RU2180360C2

RU2180360C2 - Method of chalcopyrite leaching

Info

Publication number: RU2180360C2
Application number: RU99120714/02A
Authority: RU
Inventors: Энтони ПИНЧЕЗ; Питер Джон МАЙБЕРГ; ДЕР МЕРВ Шарман ВАН
Original assignee: Минтек
Priority date: 1997-03-03
Filing date: 1997-03-03
Publication date: 2002-03-10

Abstract

FIELD: metallurgy. SUBSTANCE: method of chalcopyrite leaching involves its treatment with leaching ferric (III) sulfate solution in the presence of diluted sulfuric acid in the absence of silver as a catalyst and at maintenance of chalcopyrite surface potential value in the range 350-450 mV by regulation of ratio of ferric ions to ferrous ions in leaching solution. Invention can be used for copper extraction. EFFECT: simplified method, decreased cost of method. 7 cl, 11 dwg, 1 tbl

Description

Изобретение относится к выщелачиванию халькопирита с целью извлечения меди, содержащейся в руде, и, более конкретно, к способу, в котором ионы трехвалентного железа, которые предпочтительно, но необязательно, получены бактериальным путем, используются для окисления сульфидного материала в халькопирите. The invention relates to the leaching of chalcopyrite in order to recover the copper contained in the ore, and, more particularly, to a method in which ferric ions, which are preferably, but not necessarily, obtained by the bacterial route, are used to oxidize sulfide material in chalcopyrite.

Выщелачивание сульфидных материалов с использованием сульфата железа (III) для окисления сульфидного минерала обычно приводит к быстрому окислению и, следовательно, растворению целевого компонента. Поверхностный потенциал минерала в этом случае обычно находится в интервале от 550 до 660 мВ, а скорость выщелачивания, как обычно ожидается, растет с увеличением потенциала. Это относится к таким сульфидным материалам, как пирит (FeS₂); арсенопирит (FeAsS); халькозин (Cu₂S) и сфалерит (ZnS).Leaching of sulfide materials using iron (III) sulfate to oxidize the sulfide mineral usually leads to rapid oxidation and, therefore, dissolution of the target component. The surface potential of the mineral in this case is usually in the range from 550 to 660 mV, and the leaching rate, as usually expected, increases with increasing potential. This applies to sulfide materials such as pyrite (FeS ₂ ); arsenopyrite (FeAsS); chalcosine (Cu ₂ S) and sphalerite (ZnS).

Однако в случае халькопирита выщелачивание с использованием сульфата железа (III) протекает чрезмерно долго, вероятно из-за пассивирования открытых поверхностей сульфидного материала. Точная природа механизма, посредством которого происходит это пассивирование, недостаточно ясна, но, как полагают, оно обусловлено образованием пассивирующей пленки на поверхности кристаллического халькопирита, которая в конечном итоге образует диффузионный барьер. However, in the case of chalcopyrite, leaching using iron (III) sulfate takes an excessively long time, probably due to passivation of the exposed surfaces of the sulfide material. The exact nature of the mechanism by which this passivation occurs is not clear enough, but it is believed to be due to the formation of a passivating film on the surface of crystalline chalcopyrite, which ultimately forms a diffusion barrier.

В качестве одной из попыток преодоления этой проблемы предложено использовать в выщелачивающей системе активаторы или катализаторы. Одним из эффективных катализаторов, как показано, является серебро (см., например, патент США 3856913). Однако, по мнению заявителя, промышленный способ с использованием такого катализатора не разработан, по-видимому, из-за высокой стоимости серебра и проблем, возникающих при его выделении с целью рециркуляции. Другие предложения состояли в использовании HgS, As₂S₃, SnS и CoS. Но, как смог установить Заявитель, эффективность ни одного из этих соединений не подтверждена в промышленных условиях.As one of the attempts to overcome this problem, it is proposed to use activators or catalysts in the leaching system. One of the effective catalysts, as shown, is silver (see, for example, US patent 3856913). However, according to the applicant, an industrial method using such a catalyst has not been developed, apparently, due to the high cost of silver and the problems that arise when it is isolated for recycling. Other suggestions included the use of HgS, As ₂ S ₃ , SnS and CoS. But, as the Applicant was able to establish, the effectiveness of none of these compounds has been confirmed in an industrial environment.

Ahonen и Tuovinen (Hydrometallurgy, Vol. 24, N 2, March 1990, 219-236) обсуждают каталитическое влияние серебра при микробиологическом выщелачивании во встряхиваемых колбах тонко измельченных рудных материалов, содержащих халькопирит. Публикация US-A-4571387 относится к выщелачиванию меди из руды, содержащей сульфид меди, с использованием бактерий, окисляющих сульфид, и каталитического количества серебра. Ahonen and Tuovinen (Hydrometallurgy, Vol. 24, N 2, March 1990, 219-236) discuss the catalytic effect of silver upon microbiological leaching of finely ground ore materials containing chalcopyrite in shake flasks. Publication US-A-4571387 relates to the leaching of copper from ores containing copper sulphide using sulphide oxidizing bacteria and a catalytic amount of silver.

Таким образом, цель настоящего изобретения состоит в разработке эффективного способа выщелачивания халькопирита без использования каких-либо дорогих или вредных активаторов или катализаторов. Thus, the aim of the present invention is to develop an effective method for leaching chalcopyrite without the use of any expensive or harmful activators or catalysts.

В соответствии с настоящим изобретением предлагается способ выщелачивания халькопирита, в котором для окисления сульфидного материала используется сульфат железа (III), и этот способ отличается тем, что условия процесса контролируются, для поддержания поверхностного потенциала халькопирита в интервале 350-450 мВ, при измерении относительно стандартного каломельного электрода сравнения, в течение, по меньшей мере, значительного периода времени, в течение которого проводится выщелачивание. The present invention provides a method for leaching chalcopyrite, in which iron (III) sulfate is used to oxidize the sulfide material, and this method is characterized in that the process conditions are controlled to maintain the surface potential of chalcopyrite in the range of 350-450 mV, when measured relative to the standard calomel reference electrode, for at least a significant period of time during which leaching is performed.

Дополнительные признаки настоящего изобретения предусматривают контроль процесса путем регулирования, по меньшей мере, отношения ионов железа (Fe³⁺) к ионам железа (Fe²⁺), причем такое регулирование осуществляется путем регулирования подачи кислорода в процесс окисления ионов железа (II), причем окисление ионов железа (II) в ионы железа (III) осуществляется с использованием бактериального способа окисления, предпочтительно проводимого в отдельном реакционном сосуде, и в этом случае время пребывания циркулирующего выщелачивающего раствора в аппарате бактериального окисления можно контролировать.Additional features of the present invention provide process control by controlling at least the ratio of iron ions (Fe ³⁺ ) to iron ions (Fe ²⁺ ), moreover, such regulation is carried out by controlling the oxygen supply to the oxidation of iron (II) ions, the oxidation being iron (II) ions to iron (III) ions is carried out using a bacterial oxidation method, preferably carried out in a separate reaction vessel, in which case the residence time of the circulating leach solution in the bacterial oxidation apparatus can be controlled.

Дополнительные признаки настоящего изобретения предусматривают тонкое измельчение халькопирита до проведения выщелачивания для увеличения доступной площади поверхности и обеспечения кристаллографической дислокации; предупреждение в процессе выщелачивания окисления продуктов элементарной серы и проведение выщелачивания при повышенной температуре. Additional features of the present invention include finely grinding chalcopyrite before leaching to increase available surface area and provide crystallographic dislocation; prevention in the process of leaching the oxidation of elemental sulfur products and leaching at elevated temperatures.

