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铜的堆浸

阅读：401发布：2020-05-11

专利汇可以提供铜的堆浸专利检索，专利查询，专利分析的服务。并且一种从矿石堆浸出铜的方法，该方法包括至少一个静置步骤，后接冲洗步骤，其中，在冲洗步骤期间，将含有氯离子的浸出溶液在比静置步骤期间高的速率下应用至矿石。，下面是铜的堆浸专利的具体信息内容。

权利要求

1.一种从压碎矿石堆中浸出铜的方法，所述方法包括至少一个静置步骤，后接冲洗步骤，其中，在所述冲洗步骤期间，将含有氯离子的浸出溶液在比所述静置步骤期间高的速率下应用至矿石，其特征在于，在所述冲洗步骤期间，所述浸出溶液的氯离子浓度为100g/l和
190g/l之间，其中，所述氯离子通过添加以下的一种或更多种至所述浸出溶液而被引入：
NaCl, MgCl2, KCl和AlCl3。
2.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述静置步骤期间，没有浸出溶液应用至矿石。
3.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述冲洗步骤期间，所述浸出溶液具有4g/l和
100g/l之间的硫酸浓度。
4.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述冲洗步骤期间或之后，借助于溶剂提取步骤从自堆排泄的溶液回收铜，所述溶剂提取步骤具有至少一个载铜有机洗涤阶段，以促进电解液氯离子浓度低于50 ppm。
5.根据权利要求1所述的方法，其中，第一静置步骤发生在从团聚的矿石构造堆之后。
6.根据权利要求1所述的方法，其中，所述冲洗步骤是连续的。
7.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述静置步骤中，接触矿石的所述浸出溶液的氯离子浓度在100g/l和190g/l之间。
8.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述静置步骤中，接触矿石的所述浸出溶液含有至少0.5g/l的可溶铜。
9.根据权利要求1所述的方法，其中，所述静置步骤具有从20小时直到50天的持续时间，以便增强矿石的溶解。
10.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述静置步骤期间，所述浸出溶液具有小于pH3.5的pH，以便增强矿石的溶解。
11.根据权利要求1所述的方法，其中，堆在所述静置步骤期间被充气，以便增强矿石的溶解。
12.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述冲洗步骤期间，使用位于堆的表面上或堆内的栅格来冲洗堆。
13.根据权利要求12所述的方法，其中，所述栅格构造或操作成以便所述浸出溶液仅应用到堆的选定部分。
14.根据权利要求1所述的方法，其中，在所述冲洗步骤期间，所述浸出溶液在小于3 m3/吨矿石的速率下应用至堆，以便增强矿石的溶解。
15.根据权利要求1所述的方法，其中，堆在所述冲洗步骤期间被充气，以便增强矿石的溶解。
16.根据权利要求1所述的方法，其包括多个静置步骤和多个冲洗步骤，且各静置步骤后接相应的冲洗步骤。
17.根据权利要求1所述的方法，其中，矿石包括以下中的至少一种：黄铜矿；难选氧化铜矿物；辉铜矿；斑铜矿；硫砷铜矿；靛铜矿；和含铜的粘土矿物。
18.根据权利要求1所述的方法，后接清洗步骤以从堆回收可溶铜和氯化物。
19.根据权利要求18所述的方法，其中，所述清洗步骤持续少于50天的周期。
20.根据权利要求1至19中的任一项所述的方法，其中，矿石是黄铜矿。

说明书全文

铜的堆浸

技术领域

[0001] 本发明涉及主要从黄铜矿或与难选氧化物(refractory oxide)矿物如铜锰氧化物((Cu, Mn, Co, Ni, Ca, Zn, Fe)x(O,OH)x)和次生硫化物矿物如辉铜矿、靛铜矿、硫砷铜矿和斑铜矿混合的黄铜矿堆浸铜的湿法冶金方法。本发明的方法还能够适用于含铜粘土矿物(Cux.(K,Fe,Mg)x.Alx.Six.(OH)x)的浸出，含铜粘土矿物对于用于处理氧化物矿石和次生硫化物矿石的常规堆浸是难选的。

背景技术

[0002] 本发明的目的是提高通常来自包含在压碎矿石中的黄铜矿的铜提取速率，且通过减少为了完成浸出循环而应用到堆的浸出溶液的当前工业标准体积来降低操作成本。

发明内容

[0003] 以下参照用于黄铜矿的堆浸操作方法描述了本发明，其采用在高氯化物环境中的堆浸循环内的单个静置步骤后接连续冲洗，或多个交替的静置步骤和冲洗步骤的原理，以通过防止或减少黄铜矿的钝化来增强黄铜矿浸出动力。

