CN111936644B - 氯化物堆浸中的水平衡 - Google Patents

Abstract

一种使在高氯化物堆浸操作中可用于漂洗的水量最大化的方法，所述方法包括以下步骤：使用0.05‑0.35 m³/吨矿石范围的过程补充水漂洗在堆中的浸出残渣矿石，从而从浸出的矿石中置换含氯化物的水性液体。

Description

氯化物堆浸中的水平衡

发明背景

本发明涉及一种铜矿石的高氯化物浸出方法。

使用酸性硫酸盐溶液用细菌生物浸出低等级硫化铜矿石是一种已建立的在全世界应用的商业方法。

最近，已经开发了氯化物浸出的方法，以允许在高电位下不使用细菌浸出硫化铜矿石(包括黄铜矿)。WO2015/059551和WO2014/030048中的公开内容教导了使用高氯化物浓度来克服黄铜矿的钝化，允许在相对于SHE高于700 mV的溶液氧化电位下操作，导致提高的浸出速率和更高的铜回收率。

高氯化物浓度提高了在含氧气体存在下形成氧化剂如二价铜离子(Cu(II))和三价铁离子(Fe(III))的速率。然后这些氧化剂与硫化铜矿物反应，以将铜释放到溶液中。

实际上，商业规模上在氯化物溶液中堆浸铜矿石受到约束限制，所述约束如果被忽略，将限制该方法的经济可行性。在高氯化物浓度(100-230g/L氯化物)下堆浸的具体约束是作为水分包含在浸出的残渣中的溶液中的氯化物从回路中的损失。

US 5 232 490公开了一种通过氯化物堆浸从硫化物材料提取贵金属的方法。矿石在堆中浸出30-60天。浸出周期后，堆用水洗涤以回收夹带的氯化物和金属价值。

本发明的目的是至少部分地解决上述问题，即，使可利用的并且适合于漂洗浸出的残渣固体的水量最大化，从而允许氯化物回收，并且减少来自该过程的氯化物损失。

发明概述

本发明提供了一种使在高氯化物堆浸操作中可用于漂洗的水量最大化的方法，所述方法包括以下步骤：使用0.05-0.35 m³/吨矿石范围的过程补充水漂洗在堆中的浸出的残渣矿石，从而从浸出的矿石中置换含氯化物的水性液体，其中通过利用多阶段、逆流、负载的有机溶剂洗涤回路来提高可用于漂洗的过程补充水的量，以降低有机相中的氯化物浓度。

在所述漂洗步骤中的过程补充水的量优选可在0.1和0.15 m³/吨矿石之间。

在100至230g/L的氯化物浓度下的堆浸被认为是高氯化物浸出。

"水平衡"涉及流入系统的水的体积和流出系统的水的体积的差异。

为了使可用于漂洗的过程补充水的量最大化，并防止氯化物和铜的无意清洗和相应损失，用于提高过程补充水的量和用于利用过程补充水的方法可以如下实施：

a)水不足可以通过提高来自浸出操作的蒸发而产生，例如通过利用空气喷雾器，或通过不放置减少蒸发的装置，例如在池上的盖或在堆上的太阳膜，即留下暴露于大气的这种装置；

b)可以从堆转移雨水；

c)通过有效洗涤负载的有机物，可以降低对电解沉积渗料补充水的需求，使得其与上述相关。

有机相中的氯化物浓度可以降低至低于50ppm。

使用含有很少氯化物或不含氯化物的过程补充水置换含氯化物的水性液体，然后将其回收并再循环到堆浸操作中，从而减少加入到所述操作中的补充盐。

漂洗步骤可以进行5-100天的时期。优选地，该时期为20天。

保留在浸出的矿石残渣或含氯化物的水性液体中的残余的可溶性铜可在漂洗步骤期间在漂洗水中回收，并且可返回到浸出操作中，并后续可通过使用溶剂提取步骤和电解沉积步骤来回收，从而增加总体铜回收率。

在漂洗步骤中被过程补充水置换的水性液体中回收的氯化物和铜可以各自表示为漂洗前残渣矿石中总含量的分数，并且可以定义为"洗涤效率"。对于所示的洗涤体积(即在0.05-0.35 m³/吨矿石范围内)，洗涤效率通常在40%和85%之间。期望的分数(或比率)为约60%。