Другие дополнительные признаки изобретения предусматривают циркуляцию выщелачивающего раствора со стадии выщелачивания на стадию выделения меди, такую как экстракция растворителем или электролитическое выделение, на которой растворенная медь извлекается до определенной степени перед циркуляцией выщелачивающего раствора на стадию бактериальной регенерации ионов железа (III) до возвращения выщелачивающего раствора в процесс выщелачивания по непрерывной схеме. Other further features of the invention include circulating the leach solution from the leaching stage to a copper separation step, such as solvent extraction or electrolytic separation, in which dissolved copper is recovered to some extent before the leaching solution is circulated to the bacterial regeneration stage of iron (III) ions until the leaching solution returns to continuous leaching process.

При осуществлении изобретения важно, чтобы поверхностный потенциал халькопирита поддерживался в узком интервале, в пределах которого он определен. В этой связи необходимо отметить, что равновесный потенциал, измеренный с использованием платинового электрода в контуре с каломельным электродом и окислительно-восстановительный потенциал суспензии, как можно установить, представляет собой смешанный потенциал на контактах между "коррозирующими" сульфидными частицами и платиновым электродом. Факторы, такие как присутствие более электрохимически активных минералов, например, халькозина, в халькопирите, или контакт менее электрохимически активных минералов, таких как пирит, с халькопиритом (гальванические эффекты), будут подчеркивать различие между поверхностным потенциалом и потенциалом суспензии, измеренным с использованием платинового электрода. В идеальном случае поверхностный потенциал халькопирита необходимо измерять напрямую с использованием электрода из кристаллического халькопирита или составного электрода, изготовленного из порошка или концентрата халькопирита. Кроме того, из-за медленной кинетики, связанной с выщелачиванием халькопирита, различие между окислительно-восстановительным потенциалом суспензии и поверхностным потенциалом халькопирита по всей вероятности будет незначительным (менее чем 20 мВ). In carrying out the invention, it is important that the surface potential of chalcopyrite is maintained within a narrow range within which it is determined. In this regard, it should be noted that the equilibrium potential measured using a platinum electrode in the circuit with the calomel electrode and the redox potential of the suspension, as can be established, is a mixed potential at the contacts between the "corrosive" sulfide particles and the platinum electrode. Factors such as the presence of more electrochemically active minerals, such as chalcosine, in chalcopyrite, or the contact of less electrochemically active minerals, such as pyrite, with chalcopyrite (galvanic effects), will emphasize the difference between the surface potential and the suspension potential measured using a platinum electrode . Ideally, the surface potential of chalcopyrite should be measured directly using an electrode of crystalline chalcopyrite or a composite electrode made of chalcopyrite powder or concentrate. In addition, due to the slow kinetics associated with the leaching of chalcopyrite, the difference between the redox potential of the suspension and the surface potential of chalcopyrite is likely to be negligible (less than 20 mV).

Примеси, присутствующие в халькопирите, как полагают, также играют каталитическую роль в промотировании нестабильности халькопирита и последующей его растворимости. Этот эффект, плюс эффективность влияния тонкого помола на промотирование нестабильности являются специфическими для данного образца и зависят от его природы. Это является результатом различных геофизических условий, при которых халькопирит формировался, и зависит от различного содержания примесей, заключенных в нем. The impurities present in chalcopyrite are also believed to play a catalytic role in promoting the instability of chalcopyrite and its subsequent solubility. This effect, plus the effectiveness of the influence of fine grinding on the promotion of instability, are specific for a given sample and depend on its nature. This is the result of various geophysical conditions under which chalcopyrite was formed, and depends on the different content of impurities contained in it.

Наиболее эффективный способ, который должен быть использован для любой конкретной руды или концентрата, будет определяться эмпирически с помощью четырех основных переменных, а именно:
(I) поверхностный потенциал халькопирита;
(II) температура, при которой эффективно выщелачивание;
(III) величина рН, при которой эффективно выщелачивание; и
(IV) тонина, до которой измельчена руда или концентрат.The most effective method that should be used for any particular ore or concentrate will be determined empirically using four main variables, namely:
(I) the surface potential of chalcopyrite;
(Ii) the temperature at which leaching is effective;
(III) the pH at which leaching is effective; and
(Iv) the fineness to which the ore or concentrate is ground.

В связи с вышесказанным было установлено, что интервал поверхностного потенциала или "окно" для различных халькопиритов меняется и, очевидно, зависит от минералогических характеристик, относящихся к кристаллической структуре, кристаллическим примесям и связанным минералам и примесям, присутствующим в руде, подвергающейся обработке. Аналогично будут меняться наиболее эффективные значения температуры, рН и тонины. In connection with the foregoing, it was found that the surface potential interval or “window” for various chalcopyrites varies and, obviously, depends on the mineralogical characteristics related to the crystal structure, crystalline impurities and related minerals and impurities present in the ore being processed. Similarly, the most effective values of temperature, pH and fineness will change.

Применение способа настоящего изобретения, как можно ожидать, включает не только способы обработки содержащих халькопирит концентратов с помощью методов выщелачивания при перемешивании, но и способы обработки халькопирит содержащих руд с помощью методов выщелачивания в отвале при простом просачивании. The application of the method of the present invention, as can be expected, includes not only methods for treating chalcopyrite containing concentrates using leaching with stirring, but also methods for treating chalcopyrite containing ores using leaching methods in a dump with simple leaking.

В процессе выщелачивания контроль поверхностного потенциала или, в общем случае, окислительно-восстановительного потенциала суспензии, может быть осуществлен любым удобным способом, который будет очевиден для квалифицированного в данной области специалиста, например, путем регулирования подачи O₂ в процесс окисления и/или путем изменения времени пребывания в отдельной реакции получения иона железа (III).During the leaching process, the control of the surface potential or, in general, the redox potential of the suspension, can be carried out in any convenient way that would be obvious to a person skilled in the art, for example, by controlling the supply of O ₂ to the oxidation process and / or by changing the time spent in a separate reaction to obtain an iron (III) ion.

Для более полного понимания данного изобретения, ниже приведены различные примеры осуществления изобретения со ссылкой на прилагаемые чертежи:
фиг. 1-3 (каждый) представляют собой графическое изображение полученных результатов, которые иллюстрируют растворение меди и цинка во времени, а также окислительно-восстановительный потенциал суспензии (на второй оси) в сравнении с предшествующим уровнем техники;
фиг. 4-6 (каждый) представляют собой графики растворения меди из халькопирита при различных условиях выщелачивания в соответствии с настоящим изобретением;
фиг. 7 представляет собой круговую диаграмму оборудования, используемого при определении непрямого окисления халькопирита;
на фиг.8 в графическом виде представлены результаты выщелачивания различных халькопиритов;
фиг.9 представляет собой диаграмму, иллюстрирующую опыт по выщелачиванию в колонне;
фиг. 10 и 11 в графическом виде представляют результаты двух опытов по выщелачиванию в колонне.For a more complete understanding of the present invention, the following are various examples of carrying out the invention with reference to the accompanying drawings:
FIG. 1-3 (each) are a graphical representation of the results obtained, which illustrate the dissolution of copper and zinc over time, as well as the redox potential of the suspension (on the second axis) in comparison with the prior art;
FIG. 4-6 (each) are graphs of dissolution of copper from chalcopyrite under various leaching conditions in accordance with the present invention;
FIG. 7 is a pie chart of equipment used in determining the indirect oxidation of chalcopyrite;
on Fig in a graphical form presents the results of leaching of various chalcopyrites;
Fig. 9 is a diagram illustrating a column leaching experiment;
FIG. 10 and 11 in graphical form represent the results of two experiments on leaching in the column.

