化,从而又使铜的萃取失去经济意义;在更高的温度下,即200℃以上,铜的浸出迅速而且彻底,但是硫化物被氧化成硫酸盐而非元素硫。这一反应消耗经济上不允许量的氧同时产生高浓度硫酸,而中和这些硫酸又要消耗大量资金。
这种高温直接氧化浸出工艺在某些特殊应用方面被认为可以替代熔炼工艺。例如,在J.A.King等人的一篇题目为“含铜浓缩物高压浸出”的论文(95铜会议文集,95Cobre国际会议,第三卷一铜的电解精炼和湿法冶金,W.C.Cooper等编辑,CIM冶金学会)中叙述了一种用于含铜浓缩物完全压力氧化的湿法冶金工艺。该工艺包括在氧压下于200-220℃高压浸出上述浓缩物,然后将浸出的物料分离成一种固体残渣和浸出液。用石灰石中和上述氧化溶液,然后用萃取溶剂处理/电解以提取其中的铜。因为该工艺消耗大量氧和石灰石,所以从经济角度考虑,它无法与熔炼工艺竞争。
最近三十年来,人们对几种用于从黄铜矿萃取铜的浸出体系和氯化铁和氨基硫酸铵等浸出液进行了大量研究,提出了许多工艺。
但是,在黄铜矿的氨基浸出工艺中,有关的硫化物硫被氧化成有害的硫酸盐,在后续工序中必须将其从溶液中以硫酸铵或硫酸钙的形式去除以维持硫酸盐平衡。
尽管氨基溶液浸出工艺已在工业上用于从辉铜矿和蓝铜矿等次级或富集硫化物矿中萃取铜,(该工艺将黄铜矿和斑铜矿剩在残渣内),但是此类工艺至今仍未在工业上实现从黄铜矿中完全萃取铜。
在Stanley R.W.等人的美国专利4,039,406中,公开了一种新颖的方法,克服了黄铜矿直接压力浸出的困难。该工艺既使用氯化物介质获得黄铜矿的快速反应动力学,又使用硫酸铜一氯化铜溶液在135-145℃、200psi氧压下快速从硫化物介质中提取铜。和其它已开发至实验室阶段和试运行阶段的浸出工艺一样,这些工艺因使用氯化物介质而具有毒性和腐蚀性,所以很难进入工业应用。
A.K.Biswas和W.G.Davenport编著,Pergamon出版社出版的《铜的萃取冶金》一书(第三版),对铜业技术的现状进行了综合评述,还详细叙述了湿法冶金方面的研究进展,这里不再赘述。
下面再详细回顾一下黄铜矿的低温浸出,即在25-150℃之间,在硫酸或硫酸铁溶液中氧化气氛下发生如下的反应:
其优点是硫化物被氧化成元素硫而不是硫酸盐,因此大大降低了氧消耗和随后的中和工序。但是这一优点被萃取速度低和萃取效率(50-70%)低所抵消。已经发现有利于形成元素硫的上限温度约150℃。
一般认为,在硫酸盐介质低温(即低于200℃)氧化浸出过程中,黄铜矿颗粒表面形成一个钝化层,该钝化层减缓和/或完全阻止了在工业上允许的时间内铜的萃取。人们已经假定该钝化层可能包括由黄铜矿部分氧化而形成的元素硫和中间富硫相。
已经作了一些尝试,把锌萃取工艺的机理类同于黄铜矿低温硫酸氧化浸出反应的机理。
众所周知,在高温高压和有氧存在的条件下,使含锌硫化物浓缩物与硫酸反应可以提取锌,在硫的熔点以上的温度,浸出反应中形成的元素硫以精细的分离的硫的液滴的形式存在。随着反应的进行,硫液滴数量增加,涂覆或覆盖了未反应的硫化物颗粒,重新阻止了进一步的氧化反应。在该工艺中可以加入一些添加物防止或大大减缓液硫覆盖未浸出颗粒,因此允许反应继续进行直至锌萃取率超过95%(典型值)甚至超过98%(优选值),正如美国专利3867,268和4,004,991所举实施例。此外,添加物还帮助形成具有良好操作特性的精细分离了的浸出残渣。如果没有添加物,典型的锌萃取率只有50-70%,并且液硫可能聚结,导致形成粗大、难于操作的颗粒,这些颗粒会阻塞管道和容器。
该工艺所用添加物必须适合于硫化物的氧化,而且不得向含锌工艺流内引入杂质。用于此目的的一些表面活性剂包括有机化合物如木质素衍生物;特别是钙和钠的木质磺酸盐,鞣酸化合物,特别是树皮和心木提取物如白雀树、铁杉、红杉提取物;邻苯二胺;和烷芳基磺酸盐,特别是烷苯基磺酸钠。木质磺酸钙和白雀树提取物已得到工业应用。G.Owusu等人最近发表于《湿法冶金》38、(1995)第315-324页的题为“在闪锌矿氧化浸出过程中表面活性剂对锌和铁溶解的影响”论文中总结了在锌压力浸出工艺中可溶性表面活性剂的应用技术现状。