氯化物水平可以在所提及的范围内，并且通常为150 g/L；但这仅是示例性的而非限制性的。

附图简述

参考附图通过实例进一步描述本发明，其中：

图1是常规堆浸过程的图解表示；

图2是图1中的堆浸过程的输入和输出的"黑盒"图；

图3是形成图1的过程的一部分的溶剂提取过程和电解沉积过程的图解表示；

图4显示根据本发明的优化的堆浸过程；

图5A是洗涤效率曲线，其图示了在漂洗阶段期间基于百分比的可溶性离子的回收率作为每吨矿石的洗涤水添加量的函数；

图5B图示了所需的盐补充添加(以kg/L计)的减少作为每吨矿石的洗涤水添加量的函数；

图6是利用逆流回路的优化的铜溶剂提取负载的有机洗涤过程的图解表示，其形成图4的过程的一部分；

图7A、7B和7C分别显示可用于图6的洗涤过程的不同的逆流洗涤回路，其经操作以降低电解质中的氯化物浓度，所述电解质提供至下游电解沉积过程；

图8是用于处理低等级黄铜矿矿石的集成试验工厂的流程图；

图9是显示与图8相关提及的试验工厂的输入和输出的简化图；

图10显示在试验工厂的不同操作阶段期间，对于多个筛床，作为冲洗时期的函数的铜回收率曲线；

图11是在第二操作阶段期间，对于试验工厂中一个筛床，洗涤效率(盐回收率)作为洗涤水添加的函数的曲线；

图12图示描述对于与图11相关提及的筛床，补充所需的盐的量作为加入的洗涤水的函数；以及

图13显示杂质金属(铝、镁和铁)和硫酸盐如何在试验工厂的残液中作为时间的函数而积累。

优选实施方案的描述

附图的图1显示包括单一阶段堆浸的通用堆浸过程10。通常，氯化物堆浸的过程使用称为"跑道"的堆构造和操作的方法来施用。在跑道型的堆中，使用酸14和盐16使矿石12附聚(13)，并在堆18中在垫(未显示)上堆叠。用水性浸出液20冲洗堆18达设定的时间段。该液体20在堆18上再循环。从矿石12中释放的铜被移动到富集浸出溶液22中，其从堆18排入富集浸出溶液池24中。

通过有机溶剂提取步骤26和电解沉积步骤28的组合，从溶液中回收铜金属29。

在浸出时期结束时，停止冲洗并允许浸出的矿石排干。将浸出的矿石残渣30 (也称为硝石沥渣)和任何夹带的水性液体移动并送到倾卸设施。

图2显示进出堆18的各种输入和输出。输入包括：

a)矿石12：携带有价值的矿物或金属(在这种情况下为铜)的开采的矿床；

b)酸14：通常这是硫酸，将其加入到矿石12中，以维持酸性环境并提供酸用于与脉石矿物反应，并且用于铜矿物溶解和产生Fe(III)和Cu(II)氧化剂，以及用于将可溶性铜和其它金属离子释放到富集浸出溶液22中；

c)雨水或降水32：即，落在堆18和相关的池上并后续加入在该过程中循环的溶液中的雨水；

d)空气34：将空气驱动至该过程中以提供氧气作为氧化剂用于产生Cu(II)和Fe(III)以及用于硫化物矿物浸出；

e)过程补充水36：这种水用于补充任何不足，其中输出中的水量大于输入中的水量；根据需要和当需要时，加入过程补充水以补偿通过蒸发(42)损失的水、作为浸出的矿石残渣(30)中的水分损失的水以及从浸出回路取出的清洗流45中损失的水；

f)铜溶剂洗涤水38：在溶剂提取期间使用该水以去除有机相中夹带的氯化物，从而防止氯化物转移到电解质中，所述电解质报告至后续电解沉积过程；

g)电解沉积渗料补充水40：该水用于代替从回路中去除的电解质渗料，以控制其中杂质的水平；以及

h)盐16：以引入氯化物；

i)水37：这包含补充水36、洗涤水38和电解沉积补充水40。

图2中所示的输出如下：

a)浸出的矿石(硝石沥渣) 30，其包括作为在浸出的矿石残渣30(即硝石沥渣)中夹带的溶液31的水分。这是一旦已停止用浸出液20冲洗、已排干浸出的矿石30和已收集富集浸出溶液22，与浸出的矿石30一起保持的残余水性溶液；

b)来自堆和相关的池的蒸发42，即损失到大气中的水；

c)铜29，即从矿石12中回收的目标金属；以及

d)清洗流45，其根据需要用于从回路中去除杂质，或降低浸出液20中的酸浓度。可以从堆浸过程10中的任何合适的溶液流或池中取出清洗流45，以去除杂质。优选该流应当含有低的铜浓度以防止从堆浸过程10中显著的铜损失。