Опыт по выщелачиванию 1 (сравнительный)
На фиг. 1 представлены результаты опыта по периодическому биовыщелачиванию с использованием флотационного концентрата Южно-Африканского медно-цинкового сульфида. В этом опыте отсутствует активный контроль за переменными процесса с целью регулирования поверхностного потенциала халькопирита. Концентрат содержит 28% меди, 33% сульфида, 32% железа и 2% цинка. Медь присутствует почти исключительно в виде халькопирита, а цинк - в виде сфалерита.Leaching experience 1 (comparative)
In FIG. Figure 1 presents the results of a periodic bioleaching experiment using a flotation concentrate from South African copper-zinc sulfide. In this experiment, there is no active control over process variables in order to regulate the surface potential of chalcopyrite. The concentrate contains 28% copper, 33% sulfide, 32% iron and 2% zinc. Copper is present almost exclusively in the form of chalcopyrite, and zinc in the form of sphalerite.

Опыт по биовыщелачиванию проводят в пластиковом резервуаре, содержащем 2 л суспензии концентрата. Резервуар имеет коническое основание, причем у основания конуса вводится воздух, который служит как для перемешивания суспензии, так и для подачи кислорода и двуокиси углерода, которые необходимы для реакции биовыщелачивания. Содержание двуокиси углерода в подаваемом воздухе поддерживается путем добавления газообразной двуокиси углерода, чтобы получить общую объемную концентрацию двуокиси углерода приблизительно 1000 частей на миллион. Температура биовыщелачиваемой суспензии поддерживается приблизительно при 35^oС с помощью инфракрасной лампы, нагревающей пластиковый резервуар. Начальная концентрация концентрата (массовая) составляет 15%. Тонина измельченного халькопирита - 80%, проходящие через сито 75 мкм. Выщелачивающая среда содержит питательные неорганические минеральные солевые вещества, необходимые для роста бактерий, а их концентрация (в граммах на литр жидкости) составляет - сульфат аммония - 2, кислый дифосфат калия - 0,5, сульфат магния - 0,5 и нитрат кальция - 0,05. В начале опыта до введения бактериальной культуры добавляют серную кислоту до рН 1,8. Используемая бактериальная культура представляет собой смешанную культуру окисляющих железо бактерий, состоящую из бактерий Thiobacillus ferro-oxidans, Thiobacillus thio-oxidans и Leptospirillum ferro-oxidans.The bioleaching experiment is carried out in a plastic tank containing 2 l of a suspension of concentrate. The tank has a conical base, and air is introduced at the base of the cone, which serves both to mix the suspension and to supply oxygen and carbon dioxide, which are necessary for the bioleaching reaction. The carbon dioxide content of the supplied air is maintained by adding carbon dioxide gas to obtain a total volume concentration of carbon dioxide of about 1000 ppm. The temperature of the bioleachable suspension is maintained at approximately 35 ^{° C.} using an infrared lamp heating the plastic reservoir. The initial concentration of the concentrate (mass) is 15%. The fineness of ground chalcopyrite is 80% passing through a 75 micron sieve. The leaching medium contains nutrient inorganic mineral salt substances necessary for the growth of bacteria, and their concentration (in grams per liter of liquid) is - ammonium sulfate - 2, acid potassium diphosphate - 0.5, magnesium sulfate - 0.5 and calcium nitrate - 0 , 05. At the beginning of the experiment, sulfuric acid is added to a pH of 1.8 before the introduction of the bacterial culture. The bacterial culture used is a mixed culture of iron oxidizing bacteria, consisting of the bacteria Thiobacillus ferro-oxidans, Thiobacillus thio-oxidans and Leptospirillum ferro-oxidans.

Результаты опыта, представленные на фиг. 1, являются типичными для периодического биовыщелачивания. То есть, существует период задержки, составляющий приблизительно 5 дней, в течение которого бактерии начинают расти, и затем происходит быстрый подъем окислительно-восстановительного потенциала суспензии до свыше 600 мВ в течение последующих 15 дней, пока бактерии окисляют железо, присутствующее в виде ионов железа (Fе²⁺) до ионов железа (Fe³⁺). Наблюдается сопутствующее выщелачивание цинка из сфалерита почти до окончания всего периода выщелачивания. Во время опыта величина рН падает до 1,0, показывая, что сульфид полностью окисляется до серной кислоты, что подтверждает химический анализ конечных остатков. График на фиг.1 показывает, что для условий выщелачивания, обычно рассматриваемых как оптимальные, для биовыщелачивания сульфидных материалов (высокий окислительно-восстановительный потенциал суспензии), выщелачивание меди из халькопирита через 34 дня достигает только приблизительно 5%. Такое сочетание медленной кинетики выщелачивания и низкой экстракции меди обычно наблюдается, когда имеет место пассивирование халькопирита.The experimental results shown in FIG. 1 are typical for periodic bioleaching. That is, there is a delay period of approximately 5 days, during which the bacteria begin to grow, and then the redox potential of the suspension rapidly rises to over 600 mV over the next 15 days, while the bacteria oxidize the iron present in the form of iron ions ( Fe ²⁺ ) to iron ions (Fe ³⁺ ). Concomitant leaching of zinc from sphalerite is observed almost until the end of the entire leaching period. During the experiment, the pH drops to 1.0, indicating that the sulfide is completely oxidized to sulfuric acid, which confirms the chemical analysis of the final residues. The graph in FIG. 1 shows that for leaching conditions, which are usually considered optimal, for the bioleaching of sulfide materials (high redox potential of the suspension), the leaching of copper from chalcopyrite after 34 days reaches only about 5%. This combination of slow leaching kinetics and low copper extraction is usually observed when passivation of chalcopyrite occurs.

Опыт по выщелачиванию 2 (сравнительный)
Второй опыт по периодическому биовыщелачиванию проводят на том же Южно-Африканском халькопирите. В этом случае опыт проводят в резервуаре из нержавеющей стали, содержащем 10 л суспензии концентрата. Суспензию механически перемешивают с помощью головного перемешивающего мотора, приводящего в движение перемешивающий вал с прикрепленной турбинной мешалкой Растона (Rushton), расположенной у основания резервуара. Воздух, насыщенный газообразной двуокисью углерода до уровня, что и в опыте 1, вводят непосредственно под мешалку. Также используются та же начальная концентрация твердых компонентов, солевая минеральная среда и рабочая температура, которые указаны в опыте 1. Основное отличие данного опыта состоит в том, что концентрат измельчен так, что 90% проходит через 20 мкм, что измерено с помощью анализатора размера частиц, а рН суспензии не позволяют опуститься ниже 2,0. Это достигается путем мониторинга величины рН с использованием сочетания стеклянного сравнительного рН-датчика, погруженного в суспензию, причем он присоединен к измерительному прибору и регулятору, который регулирует подачу суспензии извести, когда рН падает ниже 2,0.Leaching experience 2 (comparative)
The second experiment on periodic bioleaching is carried out on the same South African chalcopyrite. In this case, the experiment is carried out in a stainless steel tank containing 10 l of a suspension of concentrate. The suspension is mechanically mixed using the head mixing motor, which drives the mixing shaft with an attached Rushton turbine mixer located at the base of the tank. Air saturated with gaseous carbon dioxide to the level as in experiment 1 is introduced directly under the mixer. The same initial concentration of solid components, saline mineral medium and operating temperature, which are indicated in experiment 1, are also used. The main difference of this experiment is that the concentrate is ground so that 90% passes through 20 μm, as measured using a particle size analyzer , and the pH of the suspension does not allow to drop below 2.0. This is achieved by monitoring the pH value using a combination of a glass comparative pH sensor immersed in the suspension, and it is connected to a measuring device and a regulator that controls the flow of the lime suspension when the pH drops below 2.0.

