EA010942B1

EA010942B1 - Способ извлечения меди из медьсодержащего материала

Info

Publication number: EA010942B1
Application number: EA200700857A
Authority: EA
Inventors: Роберт И. Бруэр; Джоанна М. Робертсон; Джон О. Марсден; Дэвид Р. Баугмэн; Филип Томпсон; Уэйн ДаблЮ. Хазен; Кристел М. А. Бемельманс
Original assignee: Фелпс Додж Корпорейшн
Priority date: 2004-10-29
Filing date: 2004-12-13
Publication date: 2008-12-30
Also published as: MX2007005089A; BRPI0419191B1; EP1805336A1; PE20060405A1; AU2004324610B2; JP4993501B2; US7736488B2; AP2325A; EA200700857A1; ZA200703451B; AU2004324610A1; EP1805336B1; JP2008518108A; WO2006049632A1; US7485216B2; CA2585045A1; US20060144717A1; US20090101518A1; JP2011117087A; AP2007003985A0

Abstract

Настоящее изобретение относится в основном к процессам для извлечения меди и/или других ценных металлов из металлоносной руды, концентрата или другого металлоносного материала, используя выщелачивание под давлением и прямое электрохимическое извлечение. Более конкретно, настоящее изобретение относится в основном к кислотным, автогенным процессам для извлечения меди из руд, содержащих халькопирит, путем использования выщелачивания под давлением и прямого электрохимического извлечения в комбинации с извлечением выщелачиванием растворителя и/или раствора и последующей операции электрохимического извлечения.

Description

Настоящее изобретение относится в основном к процессам для извлечения меди и других ценных металлов из металлоносных материалов, используя выщелачивание давлением и прямое электрохимическое извлечение. Более конкретно, настоящее изобретение относится к процессам, в которых используется тонкое измельчение, выщелачивание под давлением и прямое электрохимическое извлечение в комбинации с извлечением с помощью растворителя/раствора, применяемых для извлечения металла из металлоносного материала.

Предпосылки создания изобретения

Гидрометаллургический передел содержащих медь материалов, типа медных руд, имеющих медные концентраты, и других имеющих медь материалов хорошо освоен уже в течение многих лет. Однако эффективный и надежный способ извлечения меди из содержащих медь материалов, особенно извлечение меди от сульфидов меди, типа халькопирита и халькозина, который позволяет достичь высокой степени извлечения меди при сниженной стоимости обычных способов обработки, был бы очень выгоден.

Краткое описание изобретения

В целом, согласно различным целям настоящего изобретения процесс извлечения меди и других ценных металлов из металлоносного материала включает создание различных физических условий, реакций и процессов извлечения. Например, в соответствии с различными вариантами настоящего изобретения тонкое измельчение металлоносного материала до реакционной обработки, например, при средней или высокой температуре (как будет определено ниже) и выщелачивание под давлением приводит к повышению степени извлечения ценного металла и имеет различные другие преимущества перед ныне существующими процессами извлечения металла. Кроме того, надлежащая предварительная обработка обеспечивает прямое электрохимическое извлечение меди выщелачиванием потока продукта под давлением без использования промежуточной стадии извлечения растворителем/раствором. Далее, по меньшей мере часть примесей и излишняя кислота в технологическом потоке удаляется с помощью потока бедного электролита, отобранного на стадии электрохимического извлечения, который затем может быть обработан в процессе извлечения растворителем/раствором и операции электрохимического извлечения.

В соответствии с одним примерным вариантом настоящего изобретения процесс извлечения меди из исходного медьсодержащего материала включает следующие стадии: (ί) обеспечение потока исходного медьсодержащего материала; (ίί) тонкое измельчение исходного медьсодержащего материала; (ш) выщелачивание исходного медьсодержащего материала под давлением для получения медьсодержащего раствора; (ίν) извлечение катодной меди из медьсодержащего раствора; (ν) обработку по меньшей мере части потока бедного электролита, полученного на стадии извлечения растворителем/раствором и операцию электрохимического извлечения; и (νί) повторное использование по меньшей мере части потока бедного электролита на стадии выщелачивания под давлением, чтобы обеспечить некоторые или все потребности в кислоте при операции выщелачивания под давлением.