引入到堆18中的空气34作为贫氧的空气流(未显示)从堆的侧面和顶部离开。

图3是铜溶剂提取步骤26和电解沉积过程步骤28的简化流程图。富集浸出溶液22X从池24通过有机溶剂提取设施44，该设施包括提取过程46，随后是洗涤过程58，然后是汽提过程48。

在提取过程46期间，将溶解的铜离子从富集浸出溶液22X中取出到有机相51中，然后将贫铜溶液50引导至残液池52，用于在冲洗期间再循环到堆18。在洗涤过程58期间，使用低氯化物洗涤水38洗涤有机相51，以去除在有机相内的少量夹带的水性溶液中包含的氯化物。在使用后，将洗涤水38X再循环到PLS池24。

在汽提过程48期间，将溶解的铜从有机相51中取出到电解质54中，将该电解质引导至过程28中的电解沉积步骤56，在该步骤中溶解的铜离子被还原，然后作为铜金属29被去除。废电解质55返回到汽提过程48。电解沉积清洗液35可以从电解沉积步骤56再循环到堆浸过程10，优选到PLS池24。

如图2所示，离开过程10的唯一水是在浸出的矿石30中、在蒸发42中和在清洗流45(其中从回路中去除溶液，以限制杂质在回路溶液内的积累，或者降低酸浓度)中的水分31。取决于矿石材料的特征，浸出的矿石30中的水分水平可在5%-25%体积/质量范围，或更典型地8%-20%。

过程10内的浸出液20中的氯化物可以来自矿石12本身，但大多数需要以盐16的形式加入。这是因为大多数矿石通常含有非常少的可溶性氯化物。通过比较的方式，浸出过程10中所需的氯化物的量在浸出液20中为100-230g/L范围。

加入到堆浸操作中的氯化物的量必须等于损失量。从该过程中去除含氯化物的盐的唯一机制是通过在浸出的堆残渣中(即在硝石沥渣30中)沉淀的盐和含氯化物的水分。如果从回路中取出清洗液(不经内部再循环)，则这将有助于氯化物、酸和铜的损失，并有助于从回路中去除溶解的金属和盐杂质。通常，高铜溶液的清洗液将不会从回路中取出。因此，清洗液仅用作最后的手段。

必须置换损失的氯化物。氯化物可以作为氯化钠或通过使用类似的盐加入。这种盐需要购买并运输到处理场所。总之，在平均条件下，由于通过浸出过程损失脉石和矿石矿物，通常来自矿石的固体质量净减少约5%，这抵消了来自沉淀的盐的小增加。简言之，指出Fe的沉淀增加了质量，这是因为沉淀的铁盐含有硫酸根、氢氧根离子和Na或K，因此沉淀物的质量大于浸出的铁金属和硫化物的质量(由于从溶液中加入S和氧)。来自沉淀物的质量增加补偿了由于铜和脉石矿物溶解的质量损失，但是通常可以预期总的净质量损失为约5%。

盐及其运输的成本取决于处理场所的位置。成本可以低至US$2.5/T，或高至US$40/T (仅为示例性数字)。高氯化物堆浸操作通常以每年10000000吨矿石的速率开始生产，并且可以显著提高超过该速率。因此，盐的购买和运输成本可能是相当大的。

图4显示根据本发明的过程10A，其在许多方面与图1所示的相似。水37A包含补充水36A、洗涤水38A和电解沉积补充水40A。

盐16A包含在过程开始时加入的盐和在过程溶液中(例如在液体20A中)维持所需氯化物浓度所需的另外的盐(补充盐)。

将补充水36A引导至浸出的残渣矿石30A，以漂洗矿石并将具有高氯化物浓度的夹带溶液置换到漂洗流溶液60A中。补充水36A的氯化物含量低，而漂洗流溶液60A的氯化物含量高。将漂洗流溶液60A引导至富集浸出池24A，或者引导至堆浸回路中的任何其它合适的池。因此，在该过程中保留了显著部分的初始盐含量。