Результаты этого опыта представлены на фиг.2. В течение первых 16 дней выщелачивание меди достигает приблизительно 20% и повышенная скорость выщелачивания в сравнении со скоростью выщелачивания, полученной в опыте 1, приписывается главным образом увеличению площади поверхности халькопирита вследствие более тонкого измельчения. От 17 до 21 дня наблюдается значительное увеличение скорости выщелачивания, и экстракция меди достигает 85% к 21 дню. The results of this experiment are presented in figure 2. During the first 16 days, copper leaching reaches approximately 20% and the increased leaching rate in comparison with the leaching rate obtained in experiment 1 is attributed mainly to the increase in the surface area of chalcopyrite due to finer grinding. From 17 to 21 days, a significant increase in leaching rate is observed, and copper extraction reaches 85% by day 21.

Этот период повышенной скорости выщелачивания непосредственно относится к периоду времени, в течение которого окислительно-восстановительный потенциал суспензии попадает в узкий интервал от 350 до 400 мВ. Через 21 день окислительно-восстановительный потенциал суспензии повышается до величины свыше 550 мВ и при этих условиях экстракция меди прекращается. По завершении опыта анализ конечного остатка выщелачивания показывает, что окисление сульфида протекает только до элементарной серы. This period of increased leaching rate directly relates to the period of time during which the redox potential of the suspension falls in a narrow range from 350 to 400 mV. After 21 days, the redox potential of the suspension rises to values above 550 mV and under these conditions, the extraction of copper stops. At the end of the experiment, analysis of the final leach residue shows that sulfide oxidation proceeds only to elemental sulfur.

Опыт по выщелачиванию 3 (сравнительный)
Условия выщелачивания в этом сравнительном опыте в целом идентичны условиям опыта 2. Результаты этого опыта представлены на фиг.3. Различие между этим опытом и опытом 2 состоит в том, что на 16 день рН понижают ниже 2,0. Это вызывает начало бактериального окисления элементарной серы и, как показывают данные фиг.3, происходит немедленное понижение скорости выщелачивания меди. Эти результаты указывают, что с началом окисления элементарной серы реагирующие компоненты удаляются с поверхности халькопирита, что стимулирует его нестабильность и впоследствии вызывает пассивирование поверхности халькопирита.Leaching experience 3 (comparative)
The leaching conditions in this comparative experiment are generally identical to the conditions of experiment 2. The results of this experiment are presented in Fig.3. The difference between this experiment and experiment 2 is that on day 16 the pH is lowered below 2.0. This causes the onset of bacterial oxidation of elemental sulfur and, as shown by the data of FIG. 3, an immediate decrease in the rate of copper leaching occurs. These results indicate that with the onset of oxidation of elemental sulfur, the reacting components are removed from the surface of chalcopyrite, which stimulates its instability and subsequently causes passivation of the surface of chalcopyrite.

Опыт по выщелачиванию 4 (способ по изобретению)
Проводят опыт по химическому выщелачиванию с использованием для окисления халькопирита выщелачивающей жидкости "разбавленная серная кислота-сульфат железа (III)". Этот опыт в значительной степени моделирует процесс биовыщелачивания, описанный выше в опыте 3. Опыты проводят в лабораторном стеклянном реакторе объемом 500 мл. Температура в реакторе контролируется за счет наличия у стеклянного реактора двойной стенки, через которую пропускается вода требуемой температуры. Выщелачиваемую суспензию перемешивают с помощью магнитной мешалки у основания реактора. Величина рН выщелачивающего раствора поддерживается на требуемом уровне с использованием стеклянного рН-электрода сравнения, находящегося в реакторе, который присоединен к автотитратору, подающему в реактор серную кислоту. Окислительно-восстановительный потенциал суспензии контролируется в реакторе с помощью платинового электрода и электрода сравнения, которые присоединены к автотитратору, подающему в реактор подходящий раствор окислителя. Объемы окислителя и кислоты, добавляемые во время проведения опыта, записываются компьютером, который присоединен к автотитратору. Окислитель, используемый для регулирования окислительно-восстановительного потенциала, представляет собой раствор перманганата калия. Добавление этого окислителя поддерживает выбранное отношение Fe³⁺: Fe²⁺, при котором это отношение (согласно уравнению Нернета) оказывает преобладающее влияние на измеренный окислительно-восстановительный потенциал.Leaching experience 4 (method according to the invention)
A chemical leaching experiment is carried out using diluted sulfuric acid-iron (III) sulfate leaching fluid for the oxidation of chalcopyrite. This experiment largely models the bioleaching process described above in experiment 3. The experiments are carried out in a 500 ml laboratory glass reactor. The temperature in the reactor is controlled by the presence of a double wall in the glass reactor through which water of the required temperature is passed. The leachable suspension is stirred using a magnetic stirrer at the base of the reactor. The pH of the leach solution is maintained at the required level using a glass pH reference electrode located in the reactor, which is connected to an autotitrator supplying sulfuric acid to the reactor. The redox potential of the suspension is monitored in the reactor by means of a platinum electrode and a reference electrode, which are connected to a self-titrator supplying a suitable oxidizing solution to the reactor. Volumes of oxidizing agent and acid added during the experiment are recorded by a computer that is connected to the autotitrator. The oxidizing agent used to regulate the redox potential is a solution of potassium permanganate. The addition of this oxidizing agent supports the selected ratio Fe ³⁺ : Fe ²⁺ , in which this ratio (according to the Nernet equation) has a predominant effect on the measured redox potential.

Опыты по выщелачиванию начинают путем введения в реактор 13,8 г тонко измельченного Южно-Африканского концентрата, использовавшегося в опытах 1-4, вместе со 125 мг исходного выщелачивающего раствора при требуемом значении рН и с начальной концентрацией железа 3 г/л. Исходный выщелачивающий раствор также содержит питательные бактериальные неорганические солевые вещества в концентрациях, указанных в опыте 1. При добавлении раствора перманганата и кислоты в ходе опыта для регулирования соответственно окислительно-восстановительного потенциала и рН объем конечной суспензии в реакторе обычно составляет приблизительно 400 мл. Leaching experiments are started by introducing into the reactor 13.8 g of the finely ground South African concentrate used in experiments 1-4, together with 125 mg of the initial leaching solution at the required pH and with an initial iron concentration of 3 g / l. The initial leach solution also contains nutrient inorganic inorganic salt substances at the concentrations indicated in experiment 1. When a solution of permanganate and acid are added during the experiment to regulate, respectively, the redox potential and pH, the volume of the final suspension in the reactor is usually approximately 400 ml.

Опыты проводят при окислительно-восстановительном потенциале, поддерживаемом в интервале между 370 до 400 мВ, и при рН 1,5. Опыты проводят при температурах 35, 55 и 80^oС. Количество меди, выщелачиваемой в ходе опыта, рассчитывают из количества добавленного окислителя и конечной экстракции меди, которую определяют при анализе меди, оставшейся в конечном остатке после выщелачивания концентрата.The experiments are carried out at a redox potential maintained in the range between 370 to 400 mV, and at a pH of 1.5. The experiments are carried out at temperatures of 35, 55 and 80 ^o C. The amount of copper leached during the experiment is calculated from the amount of oxidizing agent added and the final copper extraction, which is determined by analyzing the copper remaining in the final residue after leaching of the concentrate.