[0004] 本发明主要基于令人惊讶的以下发现：黄铜矿的浸出可通过使黄铜矿表面暴露于包含铜和氯离子的“停滞”或“缓慢移动”的浸出溶液来极大地得到增强。停滞或缓慢移动的溶液相由单个静置步骤，或由多个静置步骤促进，后接堆浸循环内的随后的一个或多个冲洗步骤。

[0005] 如在本文中使用的，“堆”包括堆(heap)、堆料(dump)、桶、柱、或含有待处理的矿石的其他形体。

[0006] 如在本文中使用的，“溶液应用步骤”指冲洗步骤，或指在团聚步骤期间添加浸出或冲洗溶液。

[0007] 堆浸循环可以以构造之后的最初的静置周期开始，后接连续的冲洗，或其可以以溶液应用步骤开始，该步骤后接静置步骤，静置步骤然后可后接多个交替的冲洗和随后的静置步骤，它们都在堆浸循环内。

[0008] 如在本文中使用的，“多个静置步骤”指多于一个的静置步骤。

[0009] 如在本文中使用的，“团聚步骤”指在堆浸循环内仅使用一次团聚技术，以在堆构造之前或期间对矿石应用浸出溶液。然而，该步骤对于本发明方法的实现不是必要的。堆可在不使用团聚技术的情况下构造。

[0010] 在本发明的方法中，矿石在堆浸循环中经历至少一个静置步骤和随后的冲洗步骤。矿石团聚(如果使用)和堆构造之后的最初的静置周期可认为是第一静置步骤。如所指出的，矿石可经历多个静置步骤和随后的冲洗步骤。

[0011] 优选地，在静置步骤期间：

[0012] 1. 浸出溶液不被应用到堆；

[0013] 2. 因矿石团聚或第一冲洗步骤引起的堆中的浸出溶液是停滞的，或以比冲洗步骤期间低的速度在堆中的矿石的黄铜矿表面上移动；

[0014] 3. 可出现的内部水分的堆排泄物可选地容纳在含金属溶液池(称为“PLS”池)中；

[0015] 4. 接触矿石的浸出溶液的氯离子浓度在100 g/L和190 g/L之间；

[0016] 5. 在静置步骤内的任何给定时间，与矿石接触的浸出溶液含有至少0.5 g/L的可溶铜；

[0017] 6. 由于黄铜矿表面上的停滞溶液或较慢移动的溶液，故与黄铜矿表面接触的浸出溶液中的铜增大至大于在冲洗步骤期间接触黄铜矿表面的浸出溶液中的浓度；

[0018] 7. 静置步骤的持续时间在20小时到50天之间；

[0019] 作为因脉石矿物的溶解引起的酸消耗的结果，接触矿石的浸出溶液的pH可增大到高于pH 1.5。浸出溶液的pH的增大为矿石的酸消耗特性和静置步骤的持续时间的函数。与矿石接触的溶液pH可预计在pH 0-3.5的范围内。规定的pH范围仅作为示例，且不限于本发明的方法。铜提取速率随着范围pH 1.0到pH 3.0中的增大的溶液pH而增大。

[0020] 浸出溶液的pH增大可导致黄钾铁矾或一些形式的硫酸铁和/或氯化羟基铁沉淀。这允许实现在浸出回路中降低杂质(如硫酸盐、铁、钾和钠)的水平的技术。

[0021] 本发明的方法在堆浸循环内利用至少一个静置步骤。如所述的，矿石团聚和堆构造之后的最初的周期可认为是在多个冲洗和静置步骤或仅连续的冲洗之前的第一或单个静置步骤。静置步骤的数目不受限，且取决于各个静置步骤期间实现的递增的铜提取率和总体目标铜提取率，或最高可实现的铜提取率。

[0022] 在静置步骤期间，堆可被充气。典型的充气速率为大约0.01 Nm3/h.ton。

[0023] 本发明的方法的实现不需要在团聚之前或期间对矿石添加任何形式的固体氯化物源。

[0024] “冲洗步骤”包括使用冲洗栅格(grid)，由此在堆构造之后或在各个静置步骤之后将浸出溶液直接应用至整个堆。冲洗栅格可位于堆的表面上或在堆内，或可采用两种形式的构造的组合。

[0025] 冲洗栅格可以以如下方式构造或操作，使得浸出溶液可根据要求而仅应用到堆的选定的一个区段或多个区段。

[0026] 池可用于保持在溶液应用步骤期间使用的冲洗或浸出溶液。该池可在本文中称为“溶液应用池”。

[0027] 优选地，在连续冲洗期间或对于各冲洗步骤：

[0028] 1. 应用至矿石的溶液(该溶液在本文中也称为“提余液(raffinate)”)的硫酸浓度在4 g/l和100 g/l之间；

[0029] 2. 溶液的氯离子浓度在100 g/l和190 g/l之间；

[0030] 3. 液体堆排泄物可选地容纳在PLS池中；且

[0031] 4. 铜可借助于具有至少一个载铜有机洗涤(copper-loaded organic washing)阶段的溶剂提取步骤而至少部分地从PLS池中的溶液回收，以促进低于50 ppm的电解液氯离子浓度。