在用水性浸出液20A冲洗之后，在开始用补充水36A冲洗堆18A之前，优选5-50天(典型地20天)的静置时期，以允许夹带的冲洗溶液的大部分从堆18A排出，因此实现8%-20%(典型地10%)的残余水分水平。漂洗经排干的堆改进了洗涤效率。

将补充水36A施加到浸出的矿石残渣30A的漂洗时期从5至100天变化，优选10至50天，或典型地20天。

过程10A涉及盐的节约，但另外的益处在于，保留在浸出的矿石30A中的任何残余可溶性铜的一部分被放回到过程10A中，其中它可后续通过使用溶剂提取步骤26A和电解沉积步骤28A而回收。

图5A显示使用来自浸出的矿石的可溶性铜的置换计算的洗涤效率曲线。置换的铜百分比将适用于任何可溶性物质，包括氯化物——由于溶液测定的准确性，铜用作指示剂。该曲线指示可能的操作范围R，其中以每吨矿石为基础表示的预期的过程补充水(36A)需求与可溶性离子回收率(表示为百分比)相平衡。该范围可以根据情况而变化。范围R在0.05和0.35 m³/吨矿石之间，并优选在0.1和0.15 m³/吨矿石之间。图5A中的曲线指示在范围R处的最佳洗涤效率在50%和70%之间。在0.1 m³/吨的洗涤水添加下的目标回收率为60%。

图5B指示补充盐添加(以kg/T计)的减少作为洗涤水添加36A的函数。通过用指示量的补充水36A作为洗涤水漂洗残渣矿石，实现了与盐的回收率正相关的补充盐的减少。

使可用于漂洗的补充水36A的量最大化的有效方式是减少通过其它流进入该过程的水量。水通过降雨32A、酸14A、酸反应、溶剂提取洗涤水38A和电解沉积渗料补充水40A进入该过程。通过蒸发42A产生水不足。

可以考虑以下内容以使可以引导至漂洗阶段的水量最大化。如图6中所示，可通过利用多阶段逆流方法70减少洗涤水38A，这允许更大量的补充水36A用于漂洗浸出的矿石30A (或硝石沥渣)。

过程70包括第一阶段70A、第二阶段70B和第三阶段70C。可以增加更多阶段，但是这将减少收益并提高资本成本。预期过程70的最佳性能具有3个阶段。将负载的有机相51从提取过程46引导至混合器72a，用于与从前一周期的第二阶段70B中的沉降器74b获得的第一中间高氯化物废洗涤水38Xb混合，并后续引导至沉降器74a，用于分离成经洗涤的有机物49a和高氯化物废洗涤水38Xc。

将有机相49A报告至混合器72b (在当前的第二阶段70B中)，用于与第二中间高氯化物废洗涤水38Xa (从前一周期的第三阶段70C中的废洗涤水获得)混合，然后至沉降器74b，用于分离成中间高氯化物有机物49b和中间废洗涤水38Xb (待引导至后续周期的第一阶段70A)。

将有机相49b报告至(当前第三阶段70C的)混合器72c，用于与新鲜的洗涤水38A混合，然后至沉降器74c，用于分离成经洗涤的有机物49c和中间高氯化物废洗涤水38Xa (待引导至后续周期的第二阶段70B)。经洗涤的有机物49c报告至汽提过程48。

溶剂提取装置使用混合器/沉降器，分别用于水性物和有机物的接触和分离。将两种流体在混合器中合并，以形成分散体，其中水性流体形成连续相，而有机流体作为不连续相分散在其中。将水性物/有机物分散体报告至沉降器，在沉降器中两种流体分离成有机相和水相。分离不是完美的，并且每个相都携带一些其它流体夹带在其中。

将来自溶剂提取过程46中的提取或负载阶段的所得有机物51报告至洗涤阶段58。

图7A、7B和7C分别显示单一阶段逆流洗涤回路、两阶段逆流洗涤回路和三阶段逆流洗涤回路，用于降低有机相51的氯化物浓度。

进入洗涤阶段58的有机相51具有夹带的富集浸出溶液，其中氯化物含量通常为约150000 ppm。通常期望在铜被汽提到电解质54中之前，将该水平降低至约50 ppm。