Опыт при 35^oС представлен на фиг.4. Анализ этих данных показывает, что приблизительно 20% меди выщелачивается в течение первых 1,5 дней, а затем скорость выщелачивания меди увеличивается так, что через 3 дня выщелачивается около 98% меди. Анализ конечного остатка показывает, что сульфид окисляется до элементарной серы. В этом опыте, в отсутствие бактерий, показано, что величина рН может быть уменьшена до величины ниже 2,0 без окисления элементарной серы и без снижения скорости окисления халькопирита.The experience at 35 ^o With presented in figure 4. Analysis of these data shows that approximately 20% of the copper is leached during the first 1.5 days, and then the leaching rate of copper increases so that after 3 days about 98% of the copper is leached. Analysis of the final residue shows that sulfide is oxidized to elemental sulfur. In this experiment, in the absence of bacteria, it was shown that the pH can be reduced to below 2.0 without oxidizing elemental sulfur and without reducing the oxidation rate of chalcopyrite.

Фиг. 5 и 6 показывают, что аналогичные данные получены при температурах 55 и 80^oС, соответственно. Эти данные свидетельствуют о повышении скорости выщелачивания с повышением температуры. При 55^oС 98% меди экстрагируется в течение 24 ч, а при 80^oС 98%-ная экстракция меди достигается в течение 5 ч.FIG. 5 and 6 show that similar data were obtained at temperatures of 55 and 80 ^o With, respectively. These data indicate an increase in leaching rate with increasing temperature. At 55 ^{° C.,} 98% of copper is extracted within 24 hours, and at 80 ^{° C.,} 98% copper extraction is achieved within 5 hours.

Опыт по выщелачиванию 5 (способ по изобретению)
Этот опыт служит для иллюстрации непрерывного выщелачивания халькопирита с использованием бактериально генерируемых ионов железа (III), а также для иллюстрации значения регулирования окислительно-восстановительного потенциала. При проведении опыта халькопирит выщелачивают с помощью среды трехвалентного железа, полученной в непрерывно работающей непрямой системе бактериального окисления. Используемый в опыте цикл непрямого окисления представлен на фиг.7.Leaching experience 5 (method according to the invention)
This experiment serves to illustrate the continuous leaching of chalcopyrite using bacterially generated iron (III) ions, as well as to illustrate the importance of regulating the redox potential. During the experiment, chalcopyrite is leached using ferric iron medium obtained in a continuously working indirect bacterial oxidation system. The indirect oxidation cycle used in the experiment is shown in Fig. 7.

Реактор окисления сульфида (1) имеет рабочий объем 10 л и работает как одноступенчатый непрерывно работающий реактор с мешалкой (ОПРМ). Реактор перемешивается механически, но без введения воздуха. Халькопирит, идентичный халькопириту, использовавшемуся в опытах 1-4, непрерывно подается в реактор в виде потока 10%-ной суспензии твердых частиц. Жидкая фаза этого потока содержит растворенные питательные бактериальные неорганические минеральные солевые вещества, которые описаны в предыдущих опытах. Объемную скорость подачи суспензии выбирают в зависимости от требуемого времени пребывания твердых частиц. Одновременно выводят суспензию выщелоченного остатка с той же объемной скоростью, при которой подается суспензия сырья. В реактор сульфидного окисления для регулирования значения рН также добавляют серную кислоту. The sulfide oxidation reactor (1) has a working volume of 10 l and operates as a single-stage continuously working reactor with a stirrer (OPRM). The reactor is stirred mechanically, but without the introduction of air. Chalcopyrite, identical to chalcopyrite used in experiments 1-4, is continuously fed into the reactor in the form of a stream of a 10% suspension of solid particles. The liquid phase of this stream contains dissolved bacterial inorganic inorganic mineral salt substances, which are described in previous experiments. The volumetric feed rate of the suspension is selected depending on the required residence time of the solid particles. At the same time, a suspension of leached residue is removed at the same volumetric rate at which the suspension of raw materials is supplied. Sulfuric acid is also added to the sulfide oxidation reactor to adjust the pH.

Железо (III), необходимое для проведения реакции выщелачивания в реакторе сульфидного окисления, получают на отдельной стадии (2) в бактериальном генераторе ионов железа (III). Для облегчения процесса суспензию, содержащую растворенные ионы Fe²⁺, образующиеся при реакции выщелачивания, непрерывно выводят из реактора сульфидного окисления и подают на стадию разделения твердых веществ и жидкости, представляющую собой простой конический отстойник (3).Iron (III), necessary for carrying out the leaching reaction in a sulfide oxidation reactor, is obtained in a separate step (2) in a bacterial generator of iron (III) ions. To facilitate the process, a suspension containing dissolved Fe ^{2+ ions} formed during the leaching reaction is continuously withdrawn from the sulfide oxidation reactor and fed to the stage of separation of solids and liquids, which is a simple conical settler (3).

Осевшие твердые вещества возвращают в реактор сульфидного окисления, а жидкость подают в сборную емкость (4). Из сборной емкости жидкость подают в электролизер (5) для выделения меди из раствора в виде металлической меди. Это делается для того, чтобы в рабочем цикле концентрация растворенной меди находилась в пределах требуемого интервала. Выщелачивающий раствор затем подают в бактериальный генератор ионов железа (III) (2) для повторного окисления Fe²⁺ в Fe³⁺.The settled solids are returned to the sulfide oxidation reactor, and the liquid is fed to the collection tank (4). From the collection tank, liquid is supplied to the electrolyzer (5) to separate copper from the solution in the form of metallic copper. This is done so that in the work cycle the concentration of dissolved copper is within the required range. The leach solution is then fed to a bacterial generator of iron (III) ions (2) to re-oxidize Fe ²⁺ to Fe ³⁺ .

Генератор (2) включает 15-литровую колонну, содержащую расположенную вертикально сетку из нержавеющей стали, которая служит для пассивной иммобилизации клеток бактерий. Используемая культура бактерий представляет собой ту же смешанную культуру, которая уже была описана. Через генератор (2) барботируют насыщенный двуокисью углерода воздух, который подается у основания генератора со скоростью, достаточной, чтобы скорость бактериального окисления Fe²⁺ в Fe³⁺ не была ограничена. Температуру в реакторе поддерживают приблизительно на 35^oС.Generator (2) includes a 15-liter column containing a vertically arranged stainless steel grid that serves to passively immobilize bacterial cells. The bacterial culture used is the same mixed culture that has already been described. Air saturated with carbon dioxide is bubbled through the generator (2), which is supplied at the base of the generator at a speed sufficient so that the bacterial oxidation rate of Fe ²⁺ in Fe ^{3+ is} not limited. The temperature in the reactor is maintained at approximately 35 ^o C.

Из генератора регенерированную жидкость, обычно имеющую окислительно-восстановительный потенциал >600 мВ, подают во вторую сборную емкость (6). Часть содержимого второй сборной емкости время от времени удаляют вручную для осаждения в емкости (7) ионов железа (III) с целью уменьшения общей концентрации железа в цикле. После удаления железа жидкость возвращают во вторую сборную емкость. From the generator, the regenerated liquid, usually having a redox potential> 600 mV, is fed into the second collecting tank (6). Part of the contents of the second collecting tank is removed from time to time manually to deposit iron (III) ions in the tank (7) in order to reduce the total iron concentration in the cycle. After removing the iron, the liquid is returned to the second collecting tank.