[0032] 从溶液应用池应用到矿石的溶液可至少部分地借助于溶剂提取步骤而产生。

[0033] 应用到堆的浸出溶液的量在整个浸出循环内不应超过每吨3 m3。该值仅为示范性且非限制性的，且不包括在浸出循环之后由堆清洗引起的液体。

[0034] 冲洗溶液中的酸与矿石中的脉石矿物反应，从而例如导致亚氯酸盐和黑云母的酸浸出。此类反应生成热，且通过控制冲洗速率和酸的浓度，矿石温度可尤其取决于矿石中的反应性脉石矿物的含量而显著地提高。升高的温度有助于更快的矿物氧化速率，且因此导致金属回收的增多和浸出循环时间的减少。

[0035] 温度提高对于提高难选氧化铜的浸出率而言是特别重要的；例如，“黑色氧化物”((Cu, Mn, Co, Ni, Ca, Zn,Fe)x(O,OH)x)和含铜粘土矿物(Cux.(K,Fe,Mg)x.Alx.Six.(OH)x)。提高的温度克服或减少浸出难选氧化铜矿物所需的活化能量，且这导致了铜溶解的速率和程度的提高。

[0036] 硫化铜矿物如黄铜矿的溶解通过堆的充气来得到改善。充气提供氧，氧显著地提高铜溶解的速率和程度。充气可在冲洗步骤期间实现。0.01 Nm3/h.ton的充气速率是典型的，但该值是示例性且非限制性的。

[0037] 在本文中使用的“堆区段”指特征为具有比整个堆小的表面面积的堆节段。

[0038] 如在本文中使用的，“铜堆浸回路”指构造在衬垫上的至少一个堆，该衬垫便于去往收集溶液系统的堆排泄物，该收集溶液系统包括至少一个池，该至少一个池通过管路连接至溶剂提取和电解沉积过程，以从堆排泄物(通常称为“含金属浸出溶液”)接收铜。来自溶剂提取过程的较低铜和较高酸的溶液(通常称为提余液)至少部分地用于堆冲洗。

[0039] 如在本文中使用的，“动态铜堆浸回路”指铜堆浸回路，其中，在堆循环完成之后从回路移除浸出的材料。此种移除也称为“收回(reclaiming)”。

[0040] 在前述单个或多个静置和冲洗步骤之后的动态铜堆浸回路的情况下，清洗步骤可被包括在浸出循环的结束时，其旨在在从浸出回路收回浸出的材料或废弃材料的过程之前从浸出的材料回收可溶的铜和氯化物。

[0041] 在清洗步骤期间：

[0042] 1. 清洗溶液可应用到整个堆或堆的待在清洗步骤之后立刻收回的区段上；

[0043] 2. 内部水分可看情况在应用清洗溶液之前从整个堆或堆区段排泄；

[0044] 3. 清洗溶液可在清洗池中制备，且可至少大部分由以下构成：通过反渗透过程产生的水、海水、来自天然存在的源的水，或任何可用的处理水，或前述的任何组合；且[0045] 4. 清洗溶液可含有小于100 g/l的氯离子；

[0046] 清洗溶液可含有比在冲洗步骤期间应用到矿石的溶液少的硫酸。

[0047] 作为在清洗步骤期间利用清洗溶液冲洗的结果，来自堆或来自堆区段的排泄物可至少部分地容纳在PLS池中。该步骤特别是在最初的排泄物具有对于在PLS池中与溶液混合而言可接受的铜和氯化物浓度时是适用的。