在图7A的单一周期洗涤阶段58A中，将来自提取阶段46的有机相51与低氯化物水性溶液38A在混合器中合并。洗涤不是完美的，并且一些夹带的氯化物通过最终有机相49a的夹带溶液。

图7B显示两周期逆流洗涤阶段58A、58B。比起由单一周期洗涤阶段58A得到的有机相49a，所得有机相49b具有较低的夹带氯化物含量。然而，在高氯化物浸出操作中，两周期洗涤阶段可能不足以降低所得有机相的氯化物含量，除非采用大量的洗涤水。

在过程10A中，采用三阶段逆流洗涤回路58A、58B、58C (图7C)。在该回路中，来自最后阶段58C的有机相49c中的氯化物浓度降低至低于50 ppm，其中洗涤流仅为由提取阶段46得到的有机物的约1/75。

多周期逆流洗涤阶段中的洗涤水降低至小于典型的常规单一阶段洗涤回路中使用的洗涤水的三分之一。这里节省的水可用作图4中的洗涤水36A，其然后可用于漂洗浸出的矿石。这使氯化物回收率方面的洗涤效率最大化，并降低可溶性铜到浸出的矿石中的损失。

下面的描述涉及为了验证已经描述的发明原理而进行的测试工作。

实验评价-集成试验工厂

实施例

建立结合9个筛床和溶剂提取装置的集成试验工厂，以在试验规模上复制本发明方法的应用。该工厂被设计为使用动态"跑道"型堆浸操作来处理各种低等级黄铜矿矿石。这是包含多个区(sector)的堆，其中新区被堆叠，而较旧的大多数浸出的区从垫中移除，所述垫然后重新使用。

每个筛床的横截面积为4 m²，操作高度为7.5m，总高度为10m并且含有约40T矿石。操作筛床以模拟具有9个区的商业操作。该过程是动态的，其中从浸出的筛床中周期性去除浸出残渣，并在空的筛床中用新鲜矿石置换浸出的残渣。

进行三个独立的操作阶段。在测试的矿石样品中所含的主要硫化铜矿物和脉石矿物的组成范围以及操作的简要描述总结在表1中。

表1 试验工厂操作阶段

*CSR-铜源比(包含在该矿物中的总铜的百分比)

矿石样品在3阶段破碎回路中被破碎。在被负载到筛床中之前，破碎的矿石附聚。在附聚过程中，将氯化钠(盐)、酸和残液(或其它含铜、铁和酸的过程液体)加入到矿石中。然后将附聚的矿石置于空的筛床内；熟化一段时间，之后开始冲洗。在冲洗周期结束时，将每个筛床排干，用水冲洗以洗涤，再次排干并最终清空。然后，空的筛床准备接受附聚的矿石的新负载。

阶段I和阶段II涉及启动操作和收集数据。

在阶段III操作中，包括低等级矿石，其中铜等级低至0.3% Cu，并且至多75%的所含铜与黄铜矿有关(黄铜矿的CSR为75%)。在卸载和样品处理之前，操作由45天熟化时期、20天润湿时期、360天冲洗、20天洗涤和30天排干(共475天)组成。

阶段III操作计划被设计成允许每45天负载和卸载筛床，从而模拟商业动态垫操作和工业液体处理。这种封闭是必要的，以获得稳态杂质浓度和识别可能的操作问题。操作保持在封闭回路中，并且重新引入洗涤水以产生残液，以补偿由于残渣水分和蒸发导致的损失。水的加入速率保持在0.11 m³/T矿石。根据本发明的方法，新鲜的补充水用于洗涤负载的有机物以去除氯化物和用于洗涤残渣矿石。

试验工厂作为封闭系统操作，其输出和输入被小心地控制以模拟商业堆浸操作，即，限制新鲜水的加入以平衡通过蒸发损失的水、作为浸出的残渣(或硝石沥渣)中的水分的损失和过程溶液清洗中损失的水的置换(如果需要降低杂质)。试验工厂的过程流程图示于图8中。试验工厂的主要部件和操作总结如下：