Затем жидкость с высоким окислительно-восстановительным потенциалом снова подают назад в реактор сульфидного окисления. Окислительно-восстановительный потенциал в реакторе сульфидного окисления регулируется за счет скорости добавления жидкости с высоким значением окислительно-восстановительного потенциала и высоким содержанием Fe³⁺ и оценивается с помощью платинового электрода и электрода сравнения, находящихся в реакторе и соединенных с регулятором, который, в свою очередь, соединен с насосом (8), сообщающимся со второй сборной емкостью (6). Величину рН в реакторе сульфидного окисления регулируют с использованием комбинированного стеклянного рН-электрода сравнения, установленного в реакторе и соединенного с регулятором, который регулирует количество серной кислоты, подаваемой в реактор.Then, the liquid with high redox potential is again fed back to the sulfide oxidation reactor. The redox potential in the sulfide oxidation reactor is controlled by the rate of addition of a liquid with a high value of the redox potential and a high Fe ³⁺ content and is estimated using a platinum electrode and a reference electrode located in the reactor and connected to a regulator, which, in turn, connected to a pump (8) in communication with the second collection tank (6). The pH in the sulfide oxidation reactor is controlled using a combined glass pH reference electrode installed in the reactor and connected to a regulator that controls the amount of sulfuric acid supplied to the reactor.

Система непрямого бактериального окисления имеет продолжительность эффективной непрерывной работы два месяца. Суммарные концентрации железа и меди в течение этого периода поддерживаются между 15 и 25 г/л за счет осаждения железа и электролиза меди соответственно. Время пребывания халькопирита в реакторе сульфидного окисления составляет 24 ч. Температура в реакторе сульфидного окисления поддерживается при 55^oС.The indirect bacterial oxidation system has an effective continuous operation of two months. The total concentrations of iron and copper during this period are maintained between 15 and 25 g / l due to the deposition of iron and electrolysis of copper, respectively. The residence time of chalcopyrite in the sulfide oxidation reactor is 24 hours. The temperature in the sulfide oxidation reactor is maintained at 55 ^o C.

Первое условие стационарной работы показано на примере поверхностного потенциала халькопирита 380 мВ, что соответствует измеренному окислительно-восстановительному потенциалу суспензии в реакторе сульфидного окисления, устанавливаемому на уровне 390 мВ. Степень выщелачивания меди и цинка из твердого сырья составляет соответственно 74 и 94%. Это хорошо согласуется с 72% выщелачивания меди, которые можно предсказать при использовании данных по чисто химическому выщелачиванию концентрата при 55^oС, которые представлены в опыте 4 (фиг.5), при математическом моделировании одностадийного проточного реактора с мешалкой.The first condition of stationary operation is shown by the example of the surface potential of chalcopyrite of 380 mV, which corresponds to the measured redox potential of the suspension in the sulfide oxidation reactor, set at 390 mV. The degree of leaching of copper and zinc from solid raw materials is respectively 74 and 94%. This is in good agreement with 72% leaching of copper, which can be predicted using data on the purely chemical leaching of the concentrate at 55 ^° C, which are presented in experiment 4 (Fig. 5), in mathematical modeling of a one-stage flow reactor with a stirrer.

Второе стационарное состояние получено при идентичных условиях опыта, но при несколько более высоком контролируемом окислительно-восстановительном потенциале суспензии в реакторе сульфидного окисления - 400 мВ. При таком повышении потенциала степень выщелачивания меди падает до 45%, что иллюстрирует чувствительность к потенциалу, который необходимо выбирать для каждого конкретного халькопирита. И наоборот, степень выщелачивания цинка возрастает приблизительно до 94%, как это и следовало ожидать для этого сульфидного минерала при более высоком окислительно-восстановительном потенциале. The second stationary state was obtained under identical experimental conditions, but with a slightly higher controlled redox potential of the suspension in the sulfide oxidation reactor — 400 mV. With such an increase in potential, the degree of leaching of copper drops to 45%, which illustrates the sensitivity to the potential that must be selected for each specific chalcopyrite. Conversely, the degree of leaching of zinc increases to approximately 94%, as was to be expected for this sulfide mineral with a higher redox potential.

Опыт по выщелачиванию 6
По методике, описанной в опыте 4, проведена серия опытов по химическому выщелачиванию с использованием окисления с помощью разбавленной серной кислоты и сульфата железа (III). Опыты по выщелачиванию проводят с использованием концентрата Северо-Американского сульфида меди. По данным анализа концентрат содержит 30,3% меди, 34,3% сульфида и 29,9% железа. Медь присутствует практически исключительно (77% на массу концентрата) в виде халькопирита при небольшом количестве (приблизительно 2 мас.%) других сульфидов меди (халькозин, дигенит и ковеллит). Первоначальная степень измельчения образца концентрата - 90%, проходящих через 103,8 мкм.Leaching experience 6
According to the method described in experiment 4, a series of experiments on chemical leaching using oxidation using dilute sulfuric acid and iron sulfate (III) was carried out. Leaching experiments were performed using a concentrate of North American copper sulfide. According to the analysis, the concentrate contains 30.3% copper, 34.3% sulfide and 29.9% iron. Copper is present almost exclusively (77% by weight of the concentrate) in the form of chalcopyrite with a small amount (approximately 2 wt.%) Of other copper sulfides (chalcosine, digenite and covellite). The initial degree of grinding of the concentrate sample is 90% passing through 103.8 microns.

Первые два опыта по химическому выщелачиванию проводят при температуре 35^oС. Эти два опыта проведены при окислительно-восстановительном потенциале суспензии, установленном на 394 и 444 мВ. Два других опыта проведены при тех же окислительно-восстановительных потенциалах, но с использованием концентрата, который имеет степень измельчения - 90%, проходящих через 6,9 мкм. Результаты опыта суммированы в таблице.The first two experiments on chemical leaching are carried out at a temperature of 35 ^o C. These two experiments were carried out at the redox potential of the suspension, set at 394 and 444 mV. Two other experiments were carried out at the same redox potentials, but using a concentrate that has a grinding degree of 90% passing through 6.9 μm. The results of the experiment are summarized in the table.

Сильное измельчение концентрата халькопирита часто может улучшать кинетику выщелачивания и кинетику экстракции меди благодаря увеличению площади поверхности выщелачивания или стимулирования кристаллографической дислокации. Для данного концентрата более тонкое измельчение, как оказалось, не улучшает кинетики выщелачивания и экстракции меди. Экстракция меди, достигнутая при двух изученных окислительно-восстановительных потенциалах, не превышает 17%. Strongly grinding chalcopyrite concentrate can often improve the leaching kinetics and copper extraction kinetics by increasing the leaching surface area or stimulating crystallographic dislocation. For this concentrate finer grinding, as it turned out, does not improve the kinetics of leaching and extraction of copper. Copper extraction achieved at the two studied redox potentials does not exceed 17%.

Для концентратов более тугоплавкого халькопирита этого типа обычно необходимо повышение температуры выщелачивания, для получения приемлемой кинетики выщелачивания и экстракции. For concentrates of a more refractory chalcopyrite of this type, it is usually necessary to increase the leaching temperature in order to obtain acceptable leaching and extraction kinetics.