[0048] 备选地，作为在清洗步骤期间或之后利用清洗溶液冲洗的结果，从堆或堆区段排泄的溶液可至少部分地容纳在本文中称为“中间池”的池中。

[0049] 为了最佳的性能，清洗周期不应当超过50天。然而，该值是示例性而非限制性的。

[0050] 清洗溶液冲洗速率应当不超过每天每平方米的堆表面应用7升。然而，可使用更高的冲洗速率。

[0051] 在清洗步骤期间，堆可不被充气。

[0052] 清洗步骤不用于从任何硫化铜矿物浸出铜。

[0053] 清洗步骤可使用与用于冲洗步骤相同的冲洗栅格来实现。

[0054] 由溶剂提取的过程产生的溶液或容纳在溶液应用池中的溶液可添加至容纳在中间池中的溶液，以便维持浸出回路中的水平衡。

[0055] 氯离子可通过将以下的一种或更多种添加至保持在中间池中的溶液而被引入浸出回路中：NaCl, MgCl2, KCl和AlCl3。

[0056] 容纳在中间池中的溶液的至少一部分可转移到PSL池。

[0057] 容纳在中间池中的溶液的至少一部分可转移到溶液应用池。

[0058] PLS池中容纳的溶液的至少一部分可直接地转移到溶液应用池，而不经历溶剂提取步骤。附图说明

[0059] 通过示例参照附图来进一步描述本发明，在附图中：

[0060] 图1为例示出可实现本发明的方法的一种方式的简化动态流程图；

[0061] 图2例示出了四个浸出测试的随时间变化的累积溶液应用体积与矿石质量的比率的曲线；

[0062] 图3反映从结合图2提到的浸出测试提取的铜的百分比；

[0063] 图4示出了浸出溶液的硫酸浓度；

[0064] 图5示出了浸出和排泄溶液的氯离子浓度；

[0065] 图6表示冲洗步骤期间和随后的排泄期间的浸出溶液的铜浓度；

[0066] 图7包含三个浸出测试的作为累积溶液应用体积与矿石质量的比率的函数的铜提取率的图表；

[0067] 图8绘出了浸出周期期间的作为时间的函数的铜提取率；

[0068] 图9示出了作为时间的函数的PLS和提余液的铜浓度；

[0069] 图10示出了作为氯离子浓度的函数的电极的峰电荷瞬态值；

[0070] 图11绘出了作为测试塔中的溶液体积的函数的矿石颗粒上的溶液表面膜厚度；

[0071] 图12示出了作为溶液层厚度的函数的最初和最终的Eh测量结果；

[0072] 图13示出了作为溶液对空气表面面积和工作体积的函数的氧转移速率；

[0073] 图14绘出了作为酸供应量的函数的从亚氯酸盐矿物生成的能量；

[0074] 图15示出了作为时间和冲洗速率的函数的测试塔中的温度；

[0075] 图16为在浸出和清洗循环内从塔的顶部到底部的温度分布的图示；

[0076] 图17示出了作为时间的函数的提余液和PLS的溶液电势值；

[0077] 图18示出了提余液中和PLS中的硫酸盐浓度；

[0078] 图19示出了清洗步骤期间PLS中的氯离子浓度值；

[0079] 图20示出了基于时间的来自黄铜矿的部分的和累积的铜提取率值；

[0080] 图21例示出测试和冲洗步骤期间基于时间的充气速率；

[0081] 图22绘出了氧利用率值；

[0082] 图23示出铜提取速率；

[0083] 图24示出了铜提取速率对溶液/矿石比率；

[0084] 图25示出了一定时间内的铜提取速率；

[0085] 图26示出了日平均冲洗速率；

[0086] 图27示出了PLS和提余液中的铜浓度；

[0087] 图28示出了作为时间的函数的提余液和PLS的PLS和提余液溶液电势值；

[0088] 图29示出了PLS和提余液酸浓度；

[0089] 图30呈现在图29中所示的酸浓度下实现的净酸消耗量；

[0090] 图31示出了PLS和提余液pH分布；

[0091] 图32示出了一定时间内实现的铜提取率；

[0092] 图33为暴露于不同pH的黄铜矿电极的在0.7伏下记录的近似阳极电流密度；

[0093] 图34示出了在清洗步骤期间获得的PLS铜浓度。也示出收集的溶液重量%值；

[0094] 图35示出了作为溶液/矿石比的函数的在清洗步骤期间获得的PLS铜浓度；

[0095] 图36示出了作为在冲洗步骤期间用于提余液中的增大的氯离子浓度的函数获得的铜提取率；

[0096] 图37获得了从图36中呈现的数据集计算的铜提取速率常数；

[0097] 图38绘出了从氧废气分析和来自溶液样本的测得值估计的铜提取率值；

[0098] 图39绘出了使用静置步骤和冲洗步骤和连续冲洗的组合的6m塔测试的铜提取率对浸出周期。

具体实施方式

[0099] 图1为本发明的方法的简化动态流程图。本文中未描述堆浸回路的总体操作方面，包括溶剂提取、电解沉积、团聚、矿石堆垛和收回步骤。

[0100] 堆回路的特征在于其主要包含矿石中的黄铜矿矿物，黄铜矿矿物可与次生硫化铜矿物如辉铜矿、靛铜矿、硫砷铜矿和斑铜矿混合。其次，使用氯化物高(100 g/l Cl-和190 g/l Cl-之间)的浸出溶液。该描述不限于黄铜矿矿石的浸出，且相同的方法可应用于难选氧化物矿石，诸如铜锰氧化物((Cu, Mn, Co, Ni, Ca, Zn, Fe)x(O,OH)x)和次生硫化物矿物，诸如辉铜矿、靛铜矿、硫砷铜矿和斑铜矿。本发明的方法还适用于含铜粘土矿物(Cux.(K,Fe,Mg)x.Alx.Six.(OH)x)的浸出，含铜粘土矿物对于用于处理氧化物矿石和次生硫化物矿石的常规堆浸而言是难选的。