●残液罐1：储存来自溶剂提取(SX) 7的返回残液。提供进料至单独的1m³残液进料罐2A-I，至每个筛床3A-I。可以根据需要将补充酸加入到残液罐中，以满足该过程的操作酸需求。

●富集浸出溶液(PLS) 4和5：将来自各筛床(3A-I)的PLS溶液收集在1m³ PLS罐4A-I中。将PLS从罐4A-I转移到PLS存储罐5。

●高Cu PLS 6：矿石熟化后从筛床的初始冲洗收集的第一PLS的铜含量高。将该初始PLS收集在存储罐6中。可以向罐6中的高铜PLS中加入补充酸。可以向罐6中的高铜PLS中加入来自SX的清洗水。

●矿石附聚8：矿石在附聚鼓中附聚。将来自罐1的残液加入到矿石。按需要加入酸和固体盐，以满足目标酸添加和总盐添加。高铜PLS 6可用于矿石附聚，以使铜和酸(包含在高铜PLS中)直接返回到矿石附聚。用酸附聚的矿石中的高铜含量可以改善在初始静置步骤中在矿石熟化期间的铜溶解。当需要时，将附聚的矿石转移到负载筛床(3A-I)。

●矿石在筛床3A-I中浸出：附聚的矿石在筛床中堆叠。允许其熟化(初始静置时期)。然后开始冲洗。冲洗缓慢开始，以确保矿石的润湿。通过将来自溶剂提取过程的低铜残液泵送至筛床的顶部，进行冲洗。通过滴灌网施用将液体分布在筛床表面上方。溶液向下渗透穿过每个筛床内的矿石。同时，空气被引入到每个筛床的基部中。铜被过程液体中的酸和空气中的氧的组合溶解。冲洗液报告至筛床的基部。现在它具有提高的铜含量，并被称为PLS (富集浸出溶液)。将其收集并报告至溶剂提取过程。

●在矿石浸出之后，停止用残液冲洗矿石。允许矿床排干，然后用洗涤水洗涤矿石，以回收夹带的氯化物(盐)和溶解的铜。然后将经洗涤的浸出的矿石残渣从筛床中去除至废物。

●溶剂提取(SX) 7：通过溶剂提取从PLS中回收铜。在两个提取阶段E1和E2中将铜负载到有机物上。然后在两阶段洗涤L1和L2中用水洗涤负载的有机物。需要洗涤以去除夹带的水性溶液，使得在负载的有机物汽提之后高级电解质的氯化物含量＜50 ppm。在洗涤阶段之后，然后在S1中汽提负载的有机物，以将铜回收到高级电解质7b中。从存储罐7c提供用于负载的有机汽提的废电解质。如果需要，可以将补充酸加入到存储罐7c中的废电解质中，以将酸浓度提高到负载的有机物完全汽提所需的量。从回路中去除高级电解质用于回收铜，而废电解质返回到回路中。通过将洗涤阶段的数量提高到三个(参考图7C)，可以改进负载的有机物的洗涤效率。提高的洗涤效率减少了洗涤负载的有机物所需的洗涤水体积，这允许增加用于通过置换矿石残渣中夹带的溶液而洗涤浸出的矿石残渣的水，导致氯化物和铜的回收率提高。

表2 阶段I、阶段II和阶段III的试验工厂操作参数

显示输入和输出的试验堆的简化质量平衡图示于图9。矿石、酸、盐和水平衡的典型值示于表3中。表3中的结果证明，通过以0.11 m³/T水的操作目标洗涤矿石回收的盐等于9 kg/T，在所需的补充盐方面代表显著的节约。对于在阶段II中处理的矿石，回收的总铜，包括通过洗涤矿石回收的铜(如实施例2所示)，等于初始矿石进料中的铜的60%。

表3 显示输入和输出的试验工厂质量平衡汇总

表3表明，对于348吨通过该过程经一定时期处理的矿石，溶剂提取洗涤水为4.3m³。在浸出后用于洗涤矿石的洗涤水为其约8倍，即34.9m³，因此在这种情况下通过进一步减少溶剂提取洗涤液来改进矿石洗涤的余地非常小。然而，在具有两阶段配置的该洗涤体积下，溶剂提取洗涤液的性能不令人满意。洗涤后负载的有机物中夹带的溶液的氯化物浓度为约600 ppm。分配给溶剂提取的洗涤水可能增加，但这将对可用于洗涤浸出的矿石的水量有害，且不可能充分降低经洗涤的有机物的氯化物含量。其结果是提高可溶性铜损失并提高盐需求。如前所述，另一种选择是将逆流溶剂洗涤阶段的阶段数量提高到3个或更多(图7C)。这将显著减少洗涤后有机物中的氯化物，而不需要增加洗涤水。