При 70^oС проведена дополнительная серия опытов, в которых используется как исходный концентрат, так и образец концентрата, тонко измельченный до величины - 90%, проходящих через 6,9 мкм. Проведено 6 опытов на каждом образце концентрата при окислительно-восстановительных потенциалах суспензии 394, 404, 414, 424, 434 и 444 мВ. Результаты опытов представлены на фиг.8.At 70 ^o C, an additional series of experiments was carried out in which both the initial concentrate and the concentrate sample, finely ground to a value of 90%, passing through 6.9 μm were used. 6 experiments were carried out on each sample of the concentrate at the redox potentials of the suspension 394, 404, 414, 424, 434 and 444 mV. The results of the experiments are presented in Fig. 8.

Результаты опыта на тонко измельченном концентрате (90% проходит через 6,9 мкм) показывают, что в течение периода времени в 48 ч возможна высокая степень извлечения меди (>98%) при окне окислительно-восстановительного потенциала 414-434 мВ. Выше или ниже этого интервала кинетика выщелачивания меди менее предпочтительна. Результаты опытов также показывают, однако, что сравнительно высокая экстракция меди также возможна для более грубого концентрата (90% проходит через 103,9 мкм), но при более узком окне окислительно-восстановительного потенциала - около 414 мВ. Из этого следует, что для данного концентрата при измельчении концентрата для максимального выщелачивания меди и ее извлечения, можно избежать увеличения стоимости процесса благодаря использованию окна окислительно-восстановительного потенциала около 414 мВ. The results of the experiment on a finely ground concentrate (90% passes through 6.9 μm) show that over a period of 48 hours a high degree of copper recovery (> 98%) is possible with a redox window of 414-434 mV. Above or below this interval, copper leaching kinetics are less preferred. The experimental results also show, however, that a relatively high copper extraction is also possible for a coarser concentrate (90% passes through 103.9 μm), but with a narrower window of the redox potential - about 414 mV. It follows that for a given concentrate, when grinding the concentrate for maximum leaching of copper and its extraction, it is possible to avoid an increase in the process cost due to the use of a redox potential window of about 414 mV.

Опыты по выщелачиванию в рудной колонне
Опыты по выщелачиванию в колонне с использованием частиц руды проводят таким образом, чтобы смоделировать процесс непрямого биовыщелачивания в отвале, при котором выщелачивающую жидкость "разбавленная серная кислота-сульфат железа", которая просачивается через отвал, получают в отдельном процессе бактериального генерирования железа (III), вынесенном за пределы рудного отвала. Ключевым аспектом этого типа процесса непрямого биовыщелачивания является то, что он позволяет выбирать для этой выщелачивающей жидкости окислительно-восстановительный потенциал (отношение ионов железа (III) к ионам железа (II)). Этот процесс можно сравнить с прямым биовыщелачиванием, при котором реакции бактериального окисления, в том числе окисление ионов железа (II) в ионы железа (III), протекают в отвале руды и любое регулирование окислительно-восстановительного потенциала затруднено, если вообще возможно.Ore column leaching experiments
Column leaching experiments using ore particles are carried out in such a way as to simulate an indirect bioleaching process in a dump, in which a “diluted sulfuric acid-iron sulfate” leach fluid that seeps through the dump is obtained in a separate bacterial process for generating iron (III), removed from the ore dump. A key aspect of this type of indirect bioleaching process is that it allows you to select the redox potential (ratio of iron (III) ions to iron (II) ions for this leaching fluid. This process can be compared with direct bioleaching, in which bacterial oxidation reactions, including the oxidation of iron (II) ions to iron (III) ions, occur in the ore dump and any regulation of the redox potential is difficult, if at all possible.

Экспериментальное оборудование, которое используется в лабораторных опытах по выщелачиванию в колонне, показано на прилагаемой схеме на фиг.9. Опыты по выщелачиванию в колонне проводят с использованием приблизительно 15 кг образца измельченной руды, находящейся в пластиковой колонне высотой 1 м и диаметром 0,12 м. Колонны (9) имеют водяную рубашку (10), что позволяет поддерживать температуру при 35^oС. Жидкость просачивается через колонну со скоростью 27 л/м² поверхности руды в час и собирается в отстойнике (11), расположенном ниже колонны. Необходимое отношение ионов железа (III) к ионам железа (II) (окислительно-восстановительный потенциал) в отстойнике поддерживается на нужном уровне путем добавления в отстойник раствора перекиси водорода. Этот прием эффективно моделирует стадию внешнего бактериального получения ионов железа (III). Через жидкость в отстойнике барботируют азот, чтобы обеспечить перемешивание; азот также пропускают через колонну, чтобы минимизировать возможность роста бактерий, которые присутствуют на частицах руды в колонне.The experimental equipment that is used in the laboratory experiments on leaching in the column is shown in the attached diagram in Fig.9. The leaching experiments in the column are carried out using approximately 15 kg of a sample of crushed ore located in a plastic column 1 m high and 0.12 m in diameter. Columns (9) have a water jacket (10), which allows maintaining the temperature at 35 ^o C. Liquid seeps through the column at a rate of 27 l / m ² of ore surface per hour and is collected in a sump (11) located below the column. The necessary ratio of iron (III) ions to iron (II) ions (redox potential) in the sump is maintained at the desired level by adding hydrogen peroxide to the sump. This technique effectively models the stage of external bacterial production of iron (III) ions. Nitrogen is bubbled through the liquid in the sump to allow mixing; nitrogen is also passed through the column to minimize the possibility of the growth of bacteria that are present on the ore particles in the column.

Выщелачивающая жидкость содержит питательные бактериальные вещества в тех же концентрациях, которые указаны в опыте 1. Величину рН раствора в отстойнике поддерживают при 0,8 путем добавления серной кислоты. The leaching liquid contains bacterial nutrients in the same concentrations as those specified in experiment 1. The pH of the solution in the sump is maintained at 0.8 by adding sulfuric acid.

По анализу образец руды содержит 1,07% меди, 3,5% железа и 2,1% сульфида. Минералогический анализ показывает, что приблизительное массовое содержание сульфидного минерала в руде соответствует 1,5% халькопирита, 0,5% халькозина, дигенита и ковеллита; <0,5% борнита и 2,5% пирита. Чтобы дополнительно оценить количество нехалькопиритных сульфидов меди в руде, образец руды подвергают цианидному выщелачиванию. Установлено, что нехалькопиритные сульфиды меди легко растворяются в цианиде, тогда как халькопирит в этом случае не растворяется. Такие результаты выщелачивания показывают, что 51% меди присутствует в виде легко выщелачиваемых нехалькопиритных сульфидов меди, а остальные 49% представляют собой халькопирит. According to the analysis, the ore sample contains 1.07% copper, 3.5% iron and 2.1% sulfide. Mineralogical analysis shows that the approximate mass content of sulfide mineral in the ore corresponds to 1.5% chalcopyrite, 0.5% chalcosine, digenite and covelite; <0.5% boron and 2.5% pyrite. To further evaluate the amount of non-chalcopyrite copper sulfides in the ore, the ore sample is subjected to cyanide leaching. It was found that non-chalcopyrite copper sulfides readily dissolve in cyanide, while chalcopyrite in this case does not dissolve. Such leaching results show that 51% of the copper is present as easily leachable non-chalcopyrite copper sulfides, and the remaining 49% is chalcopyrite.