[0101] 图1例示出了溶液管理原理，其使试剂如氯离子的消耗最小化且在溶液应用步骤期间维持铜浓度，以在静置步骤期间实现接触黄铜矿表面的溶液中的高于0.5 g/l的铜浓度。

[0102] 矿石10利用来自溶液应用池14的溶液12团聚，且堆16通过矿石堆垛18的过程来构造。

[0103] 在构造之后，堆16在团聚之后在堆浸循环内经历静置步骤，后接连续的冲洗或多次冲洗和随后的静置步骤。

[0104] 在该实例中，在相继称为16D,16C,16B,16A等的堆浸循环中的不同操作阶段下，认为堆16是一系列构造的堆的一部分。

[0105] 在冲洗步骤期间应用到堆16A的溶液是从溶液应用池14抽吸的。由冲洗步骤引起的来自堆16A的排泄物20容纳在含金属浸出溶液池(PLS池)22中。

[0106] 来自之前的堆16B的内部水分26在最终冲洗循环之后，在应用清洗溶液30之前被排泄到PLS池22中。

[0107] 通过使溶液或溶液的至少一部分行进穿过溶剂提取和电解沉积步骤32来从容纳在PLS池中的溶液回收铜。

[0108] 容纳在PLS池22中的溶液的一部分被直接地送至溶液应用池14。

[0109] 应用至之前的堆区段16C的清洗溶液30取自清洗池36。清洗溶液具有小于100 g/l的氯离子浓度，且是利用通过反渗透过程产生的水、海水、来自天然存在的源的水、或任何其他可用的处理水，或以上的任何组合来制备的。

[0110] 清洗溶液30可通过添加硫酸40而被酸化，以防止清洗步骤期间的铜沉淀。由对堆区段16C应用清洗溶液30引起的最初的排泄物42被收集在PLS池22中。由对之前的堆区段16D应用清洗溶液30引起的排泄物44在实施收回过程50之前被收集在中间池46中。

[0111] 盐52的添加或补充在中间池46中执行。来自该池的溶液被直接送至溶液应用池14。通过溶剂提取32过程产生的溶液54可被送至中间池46，以便维持浸出回路中的水平衡。

[0112] 典型的堆16A可在静置步骤和冲洗步骤期间使用充气系统60(抽象地示出)而被充气，充气系统60在排泄物层上方位于堆的底部处。0.01 Nm3/h.ton的充气速率是典型的，但可取决于硫化物矿物的品位而在0.002和0.05 Nm3/h.ton之间的范围。

[0113] 如下文使用的，词语“sal”是指在本说明书中描述的参数内生成的数据。

[0114] 图2呈现了将从具有0.6 wt.%的总铜品位的含有85%的黄铜矿的碎矿石(穿过80% 1/2'')的铜提取作为目标的四个浸出测试的在一定时间内的累积溶液应用体积与矿石质量比(表示为m3/ton)。四个数据集包括连续温度升高生物浸出、环境温度(25℃)、基于氯离子的浸出(通常Cl)(如WO 2007134343 A2中所述)、和在如本文所述的参数(称为sal Q1和Q2)内进行的两个环境温度(25℃)基于多次静置和固化的浸出测试。sal Q1具有低于3 m3/ton的最终的体积和矿石质量比。Q1和Q2二者采用10天的静置循环，其中主要差异为在冲洗循环期间添加的浸出溶液的体积。在该数据集中不包括清洗循环。

[0115] 从图2中所示的浸出测试中提取的铜的百分比在图3中相对于累积溶液应用体积与矿石质量比来呈现。还示出了生物浸出测试的连续温度升高。已知来自黄铜矿的铜提取速率在提高的温度(显著高于25℃)下得到增强。因此，25℃的温度下利用sal Q1和Q2测试实现的增强的铜提取速率应当认为是显著的改善，这是通过应用本发明的方法来实现的。较低溶液体体积应用测试Q1实现比Q2高的铜提取速率，这超过本文中规定的3 m3/ton的上限溶液应用体积与矿石质量比。

[0116] 在前述sal Q1和Q2的冲洗步骤期间应用至矿石的溶液的硫酸浓度在图4中表示(Raff sal Q1和Q2)。

[0117] 在冲洗步骤(Raff sal Q1和Q2)和随后的排泄(PLS Q1和Q2)期间应用至矿石的溶液的氯离子浓度在图5中表示。

[0118] 图6呈现了冲洗步骤(Raff sal Q1和Q2)和随后的排泄(PLS Q1和Q2)期间应用至矿石的溶液的铜浓度。排泄物的铜浓度从各冲洗循环的开始减小到结束。从冲洗循环期间的最初的排泄物获得的铜浓度在合理范围内表示在静置循环结束时接触黄铜矿矿物表面的铜浓度。具有较低的溶液与矿石比的saL Q1示出了各静置步骤之后的PLS中的较高的铜浓度值。