但是,R.P.Hackl等人在一篇题目为“硫分散表面活性剂对黄铜矿氧压力浸出的影响”的论文中明确指出,提锌工艺中所用的硫分散表面活性剂不能直接用于铜硫化物浓缩物尤其是黄铜矿的压力浸出,该文发表于W.C.Cooper等编辑,CIM冶金学会出版的《Cobre95国际会议Cu95会议文集》,第三卷《铜的电解精炼和湿法冶金》。作者研究了125-155℃下液态硫分散表面活性剂用于强化黄铜矿氧压浸出的可行性。试验表明,尽管加入50kg/t的邻苯二胺(OPD)可在6小时后使铜的萃取率达到80%,但是多数表面活性剂分解太快,效果不佳。
还应该注意,普遍认为铜在上述硫分散表面活性剂的分解中呈现催化效应。
因此,尽管人们对从黄铜矿提取铜的工业可行的湿法冶金工艺进行了大量研究,但是目前高温冶金工艺仍为本技术领域的现状。
本发明概述
本发明的主要目的是提供一种工业可行的湿法冶金工艺,用于从铜的硫化物浓缩物,特别是含铁的硫化铜浓缩物,更具体地是从黄铜矿中提取铜。
根据本发明的用于从硫化铜浓缩物中提取铜的工艺,细分的浓缩物首先在硫酸水溶液中分散至高度弥散状态,因此形成料浆。调节硫酸浓度以使浸出液最终达到所需的、试验确定的铜、铁和硫酸浓度。提供有效数量的细分的颗粒状炭素,与上述料浆混合作为优选加入方式。上述炭素材料应该适应于硫酸浸出液,并且于氧化浸出步骤的反应条件下,能有效地防止产生被公认的未完全浸出的硫化物颗粒的钝化作用。在一个蒸压器内于某一温度下使上述料浆和炭素材料伴随搅拌与含自由氧的气体反应,优选温度范围为135-175℃,因此,使铜以可溶性硫酸盐的形式从上述浓缩物基本完全地萃取出来。硫化物硫同时转化为元素硫。把含有溶解的铜量的浸出液与固体残渣分离。
本发明的工艺特别适合物处理难熔矿物一黄铜矿,而在此之前该类矿物在工业上是用熔炼工艺处理的。
使用本工艺从黄铜矿中萃取铜的优点是可以得到高达95%以上的铜萃取率。同时,在相对较低的温度浸出,加入一种特定的添加物,可以控制反应,使硫化物硫转化成元素硫,因此减少了后续工序中中和和纯化所消耗的费用。还有  点也很重要,就是使用低反应温度和廉价添加物有利于该工艺获得工业应用。
因此,本发明基于提供一种新型的添加物,即炭素材料,煤为优选材料,这种添加物能消除反应温度下和利于元素形成条件下来完全浸出硫化物颗粒的钝化。
附图描述
参考下面的详述和附图将会更好地理解本发明。
图1是一个包含一个单一压力浸出步骤的从硫化铜浓缩物萃取铜的一般流程图。
优选实施方案的描述
本发明通过单一浸出步骤并参照附图展开描述。但是熟悉本技术领域的人员将很容易地证明,本发明的工艺可以拓展到多步浸出工艺,和顺流及逆流浸出工艺。
本工艺适用于铜硫化物的浓缩物,其中最重要的包括黄铜矿(CuFe2S)、辉铜矿(Cu2S)、斑铜矿(Cu2FeS4)和蓝铜矿(CuS)以及储量不太丰富的硫砷铜矿(Cu3AsS4)和黝铜矿(Cu12Sb4S13)。本工艺特别适用于处理由黄铜矿经泡沫浮选的高和低品级浓缩物。此类浓缩物除含有铜、铁和硫化物外,还经常含有少量价值昂贵的银、金以及其它贵重金属。为了取得最佳效果,硫化物原料优选制成精细分离了的细小颗粒状材料。颗粒大小对反应速度、铜的萃取率以及在压力浸出阶段的停留时间具有很大的影响。为了最大程度地实现本发明的优点,原料的粒度优先选为约90%小于10μm,但是也可以在90%小于44μm至90%小于25μm范围内。因此所供材料也许还需要球磨机湿磨或其它合适的设备进行尺寸减少措施以达到所需的粒度。
可选择如下措施,将研磨的浓缩物在稀硫酸中于低温空气压力条件下浸出,以轻而易举地去除镁、锰、氯化物和氟化物等可溶性杂质,接着进行液/固分离。
本发明的工艺包括提供一种适合于硫酸水溶液的添加物,并且该添加物在工艺反应条件下能有效地阻止公认的未完全浸出的硫化物颗粒的钝化作用。上述添加物可以包括任何合适的炭素材料,但是最优选的材料是一种煤。这种优选的添加物是一种低碳含量的煤,它不会把能干扰后序工艺的杂质引入到浸出液中。这类煤可以包括烛煤、泥煤、褐煤、次烟煤、烟煤、半烟煤、半无烟煤和无烟煤。优先选用低等或中等碳含量的煤,而不是高档或高碳含量的煤。煤的含碳总量优选在40-85%之间。通常,已经发现高碳含量的煤(例如具有芳香族碳特点的煤,比如无烟煤)比含有脂族碳成分约为20-80%的低碳含量煤的效果差,优先选用脂族碳含量约25-55%。上述煤必须进行精分,使颗粒尺寸小于约60μm。作为替代方法,煤可以与浓缩物混磨。如果提供煤粉,那么就不需要研磨而直接应用。按惯例,在任何给定的情况下,加入能有效提高铜萃取率的最少煤量。在许多情况下煤的加入量约为每吨含铜浓缩物3~50kg,典型加入量为10kg即足够。显然,熟悉本技术领域的人知道,煤的加入量还可以根据煤的性质即等级和粒度以及含铜浓缩物中碳含量而加以修正。在本发明所描述的条件下发现大约小于50%的煤发生化学离解。