Опыт по выщелачиванию в колонне 1
Проводят два сравнительных опыта с использованием руды, измельченной до -6 мм. В одном из опытов окислительно-восстановительный потенциал в отстойнике поддерживают на уровне "высокого окислительно-восстановительного потенциала" - 505 мВ, а в другом опыте - на уровне "низкого окислительно-восстановительного потенциала" - 396 мВ. Полученные результаты представлены на фиг. 10, где процент извлечения меди, который оценен по меди в растворе, отнесен ко времени выщелачивания. Эти данные показывают, что вначале достигается более высокая скорость экстракции меди, вероятно вследствие того, что легко выщелачиваемый нехалькопиритный сульфид меди выщелачивается быстрее при более высоком окислительно-восстановительном потенциале при окончательной экстракции, устанавливающейся на максимальной экстракции меди 67%. При более низком значении окислительно-восстановительного потенциала скорость выщелачивания меди падает, вероятно, вследствие того, что при более низком окислительно-восстановительном потенциале нехалькопиритный сульфид меди выщелачивается медленнее, но при окончательной экстракции меди, находящейся на более высоком уровне 83%. Если предположить, что в каждом случае выщелачивается вся легко выщелачиваемая медь, и, приняв во внимание, что 49% меди присутствует в виде халькопирита, можно рассчитать, что при высоком окислительно-восстановительном потенциале выщелачивается 33% халькопирита меди. Для более низкого окислительно-восстановительного потенциала аналогично можно подобным образом рассчитать, что выщелачивание халькопирита повышается до 65%.Column Leaching Experience 1
Two comparative experiments are carried out using ore ground to -6 mm. In one experiment, the redox potential in the sump is maintained at the level of "high redox potential" - 505 mV, and in another experiment - at the level of "low redox potential" - 396 mV. The results are presented in FIG. 10, where the percentage of copper recovery, which is estimated from the copper in solution, is related to the time of leaching. These data show that at first a higher copper extraction rate is achieved, probably due to the fact that the easily leachable non-chalcopyrite copper sulfide leaches faster at a higher redox potential with a final extraction set to a maximum copper extraction of 67%. At a lower value of the redox potential, the copper leaching rate decreases, probably due to the fact that at a lower redox potential, non-chalcopyrite copper sulfide leaches more slowly, but with the final extraction of copper at a higher level of 83%. If we assume that in each case all easily leached copper is leached, and taking into account that 49% of copper is present in the form of chalcopyrite, it can be calculated that at high redox potential, 33% of copper chalcopyrite is leached. For a lower redox potential, it is similarly possible to similarly calculate that the leaching of chalcopyrite increases to 65%.

Опыт по выщелачиванию в колонне 2
Этот опыт выщелачивания по основным позициям аналогичен опыту по выщелачиванию в колонне 1. В этом случае образец руды измельчен до -12 мм, и опыт по выщелачиванию проводят в 2 фазы - начальная фаза длится до 135 дней и на этой фазе используется высокий окислительно-восстановительный потенциал (505 мВ); а на второй фазе окислительно-восстановительный потенциал устанавливается на более низком уровне (396 мВ). Полученные результаты представлены на фиг.11.Column 2 Leaching Experience
This leaching experiment in basic positions is similar to the leaching experiment in column 1. In this case, the ore sample is crushed to -12 mm, and the leaching experiment is carried out in 2 phases - the initial phase lasts up to 135 days and a high redox potential is used in this phase (505 mV); and in the second phase, the redox potential is set at a lower level (396 mV). The results are presented in Fig.11.

На начальной фазе при высоком окислительно-восстановительном потенциале через 135 дней экстракция меди в конечном итоге устанавливается на максимальном уровне 58%. Снова предполагая, что весь нехалькопирит выщелачивается, можно рассчитать, что в этом случае из халькопирита выщелачивается 14% меди. После понижения на 135 день окислительно-восстановительного потенциала выщелачивающего раствора наблюдается дополнительное выщелачивание меди при установлении экстракции на уровне 81%. Снова можно рассчитать, что это соответствует общей экстракции халькопиритной меди 61%. In the initial phase, with a high redox potential, after 135 days, copper extraction is ultimately set to a maximum level of 58%. Again assuming that all non-chalcopyrite is leached, it can be calculated that in this case 14% of copper is leached from chalcopyrite. After lowering the oxidation-reduction potential of the leach solution by 135 days, additional leaching of copper is observed when extraction is established at the level of 81%. Again, it can be calculated that this corresponds to a total extraction of chalcopyrite copper of 61%.

При рассмотрении данных всех опытов видно, что более низкие уровни экстракции меди из халькопиритного компонента руды наблюдаются при более высоком значении окислительно-восстановительного потенциала, что обычно является результатом пассивирования халькопирита в этих условиях. Выщелачивание при более низком окне окислительно-восстановительного потенциала улучшает выщелачивание халькопирита даже в случае более сложного процесса выщелачивания при просачивании через руду, когда дополнительные факторы, такие как эффективность просачивания, эффекты массового переноса и осаждение железа и серы, могут оказывать доминирующее влияние на параметры процесса. When considering the data of all experiments, it is seen that lower levels of copper extraction from the chalcopyrite ore component are observed at a higher value of the redox potential, which is usually the result of passivation of chalcopyrite under these conditions. Leaching at a lower oxidation-reduction potential window improves the leaching of chalcopyrite even in the case of a more complex leaching process when filtering through ore, when additional factors, such as filtering efficiency, mass transfer effects and precipitation of iron and sulfur, can dominate the process parameters.

Из вышесказанного можно понять, что изобретение предлагает очень простой способ эффективного выщелачивания меди из халькопирита, который не включает использование каких-либо дорогих или вредных катализаторов или активаторов и который целиком основан на регулировании и установлении параметров и условий выщелачивания. From the foregoing, it can be understood that the invention provides a very simple method for efficiently leaching copper from chalcopyrite, which does not include the use of any expensive or harmful catalysts or activators, and which is entirely based on the regulation and establishment of leaching parameters and conditions.

Claims

1. A method for leaching chalcopyrite, including treating it with a leaching solution of iron (III) sulfate in the presence of dilute sulfuric acid to oxidize the sulfide material and maintaining the surface potential of chalcopyrite by controlling the ratio of ferric ions (Fe ³⁺ ) to ferrous ions (Fe ²⁺ ) in leaching solution, characterized in that the leaching is carried out in the absence of silver as a catalyst while maintaining the surface potential of chalcopyrite in the range of 350-450 mV.

2. The method according to p. 1, characterized in that the sulfate of iron (III) is obtained at the stage of bacterial oxidation.

3. The method according to p. 2, characterized in that the ratio of ferric ions (Fe ³⁺ ) to ferrous ions (Fe ²⁺ ) is controlled by controlling the oxygen supply to the stage of bacterial oxidation.

4. The method according to p. 2 or 3, characterized in that the bacterial oxidation is carried out in a separate reaction vessel, and the resulting leach solution is sent to the leaching process.

5. The method according to p. 4, characterized in that the leaching is carried out with a solution obtained in the process of bacterial oxidation of ferrous ions (Fe ²⁺ ) into ferric ions (Fe ³⁺ ), allowing to achieve in the leaching reactor the values of the redox potential from 350 to 450 mV, moreover, the redox potential in the leaching reactor is controlled by controlling the rate of addition of a leach solution saturated with iron (III) to the leaching reactor.

6. The method according to any one of paragraphs. 1-5, characterized in that the leaching solution from the stage of leaching of chalcopyrite is circulated to the stage of copper extraction to extract part of the dissolved copper.

7. The method according to any one of paragraphs. 1-4, characterized in that the leaching is carried out in the dump, in which the leaching solution is conditioned to obtain the specified surface potential.