[0119] 图7呈现了将从具有0.4 wt.%的总铜品位的含有90%黄铜矿的碎矿石(穿过80% 1/2'')的铜提取作为目标的三个浸出测试的铜提取率对累积溶液应用体积与矿石质量比(表示为m3/ton)。三个数据集包括环境温度(25℃)基于氯离子的浸出(常规Cl)(如WO2007134343 A2中所述)，以及在如本文所述的参数内进行的两个环境温度(25℃)基于“多次静置和固化”的浸出测试，称为sal 10天测试(时间静置步骤)和0.5天测试。在如图8中所示的浸出循环的第145天，在2m3/ton的溶液应用体积与矿石质量比之后的10天静置条件下执行清洗循环，这呈现相同测试的铜提取率对以天计的浸出周期。

[0120] 清洗循环期间的PLS和提余液的铜浓度在图9中示出。在12天内获得高于90%的铜清洗效率。

[0121] 黄铜矿电极暴露于由含有相同的铜和铁浓度但增大氯离子浓度的不同溶液促进的不同开放回路电势。随后，电极各自经历应用的电势范围，且表示为mA/cm2(且等同于矿物溶解率)的峰电荷瞬变相对于氯化物离子浓度(图10)绘出。本文中规定的在100和190 g/l之间的氯离子浓度范围认为是可接受的浓度，以便在针对本发明的方法描述的条件下实现可接受的黄铜矿溶解速率。

[0122] 已知量的1.2到6.4mm之间的筛过的矿石的多个部分混合且载入具有近似矿石表面面积的塔中。塔经历本行业中常用的速率下的连续溶液应用。图11中的曲线示出了作为固持在塔中的溶液体积的函数的矿石颗粒上的计算的溶液膜厚度(mm)的增大。由于堆浸相关系统中的矿石的溶液固持特性，故广泛接受的是，相同的浸出周期内的溶液体积与矿石之比的增大可导致增大的溶液体积固持，这又可增大包绕矿石颗粒的层的厚度。溶液体积与矿石比可增大，使得矿石颗粒之间的所有空隙空间都可填充有溶液，从而达到饱和。这在减小溶液体积与矿石比时可认为是相反的。通过使用静置周期，本发明的方法允许溶液体积与矿石比最小化，以便包绕矿石颗粒的溶液层也最小化，从而促进反应物质如酸、氧、铁离子和铜离子转移至矿石表面的速率，以便增强矿物溶解速率。

[0123] 产生了四个单独的铜(I)氧化数据集，它们各自在酸化溶液的增大体积下含有固定的起始铜(I)浓度，且150 g/L的氯离子添加至具有已知表面面积的较大平托盘。各测试中的较大体积对应于1.5和4.5 mm之间的溶液层厚度的增大。氧化测试在20℃和1大气系统压力的系统压力下执行。溶液电势在一定时间内作为铜氧化的指示来测量。氧化时间(1.5小时)受限，使得溶液电势保持在500和580 mV SHE之间。图12中呈现了最初和最终的Eh测量结果。还示出了一定时间内的以质量计的铜氧化速率。它们在增大的体积或表面厚度下在最终溶液电势减小的同时保持恒定。铜氧化速率数据用于计算作为溶液/空气表面面积(kg/天.m2)和工作体积(kg/天.m3)(图13)的函数的氧转移速率。特定系统中氧化的铜的量或质量受到氧转移速率的限制。体积氧转移速率的减小基本上导致随增大的体积或层厚度而减小的Cu(II)/Cu(I)比率，从而导致溶液电势的较慢的增大。

[0124] 在本文规定的条件下评估含有矿石(90%的黄铜矿、0.3wt.%的CuT和穿过80% 1.5''的颗粒大小)的亚氯酸盐矿物的热生成能力。以下的图对应于WO/2005/061741中描述的类型的堆浸模拟设备中生成的数据。载入模拟塔或设备中的矿石经历多个冲洗(10天)和静置(15)天步骤，其中总体浸出循环溶液体积与矿石比低于0.6 m3/ton。在冲洗循环期间使用的浸出溶液含有100 g/l的硫酸、150 g/l的氯离子、1 g/l的可溶铁和5 g/l的铜(II)。
在冲洗循环期间由亚氯酸盐矿物生成的能量(瓦每立方米矿石)使用镁溶解速率来计算，且相对于以千克每吨矿石的酸供应量绘出(图14)。高酸(清洗溶液中的100 g/l的H2SO4)清洗循环在第85天之后应用。