В соответствии с другим примерным вариантом процесс извлечения меди включает следующие стадии: (ί) обеспечение подачи исходного медьсодержащего материала; (ίί) переход на стадию, в которой исходный медьсодержащий материал подвергается выщелачиванию под атмосферным давлением или выщелачиванию под давлением выше атмосферного для получения медьсодержащего раствора; (ш) обработку медьсодержащего раствора на одной или нескольких химических или физических стадиях для создания необходимых условий; и (ίν) электрохимическое извлечение меди непосредственно из медьсодержащего раствора, не подвергая содержащий медь раствор жидкостной экстракции. Как используется здесь, термин выщелачивание под давлением относится к процессу извлечения металла, в котором материал контактирует с кислым раствором и кислородом в условиях высокой температуры и давления.

В соответствии с другой целью примерного варианта изобретения поток бедного электролита, отобранный на стадии электрохимического извлечения, предпочтительно удаляет по меньшей мере часть лишней кислоты из процесса извлечения металла, а также примеси, содержавшиеся в нем, предотвращая, таким образом, накопление таких примесей до вредного уровня в процессе, которые могут отрицательно воздействовать на производственный процесс и качество продукта (катодной меди). В соответствии с одним вариантом изобретения излишняя кислота, удаленная из потока бедного электролита, может использоваться в других процессах извлечения меди, или кислота может расходоваться при использовании соответствующих материалов, например, руды с низким содержанием меди, шахтных отходов и/или других рудных продуктов, содержащих нейтрализующие кислоту минералы типа известняка, доломита, полевого шпата и т.д.

В соответствии с другой целью примерного варианта изобретения кислота, полученная на стадии выщелачивания под давлением и на стадии электрохимического извлечения, возвращается на стадию выщелачивания под давлением и обеспечивает кислую среду, необходимую для эффективного выщелачивания меди. Таким образом, повторное использование содержащего кислоту раствора вместо концентрированной серной кислотой является экономически оправданным.

Эти и другие преимущества процесса согласно различным целям настоящего изобретения будут очевидны специалистам в данной области техники после чтения и уяснения последующего подробного описания изобретения со ссылками на сопровождающие чертежи.

- 1 010942

Краткое описание чертежей

Предмет настоящего изобретения конкретно указан и описан в заключительной части описания. Однако более полное понимание настоящего изобретения может быть лучше всего достигнуто при чтении подробного описания и изучении приложенных чертежей, на которых цифрами обозначены отдельные элементы и на которых:

фиг. 1 иллюстрирует технологическую схему процесса извлечения меди в соответствии с одним примерным вариантом настоящего изобретения;

фиг. 1А иллюстрирует технологическую схему другого примерного варианта настоящего изобретения;

фиг. 2 иллюстрирует технологическую схему различных аспектов процесса извлечения меди в соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения; и, фиг. 3 - график концентрации меди при давлении выщелачивания остатка, как функции добавки кислоты в соответствии с различными целями примерного варианта изобретения.

Подробное описание примерных вариантов

Различные варианты настоящего изобретения показывают существенный прогресс по отношению к известным техническим решениям, особенно относительно КПД процесса извлечения меди. В соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения процесс извлечения меди из исходного медьсодержащего материала включает следующие стадии: (ί) обеспечение подачи исходного медьсодержащего материала; (ίί) использование по меньшей мере части исходного медьсодержащего материала для управляемого тонкого измельчения; (ίίί) выщелачивание исходного медьсодержащего материала под давлением для получения медьсодержащего раствора; (ίν) извлечение катодной меди медьсодержащего раствора электрохимическим извлечением; (ν) обработку по меньшей мере части потока бедного электролита, полученного на стадии извлечением растворителем/раствором, сопровождаемую операцией электрохимического извлечения; и (νί) повторное использование по меньшей мере части потока бедного электролита на стадии выщелачивания под давлением. В соответствии с другим примерным вариантом процесс извлечения меди включает следующие стадии: (ί) обеспечение подачи медьсодержащего материала; (ίί) переход на стадию, в которой исходный медьсодержащий материал подвергается выщелачиванию под атмосферным давлением или выщелачиванию под давлением для получения медьсодержащего раствора; (ίίί) обработку медьсодержащего раствора с помощью одной или нескольких стадий физической или химической обработки; (ίν) электрохимическое извлечение меди непосредственно из медьсодержащего раствора, не подвергая медьсодержащий раствор жидкостной экстракции. Как используется здесь, термин выщелачивание под давлением относится к процессу извлечения металла, в котором материал контактирует с кислым раствором и кислородом в условиях высокой температуры и давления.