该实例显示总体过程水平衡与关于总体工厂性能的SX洗涤阶段配置之间的相互作用。该实例证明，负载的有机物的有效洗涤需要多阶段洗涤以使洗涤水添加的体积最小化并在高级电解质中实现目标氯化物水平。因为可用于洗涤残渣的水最大化，因此该结果与前文所述的原理一致。

实施例2：洗涤效率曲线及铜和氯化物的回收率

铜回收率：图10中呈现的结果显示对于两个筛床的操作，作为时间的函数的铜回收率和PLS (或冲洗排出溶液)铜浓度分布，所述两个筛床为试验工厂操作的阶段I中的筛床1 (矿石A；0.5% Cu和60% CSR黄铜矿)和阶段II中的筛床5 (矿石B；0.65% Cu和75% CSR黄铜矿)。

在阶段I的筛床1中，冲洗溶液或残液含有5 g/L铜。结果表明，对于经处理的矿石样品，在浸出周期结束时铜回收率为59%。使浸出的残渣排干，然后用水洗涤以回收夹带的溶解的铜。通过水洗涤从残渣矿石中置换铜，将铜回收率提高到70%，如图10所示。

在阶段II的筛床5中，冲洗溶液或残液含有0.5 g/L铜。结果表明，对于经处理的矿石样品，在浸出周期结束时铜回收率为59.5%。使浸出的残渣排干，然后用过程水洗涤，以回收夹带的溶解的铜。通过水洗涤来置换铜，将铜回收率提高到60%，如图10所示。

在筛床1中铜回收率提高11%而在筛床5中铜回收率仅提高0.6%的原因是因为筛床1用含有高铜的溶液(5 g/l)冲洗，因此在浸出结束时保留在筛床中的可溶性铜相当多。在筛床5的情况下，用含有筛床1所用溶液的铜浓度的1/10的溶液冲洗。因此在洗涤之前保留在筛床中的可溶性铜的量低得多。

溶剂提取过程的小心操作可以通过提供低铜残液(用该残液冲洗该过程)来减少可溶性铜损失。

氯化物回收率：如所述的，溶剂提取过程的小心操作可通过提供低铜残液(用该残液冲洗该过程)来减少可溶性铜损失。对于氯化物，情况不是这样。该过程要求在冲洗液中升高氯化物含量(约150g/l)，以使黄铜矿浸出最大化。保持夹带在从堆中移出的浸出的矿石(硝石沥渣)中的任何残余的氯化物必须通过加入氯化钠或备选的氯化物源(HCl、MgCl等)来补充。

关于氯化物回收率的洗涤效率示于图11中。该数据来自阶段II筛床5的过程水洗的结果。结果显示，随着所施加的洗涤水体积的量增加，氯化物的回收率提高。试验工厂过程流程图的水平衡要求用于洗涤残渣矿石的水被限制为与从该过程损失的水减去其它新鲜水输入相匹配。水作为从试验工厂除去的残渣矿石中的水分，通过蒸发而损失，并且如果从回路中清洗液体，则可以将水除去。到回路的其它新鲜水输入是在溶剂提取负载的有机洗涤步骤中用于除去夹带的氯化物的新鲜水。

可用于洗涤残渣矿石的水的最大体积为约0.1 m³/吨矿石。图11所示的实例中呈现的结果表明，在这种洗涤水体积/吨矿石下，洗涤效率(或氯化物回收率)等于约60%。

通过水洗涤实现的氯化物回收率也可表示为必须加入以补充在残渣矿石的水分中损失的氯化物的等量氯化物。阶段II筛床5的洗涤曲线的盐(NaCl)补充表明，在0.1 m³/T洗涤比下，盐(NaCl)补充为约18 kg/T，如图12所示。