[0125] 在塔中获得的平均、最大和顶部区段温度值在图15中呈现，且与冲洗速率一起绘出。清楚的是，温度升高仅在冲洗循环期间获得，且为酸供应量的函数(图14)。从塔顶部到底部的温度分布在图16中的浸出和清洗循环内示出。热大部分保留在塔的中部，且应用每吨矿石0.03 Nm3/h的恒定充气速率。

[0126] 提余液和PLS的溶液电势值在图17中示出。

[0127] 硫酸盐沉淀在提余液和PLS硫酸盐浓度的差异下是清楚的，这如从超过pH1.5的排泄物pH看那样，在静置步骤期间特别显著(图18)。清洗溶液中的高酸浓度(与提余液相同)具有使沉淀的硫酸盐化合物溶解的有害效果，这可从高于清洗溶液硫酸盐浓度的PLS硫酸盐浓度的显著升高看到(图18)。因此在本文中规定，清洗溶液可含有比在冲洗循环期间应用到矿石的溶液(提余液)少的硫酸，以便以使得硫酸盐沉淀不溶解的方式管理pH。

[0128] 采用的清洗溶液含有小于1 g/L的氯离子。图19中示出了清洗步骤期间的PLS中的氯离子浓度值。在大约30天内获得超过90%的氯离子清洗效率。

[0129] 来自含黄铜矿的矿石的部分的和累积的铜提取率在图20中表示；在120天中超过60%，包括清洗循环(第85天到第120天)。由于冲洗和静置步骤期间在矿石床内生成的较大的铜存量，故清洗循环认为在回收铜中是关键的，且如本文中规定的那样，应当在50天内完成以用于最佳的性能，但不限于此周期。

[0130] 在大规模塔浸出系统中评估用于本文中所述的构思的氧需求，该系统在具有0.8 wt.%的高总铜品位的含有75%的黄铜矿和25%的次生硫化物矿物的碎矿石(穿过80% 1/2'')上采用入口和出口氧分析。塔浸出测试维持在25℃的恒定矿石温度下。矿石被团聚且装载，后接46天的静置步骤和随后的10天的冲洗和15天的静置步骤。低(0.002 Nm3/h.ton)的和高(0.05 Nm3/h.ton)的充气速率在这些测试和冲洗步骤期间用于两个塔测试中(图21)。

[0131] 用于两个系统中的硫化物氧化的氧利用率值表示为图22中的入口氧和出口氧之间的日(部分)百分比差异。低充气状态缺乏氧(＞90%利用率)，且反映为从硫化物矿物的与高充气状态相比低的铜提取率。图23示出了在45天的第一静置步骤之后从第一冲洗步骤的开始起的铜提取速率。还包括在氮下操作的塔浸出测试，其示出了显著低于低充气状态的铜提取速率。高充气状态示出了操作时间期间的大约5%的低氧利用率。促进25%和50%之间的氧利用率的充气速率可认作是用于商业堆浸的最佳实践。0.01 Nm3/h.ton的充气速率因此可认作对于所描述的状态下的该特定的矿石是适当的。

[0132] 图24呈现了将从具有0.45-0.65wt.%之间的总铜品位的含有高于88%的黄铜矿(其余的铜作为次生硫化物矿物存在)的三个不同碎矿石(穿过80% 1/2'')样本的铜提取(%)作为目标的三个六米高塔的浸出测试的一定时间内的累积溶液应用体积与矿石质量比(表示为m3/ton)。图25中示出了三个塔测试的在一定时间内实现的铜提取率。对于各塔测试，装载到塔中的矿石样本利用浓缩的酸和含有150 g/l氯离子的溶液而团聚，后接50天的静置步骤。塔测试在团聚之后被维持在25℃的恒定温度下。除非另外规定，否则之后描述的所有实例在团聚之后在25℃下进行。在最初的50天静置步骤之后，多个冲洗步骤(各10小时)和多个交替的静置步骤(各14小时)用于各塔测试(图25中在第0天之后绘出提取的铜)。单个静置步骤后接单个冲洗步骤。在冲洗步骤之后，将各塔测试的溶液应用速率维持在每小时每平方米的矿石表面6升(6 L/h.m2)下。在冲洗步骤期间使用的冲洗溶液(“提余液”)含有从氯化钠制备的大约150 g/L的氯离子，和大约20 g/L的硫酸。日平均溶液应用速率在图26中在塔装载之后立即示出。塔在所有的上述静置和冲洗步骤期间被在0.01 Nm3/h.ton下充气。在该数据集中不包括清洗循环。图27中示出了前述塔测试的提余液和PLS中的铜浓度。图28中示出了前述塔测试的提余液和PLS中的溶液电势值(对标准氢电极)。