Существующие ныне процессы извлечения меди, в которых используется обычное выщелачивание под атмосферным или повышенным давлением, стадии процесса извлечения растворителем/раствором и электрохимического извлечения, во многих случаях, могут быть легко усовершенствованы, чтобы получить различные коммерческие выгоды, которые обеспечивает настоящего изобретения. Процессы выщелачивания при средней или высокой температуре и давлении, при использовании халькопирита в качестве сырья в основном рассматриваются как процессы, протекающие при температурах приблизительно от 120 до 190°С или до 220°С.

Обращаясь сначала к фиг. 1, в соответствии с различными целями настоящего изобретения, мы видим, что для обработки используется металлоносный материал 101. Металлоносный материал 101 может быть рудой, концентратом, осадком или любым другим материалом, из которого могут быть извлечены медь и/или другие ценные металлы. Ценные металлы, например, медь, золото, серебро, металлы платиновой группы, никель, кобальт, молибден, рений, уран, редкие щелочно-земельные металлы и т.д. могут быть извлечены из металлоносных материалов в соответствии с различными вариантами настоящего изобретения. Однако различные аспекты и варианты настоящего изобретения оказываются особенно целесообразными при извлечении меди из содержащих медь сульфидных руд, например, руд, и/или концентратов и/или осадков, содержащих халькопирит (СиТе8₂), халькозин (Си₂8), борнит (Си₅Ре8₄), ковеллин (Си8), энаргит (Си₃А§8₄), дигенит (Си₉8₅) и их смеси. Таким образом, металлоносный материал 101 предпочтительно представляет собой медную руду, концентрат или осадок и более предпочтительно содержащую медь сульфидную руду, концентрат или осадок. В соответствии с еще одной целью настоящего изобретения металлоносный материал 101 может содержать концентрат, который не является флотоконцентратом или его осадком. Для простоты обсуждения, приведенное ниже описание различных примерных вариантов настоящего изобретения в основном сосредоточено на извлечении желательных ценных металлов из руды или концентрата халькопирита, однако может использоваться любой подходящий металлоносный материал.

В соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения медь представляет собой металл, который будет извлечен из металлоносного материала, типа концентрата сульфида меди. Одной целью этого примерного варианта является использование концентрата сульфида меди, полученного пенной флотацией. При подготовке к пенной флотации, исходный металлоносный материал измельчается до размера частиц, подходящих для отделения содержащих минерал частиц от пустой породы. Однако, как

- 2 010942 отмечено выше, могут также использоваться и другие концентраты.

Металлоносный материал 101 может быть подготовлен к обработке извлечения металла любым способом, который обеспечивает подходящие условия для обработки металлоносного материала 101 выбранным способом, поскольку такие условия могут влиять на общую эффективность процесса и эффективность отдельных операций по обработке. Например, условия подачи, размер частиц, состава и концентрации могут влиять на общую эффективность и эффективность отдельных операций по обработке вниз по потоку, например, при атмосферном выщелачивании или выщелачивании под давлением. Желательный состав и параметры концентрации компонентов могут быть достигнуты с помощью различных химических и/или физических стадий обработки, выбор которых будет зависеть от рабочих параметров выбранной схемы обработки, стоимости оборудования и спецификации материала.

Общеизвестно, что гидрометаллургические процессы, особенно, процессы выщелачивания под давлением, являются чувствительными к размеру частиц. Таким образом, общей практикой в области гидрометаллургического извлечения является точное разделение, дробление, и/или измельчение минеральных материалов для уменьшения размера частиц перед обработкой выщелачивания под давлением. В основном, считалось, что уменьшение размера частиц минеральных веществ, например, сульфида меди, обеспечивает выщелачивание под давлением при менее критичных условиях давления и температуры для достижения того же уровня извлечения металла, который достигается при условиях более высокой температуры и давления. Распределение частиц по размеру также может влиять на другие условия выщелачивания, например, концентрацию кислоты и давление кислорода.