实施例3：杂质的积累

洗涤被认为保留氯化物并且少量提高回收的铜。负面方面是，由酸与脉石矿物的反应产生的潜在不需要的物质也将保留在该过程中。

脉石矿物与酸的反应将导致金属(如Ca、Si、Al、Mg、Fe和K)的溶解。这些溶解的物质将在溶液中积累，直到它们达到一定浓度，使得在浸出之后经洗涤的矿石中溶解的物质的质量等于溶解的物质的质量减去在浸出之后再沉淀的任何物质的质量。

在具有洗涤的封闭回路操作下，杂质在试验工厂残液中的积累示于图13中。铝和镁(通过脉石矿物硅酸盐如黑云母和绿泥石的酸溶解而溶解)的浓度明显随封闭回路的操作时期而增加，并分别达到约10g/L和5g/L的浓度。总铁浓度在2-4g/L范围内。总硫酸盐浓度为约80g/L。

通常，这些物质的集聚加上氯化钠的加入导致饱和的溶液。已经知道，硫酸盐将作为不溶性铁黄钾铁矾(例如Na或K黄钾铁矾)，作为准纤钠铁矾[Na₂Fe³⁺(SO₄)₂(OH)•(H₂O)]，并且在低温和高饱和水平下也可能作为硫酸钠、硫酸铝和/或硫酸镁从溶液中沉淀出来。Na、Al或Mg或Fe硫酸盐的沉淀将取决于温度(在较低温度下沉淀增加)和酸度，其中黄钾铁矾和准纤钠铁矾沉淀将在低酸度水平下(即在较高溶液pH值下)增加。

铁硫酸盐和其它金属硫酸盐的沉淀可能在操作回路中产生问题，特别是当环境温度低(＜20℃)且盐沉淀增加时。可能的问题包括：

●用于堆冲洗的滴灌管线中硫酸盐沉淀，造成管线堵塞和有效堆冲洗失效；

●在溶液存储池中盐的沉淀，减少有效体积；以及

●在堆内各层中的沉淀，导致孔隙空间堵塞和通过矿床的不良溶液流动和分布，可能降低铜回收率。

沉淀的量将是洗涤程度的函数。在该过程中可能存在这样一点，其中氯化物回收率的优化被由不需要的物质的集聚和沉淀所导致的过程问题所产生的成本所抵消。如果发生这种情况，则可能需要降低洗涤程度。

Claims (9)

1.一种使在高氯化物堆浸操作中可用于漂洗的水量最大化的方法，其中所述高氯化物堆浸操作是在100-230 g/L氯化物的氯化物浓度下的氯化物堆浸操作，所述方法包括以下步骤：使用0.05-0.35 m³/吨矿石范围的过程补充水漂洗在堆中的浸出残渣矿石，从而从浸出的矿石中置换含氯化物的水性液体，其中通过利用多阶段逆流负载的有机溶剂洗涤回路来提高可用于漂洗的过程补充水的量，以降低有机相中的氯化物浓度，并且其中将所述有机相中的氯化物浓度降低至低于50ppm。

2.根据权利要求1所述的方法，其中在所述漂洗步骤中的过程补充水的量在0.1和0.15m³/吨矿石之间。

3.根据权利要求1所述的方法，所述方法包括通过下列的至少一种来提高可用于漂洗的过程补充水的量的步骤：

(1)提高来自浸出回路的水蒸发；

(2)从所述堆转移雨水；以及

(3)通过有效洗涤负载的有机物来降低对电解沉积渗料补充水的需求。

4.根据权利要求1所述的方法，其中回收所述置换的含氯化物的水性液体并再循环到所述堆浸操作，从而降低加入到所述堆浸操作中的补充盐的量。

5.根据权利要求1所述的方法，其中所述漂洗步骤进行5-100天的时期。

6.根据权利要求5所述的方法，其中所述时期为20天。

7.根据权利要求1所述的方法，其中将在所述漂洗步骤中置换的所述水性液体中回收的铜返回至所述浸出操作，并后续通过使用溶剂提取步骤和电解沉积步骤来回收。

8.根据权利要求1所述的方法，其中在所述漂洗步骤中由所述过程补充水置换的所述水性液体中回收的氯化物与在漂洗之前在所述残渣矿石中的其总含量的比率在40%和85%之间。

9.根据权利要求8所述的方法，其中所述比率为60%。

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