根据背景,ASTM标准以固定碳和按无矿物计算的热值作为分类标准,根据变质或逐步变化程度按天然系列从褐煤到无烟煤进行等级分类。欧洲分类包括:(a)硬煤类型国际分类和(b)棕煤国际分类,如Considine出版的第七版《Van Nostrand科技百科全书》第一卷第662至663页所述。通常,煤可以被定义为一种可燃的、由植物部分分解的压缩而形成的含碳的沉积矿物。
浸出反应是在一个装有搅拌设备的压力空器(如蒸压器)内于硫的熔点以上即120℃以上,但220℃以下的温度进行的,优选温度范围为135℃至175℃,大约150℃是最为优选的温度。但是,在低至90℃反应仍可以进行。
进行浸出反应的总压等于氧化反应温度下自生的蒸汽压加上氧化气体剩余压力。上述氧化气体优选为氧气,但是空气和富氧空气也可以使用。在氧气剩余压力高于约100KPa下反应能够很好地进行。但是,随着剩余氧压的提高,反应速度会提高。因此,剩余氧压优选为约400至750KPa。氧压的上限为所用蒸压器所能施加的最高压力。由于一般情况下要考虑经济因素,应避免使用高压蒸压器,因此,通常剩余氧压或剩余空气压的上限为约3000Kpa。
在任何给定的例子中,供给浸出的浸出料浆密度(即供给浸出工序的硫化物和溶液的相对数量)通常由硫化物中的铜含量和最终浸出液中所需铜、铁和酸浓度等确定。
料浆合成工序中所供的硫酸量由在最终浸出溶液所需的铜、铁和酸的浓度来硫酸的加入量由试验确定,首先测定元素硫的产率和难溶硫化物(即最难熔物,最为典型的是黄铁矿)的数量。供料固体的剩余硫被氧化成硫酸盐,即硫酸铜、硫酸铁和其它黑色金属硫酸盐。因此,与剩余在最终浸出液中的足量的酸一起加入使该转换反应有效进行所需的化学计量的量。多数铁以碱性铁的硫酸盐和氢氧化铁析出。
水、黑色金属硫酸盐、硫酸铁或者它们的混合物可以作为一个原位产生的硫酸源代替硫酸。再一次,所需的数量将通过分析确定以在最终浸出液中得到所需的铜、铁和自由酸的浓度。
浸出工序之后把含有溶解的铜的产品浸出液与固体残渣分离。通过电解沉积可以回收上述产品液中的铜,然后进行酸的中和和铁的去除或者任意地通过溶剂萃取提纯溶液。
下面的非限定性实施例提供了从黄铜矿提取铜的几个实施方案。
实施例1
该实施例说明了添加物对从单一浓缩物中萃取铜的影响。将一种含28%Cu、29%Fe和32%S的工业提供的铜硫化物浓缩物(其中铜基本上全部以黄铜矿形式存在,在黄铜矿中没有发现铁,铁主要以黄铁矿形式存在)在一个4升的实验室蒸压器中于150℃和750KPa氧分压下,在含30g/L Cu和120~150g/LH2SO4的酸性硫酸铜溶液中浸出6小时。在第一个试验中不加硫的分散剂,在第二个试验中以每吨浓缩物2kg的量向蒸压器料中加入木质磺酸,在第三个试验中按每吨浓缩物25kg的量向蒸压器料中加入含碳量5%、粒度100%小于63μm的次烟煤,并将此煤定为煤A。三个试验的结果汇总在下列表1中。无添加剂的铜萃取率为49%,添加木质磺酸钙的为71%,添加煤的为98%。在添加煤的试验中,供给料中的69.4%的硫化物硫转变成元素硫,27.4%为成硫酸盐和3.2%未反应。
表I
     试验     1      2     3
    含铜浓缩物                       A
浓缩物成分分析,%CuFeNiSiSZn 27.828.8<0.12.4132.5<0.1
浓缩物粒度D90,μm                      13
酸:Cu+Fe摩尔比     1.66     1.66     0.67
温度,℃氧压,kPa                      150750
添加物添加率,kg/t     无0     木浆     煤A25
铜萃取率,%30分60分120分240分360分 46.446.840.042.849.3 55.862.567.271.870.8 50.464.783.396.798.4
最终萃取率,%CuFeS 49.359.3 70.870.6 98.426.816.3
最终未反应液,g/L 46.020.394.0 50.823.883.5 79.019.123.6