[0133] 来自脉石耗酸矿物的酸消耗量可通过在冲洗步骤期间使用的提余液中使用较少的酸来最小化。六米高塔浸出测试被装载碎矿石(80%穿过1/2'')样本，其含有高于90%的黄铜矿和0.37wt.%的总铜含量。在利用每吨矿石8kg的硫酸和含有150 g/L氯离子的提余液溶液而团聚之后，采用40天静置步骤。随后，采用多个冲洗步骤(各10小时)和交替的静置步骤(各10)。含有大约20 g/L的酸和150 g/L的氯离子的提余液在头20天内用于冲洗步骤期间。含有5g /L的硫酸和150 g/L的氯离子的更低酸的提余液用在冲洗步骤的其余部分期间(图
29)。以kg每吨矿石计的净酸消耗量、pH分布和铜提取率分别在图30、31和32中示出。

[0134] 黄铜矿电极在pH 0, 1, 2和3(25℃)下暴露于脱气的5M NaCl溶液3分钟。在暴露之后，在0.4到1伏之间在1mV/s下记录阳极扫描伏安图。图33中呈现出暴露于不同pH的各电极的在0.7伏下记录的近似阳极电流密度。其示出了，阳极矿物反应性在前述状态中作为增大的pH的函数而增大，指示随增大的溶液pH而增大的溶解速率。

[0135] 根据本文所述的条件在碎(80%穿过5/8'')样本上执行十米高塔浸出测试。在冲洗和静置步骤之后，允许系统排泄过量的溶液15天(无冲洗)。在15天的排泄之后，执行清洗步骤，以回收留在塔中的可溶铜。使用的清洗溶液为含有20g/L的硫酸的酸化水。系统在6升每小时每平方米的溶液应用速率下每天被冲洗5小时。该系统每天静置19小时。在图34中呈现PSL中的50天周期内的铜浓度(包括来自清洗步骤的铜)。来自浸出系统的累积PLS的量也在图34中表示为相对于装载在浸出塔中的干矿石的重量的%重量(根据溶液密度计算)。在图35中呈现装载的每吨矿石的累积PLS体积和铜浓度。

[0136] 在高度难选的98%黄铜矿(0.45wt.%Cu)碎(80%穿过1/2'')矿石样本上进行四个塔浸出测试。样本利用浓缩的硫酸和含有80, 100, 130和150 g/L的氯离子的溶液而团聚。45天的最初的静置步骤用于所有的四个浸出测试，后接多个冲洗步骤(10天)和交替的静置步骤(10天)。在冲洗步骤之后，含有对应的80, 100, 130和150 g/L的氯离子的提余液用于溶液应用。塔在团聚之后开始被充气。在图36中表示随时间变化从各氯化物浓度获得的铜提取率结果。使用一般塔浸出速率表达式对各氯化物条件获得来自普通拟合参数的速率常数(图37)。

[0137] 硫化铜矿石(1 wt.%)经历在如本文所述的条件下操作的六米塔浸出测试。在利用浓缩的硫酸和含有130 g/L氯离子的提余液而团聚之后，采用30天的最初的静置步骤，且使系统充气。在该最初的静置步骤期间，对入口空气(塔的底部)和出口空气(顶部)执行氧浓度测量。使用氧数据来估计该最初的静置步骤期间的铜提取率(图38)；在30天之后大约45%。在诸如图38中呈现的情况中，其中在最初的静置周期期间浸出合理的量的铜，连续冲洗(没有进一步的静置)可用于在更短的溶液固持时间下回收铜。该方法可减少浸出循环时间。铜提取(硫化物氧化)可如图38中呈现地在该单个冲洗步骤期间继续。溶液/矿石比可在整个浸出循环内保持少于3 m3每吨矿石。

[0138] 碎(80%穿过1/2'')的黄铜矿(95%、0.36wt.%的Cu)矿石经历在如本文所述的条件下操作的六米塔浸出测试。在利用浓缩的硫酸和含有150 g/L氯离子的提余液而团聚之后，采用47天的最初的静置步骤。系统贯穿塔操作被充气。在最初的静置周期之后，采用多个冲洗步骤(在6 L/h.m2下开启10小时)和多个交替的静置步骤(各14小时)100天。在100天之后，通过在6 L/h.m2下的连续(开启24小时)冲洗30天来替换冲洗和静置步骤方法。方法中的该变化的影响在图39中所示的铜提取率曲线中呈现。在随后的20天期间，重新起动相同的前述静置/冲洗步骤方法，且记录对铜提取率的影响(图39)。第158天；塔开始排泄程序15天(无溶液应用)。在15天的排泄之后，再次实施前述静置/冲洗步骤方法，且记录对铜提取率的影响。重要的是注意，贯穿操作方法的变化，维持酸性，使得PLS pH仅在大约pH1.5和1.7之间略微变化。

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