最终硫转化率,%至元素硫至硫酸盐硫未反应 69.427.43.2
实施例2
浓缩物粒度对铜萃取率的影响示于下列表2。当90%的供给料能通过一个7μm的筛网时,在试验3中浸出2小时后,铜萃取率大于95%。
表II
    试验     1       2     3
含铜浓缩物                           B
浓缩物成分分析,%CuFeNiSiSZn 23.429.00.21.0934.15.9
浓缩物粒度D90,μm       28       16     7
酸:Cu+Fe摩尔比     0.70     0.69     0.69
温度,℃氧压,kPa                          150750
煤种煤添加率,kg/t                           A25
铜萃取率,%30分60分120分240分360分 20.036.163.382.990.6 44.664.983.194.797.9 62.683.495.298.2
最终萃取液,%CuFeS 90.68.6-4.5 97.912.40.6 98.238.315.4
最终溶液,g/LCuFeH2SO4 75.613.111.7 77.913.214.6 76.227.120.4
最终硫转化率,%至元素硫至硫酸盐硫未反应 70.327.22.5 65.333.11.6
实施例3
煤A的加入量对铜萃取的影响示于下列表3。煤加入量加为5kg/t浓缩物或更多时,铜萃取率为98%或更高。
表III
    试验     1     2     3     4
含铜浓缩物                           B
浓缩物成分分析,%CuFeNiSiSZn 23.429.00.21.0934.15.9
浓缩物粒度D90,μm                           7
酸:Cu+Fe摩尔比        0.69        0.86
温度,℃氧压,kPa                          150750
煤种煤添加率,%                           A
    2     5     10     30
铜萃取率,%30分钟60分钟120分钟240分钟360分钟 78.387.589.0 50.475.893.298.4 62.579.994.398.7 68.984.594.397.5
最终萃取率,%CuFeS 89.046.731.7 98.429.88.8 98.768.325.0 97.559.825.0
最终溶液,g/LCuFeH2SO4 67.027.120.9 73.923.919.7 69.133.420.5 63.627.821.4
最终硫转化率,%至元素硫至硫酸盐硫未反应 49.143.57.4 69.628.51.9 68.131.9 63.135.91.0
实施例4
该实例提供于煤中物的类型对铜萃取率的影响的数据。煤添加物分为次烟煤和烟煤几例,其碳含量如下:
          煤类型                        总碳含量
            A                              59%
            B                              68%
            C                              70%
            D                              56%
            E                              84%
            F                              84%表4提供了试验结果。当添加物含有三分之一或更多的脂族碳时,铜的萃取率大于96%。
表IV
    试验     1     2     3     4     5     6
含铜浓缩物                           B
浓缩物成分分析,%CuFeNiSiSZn 23.429.00.21.0934.15.9
浓缩物粒度D90,μm    7   16    7     7    16     16
酸:Cu+Fe摩尔比 0.69 0.69 0.86 0.86 0.69 0.69
温度,℃氧压,kPa                                   150750
煤种   A   B   C   D   E     F
煤的碳分布脂族碳,%芳香族碳,% 50.449.6 44.855.2 43.256.8 37.262.8 23.077.0 16.683.4
煤添加率,kg/t                                  25
铜萃取率,%30分60分120分240分360分 62.683.495.298.2 41.957.179.393.496.6 67.384.496.198.5 68.493.994.998.9 30.140.545.451.454.1 28.736.352.754.557.2
最终萃取率,%CuFeS 98.238.315.4 96.64.7-3.8 98.576.826.7 98.979.4 54.149.0 57.255.5
最终溶液,g/LCuFeH2SO4 76.227.120.4 76.013.215.3 67.737.222.2 67.936.819.0 57.229.433.1 58.73.331.2
实施例5
对以煤作为添加剂从各种类型的浓缩物中萃取铜和其它金属进行了研究,结果列于表5。在各种情况下铜的萃取率都可达到98%,而且供给料中60%以上的硫化物硫转变成元素硫。
从上述例子显而易见,本工艺不仅对分散的含铜浓缩物有效,还可以推广到黄铜矿与其它矿物混在一起的块状浓缩物。
表V
    试验     1*   2**     3     4     5
含铜浓缩物      A     B     C     D     E
浓缩物成分分析,%CuFePbNiSiSZn 27.828.80.012.4132.50.02 23.429.00.460.151.0934.159.0 24.628.00.080.014.4230.80.07 13.831.60.052.485.2326.50.07 8.6733.23.640.101.4731.49.79
矿物学计算,%CuFeS2FeS2PbSNiSZnS 80.37.21.6 67.69.76.20.50.28.8 71.18.43.90.10.1 39.90.030.70.13.80.1 25.09.032.34.20.214.6
浓缩物粒度D%,μm      13     7     16     25     9
酸:Cu+Fe摩尔比     0.67   0.69   0.69   0.78    0.84
温度,℃氧压,kPa                            150750
煤种煤添加率,kg/t                             A
    25     25     50     25     25
铜萃取率,%30分60分120分240分360分 50.464.783.396.798.4 62.683.495.298.2 64.177.990.796.598.1 72.187.195.098.3 61.889.597.097.9
最终萃取率,%CuFeNiSZn 98.426.816.3 98.238.315.499.9 98.129.118.7 98.322.698.816.5 97.96.5-11.598.8
最终溶液,g/LCuFeNiH2SO4Zn 79.019.123.6 76.227.120.411.6 77.715.925.8 27.416.15.029.50.2 17.45.321.119.7
最终硫转化率,%至元素硫至硫酸盐硫未反应 69.427.43.2 65.333.11.6 69.530.00.5 64.215.020.8 80.415.83.8
*表I,试验3                **表II试验3
当然可以理解,在不背离本发明权利要求所界定的范围和界限的情况下,可以对上述本发明的实施例进行修改。

Claims (17)

1.一种用于从铜的硫化浓缩物中萃取铜的湿法冶金工艺,该工艺包括:
在硫酸水溶液中分散细分的硫化铜浓缩物以形成料浆,调节硫酸浓度使其在最终浸出液中有效地提供预定的铜、铁和酸的浓度;
提供一种有效数量的精细分散的颗粒状碳素材料,该碳素材料与上述酸性硫酸盐浸出液相容,并且能在后续氧化反应工序的反应条件下有效地阻止未完全浸出的硫化物颗粒的钝化;
将上述料浆和碳素材料在压力容器中于一定温度下与含自由氧的气体伴随搅拌进行反应,以有效地以可溶性硫酸铜的形式从所述的硫化物中基本完全地萃取出铜量,并且同时将大部分与铜量相应的硫化物硫转化成元素硫;以及
将含有溶解的铜量的产品浸出液与固体残渣分离。
2.一种从含有黄铜矿的硫化物供给料中萃取铜的湿法冶金工艺,该工艺包括:
在硫酸水溶液中分散细分的供给料以形成料浆,调节上述硫酸浓度以在最终浸出液中有效地提供预定的铜、铁和酸的浓度;
提供有效数量的精细分散的颗粒状碳素材料,该碳素材料与上述酸性硫酸盐浸出液相容,并且能在后续氧化反应工序的反应条件下有效地阻止未完全浸出的硫化物颗粒的钝化;
将上述料浆和碳素材料在压力容器中于一定温度下与含自由氧的气体伴随搅拌进行反应,以有效地以可溶性硫酸铜的形式从所述的硫化物中基本完全地萃取出铜量,并同时将大部分与铜量相应的硫化物硫转化成元素硫;以及
将含有溶解的铜量的产品浸出液与固体残渣分离。
3.一种从含有黄铜矿的硫化物供给料中萃取铜的湿法冶金工艺,该工艺包括:
在水溶液、黑色金属水溶液、硫酸铁水溶液或它们的混合物水溶液中分散细分的供给料以形成料浆,且由此在后续氧化反应工序中原位产生硫酸,和调节所述硫酸浓度以在最终浸出液中有效地提供预定的铜、铁和酸的浓度;
提供有效数量的细分的颗粒状碳素材料,该碳素材料与上述酸性硫酸盐浸出液相容,并且能在后续的氧化反应工序的反应条件下有效地阻止未完全浸出的硫化物颗粒的钝化;
将上述料浆和碳素材料在压力容器中于一定温度下与含自由氧的气体伴随搅拌进行反应,以有效地以可溶的硫酸铜形式从所述的硫化物中的基本完全地萃取出铜量,并同时将大部分与铜量相关的硫化物硫转化成元素硫;以及
将含有溶解的铜量的产品浸出液与固体残渣分离。
4.根据权利要求1、2或3的工艺,其中氧的剩余氧压大约在100kpa到3000kpa范围内。
5.根据权利要求1、2或3的工艺,其中氧剩余氧压大约在400kpa到750kpa范围内。
6.根据权利要求4或5的工艺,其中精细分散的颗粒状碳素材料是从下列一组煤中选择的一种,包括烛煤、泥煤、褐煤、次烟煤、烟煤、半烟煤、半无烟煤和无烟煤。
7.根据权利要求4、5或6的工艺,其中反应温度大约在90-220℃范围内。
8.根据权利要求4、5或6的工艺,其中反应温度大约在120-180℃范围内。
9.根据权利要求4、5或6的工艺,其中反应温度大约在135-175℃范围内。
10.根据权利要求4、5、6、7、8或9的工艺,其中煤的加入量范围为每吨硫化铜浓缩物3-50kg。
11.根据权利要求9的工艺,其中向料浆中加入的煤量为每吨硫化铜浓缩物10kg。
12.根据权利要求10的工艺,其中的煤为低等或中等碳级别的煤,总含碳量约在40-85%范围内。
13.根据权利要求10或12的工艺,其中的煤的脂族碳含量低于约20~80%。
14.根据权利要求10或12的工艺,其中的煤的脂族碳含量约为25~55%。
15.根据权利要求1、2、3或13的工艺,其中所述的浓缩物的粒度为约90%小于44μm或更小。
16.根据权利要求1、2、3或13的工艺,其中所述的浓缩物的粒度约为90%小于25μm或更小。
17.根据权利要求1、2、3或14的工艺,其中所述的浓缩物的粒度约为90%小于10μm。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100580110C (zh) * 2008-01-22 2010-01-13 南京大学 从废杂铜熔化炉渣中提取铜的湿法冶金方法
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

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100580110C (zh) * 2008-01-22 2010-01-13 南京大学 从废杂铜熔化炉渣中提取铜的湿法冶金方法
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
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