В настоящее время доступны различные приемлемые способы и устройства для снижения размера частиц металлоносного материала, типа шаровых мельниц, башенных мельниц, мельниц высокого помола, дисковых дробилок, вибрационных мельниц, горизонтальных мельниц и т. д., и позже могут быть разработаны дополнительные методики для достижения желательного результата увеличения площади поверхности материала, предназначенного для обработки.

Например, металлоносный материал 101 может быть подготовлен к процессу извлечения металла способом регулирования измельчения. Предпочтительно выгодно не только уменьшить размер частиц металлоносного материала в технологическом потоке, но также и гарантировать, что весовое соотношение самых грубых частиц сведено к минимуму. Существенные преимущества при обработке в отношении эффективности извлечения меди досдаются, если все частицы реагируют в основном полностью.

В соответствии с еще одним вариантом настоящего изобретения и со ссылкой на фиг. 1 и 1А, в процессе управляемого тонкого измельчения, можно использовать любой ныне известную или будущую методологию. В целом, стадия измельчения 1010 включает стадию тонкого измельчения 1010А, дополнительную стадию классификации по размеру 1010В и стадию разделения на жидкую и твердую фазы 1010С. Предпочтительно в соответствии с этой целью настоящего изобретения процесс измельчения проходит в поэтапно или в замкнутом цикле. Таким образом, предпочтительно самые грубые частиц металлоносного материала 101 измельчать до желательного уровня, в то время как частицы ниже желательного уровня подвергнуть небольшому измельчению или не подвергать никакому дополнительному измельчению. В этом случае экономия может быть достигнута за счет процесса измельчения, и, в то же время, ограничивается пропорция размера и веса самых грубых частиц. Однако измельчение по разомкнутому циклу также может обеспечить приемлемый продукт.

Со ссылкой на фиг. 1А опишем предпочтительную циклонную технологию, например, при использовании циклонов или мини-циклонов для облегчения стадии классификации по размеру 1010В, отделяя относительно крупнозернистый материал от относительно мелкозернистого материала. Таким образом, после того, как материал 101 размолот на стадии регулируемого тонкого измельчения 1010А, крупнозернистый материал 10 соответственно отделяется от мелкозернистого материала 12 так, что крупнозернистый материал 10 может быть дополнительно размолот, как показано на фиг. 1А в потоке 11. Точно так же, в соответствии с еще одной целью примерного варианта изобретения, в нем выбран способ измельчения и устройство, использующее жидкий агент обработки (например, технологическая вода), чтобы облегчать измельчение на стадии тонкого измельчения 1010. Здесь может быть использована дополнительная стадия разделения на твердую и жидкую фазы 1010С для удаления излишней технологической жидкости 13 из технологического потока 102 до выщелачивания под давлением, и предпочтительно переработать избыток технологической жидкости 13 на стадии тонкого измельчения 1010 А для повторного использования. В зависимости от конфигурации устройства измельчения стадия разделения на твердую и жидкую фазы 1010С может и не потребоваться. Однако если технологическая жидкость добавлена к медьсодержащему материалу 101 до или в течение тонкого измельчения 1010, желательно удалить по меньшей мере часть добавленной технологической жидкости из потока исходного медьсодержащего материала 102 до операции выщелачивания под давлением 1030 для оптимизации плотности суспензии.

Стадия измельчения 1010 предпочтительно приводит к получению тонкодисперсного материала 110 так, что размер частиц обрабатываемого материала уменьшен до такой степени, что в основном все частицы являются достаточно малыми для реагирования в основном полностью в процессе выщелачивания под давлением.

Могут предпочтительно использоваться различные размеры частиц и распределения размеров час

- 3 010942 тиц в соответствии с различными целями настоящего изобретения. Например, в соответствии с одной целью настоящего изобретения стадия измельчения 1010 приводит к получению материала 110, который размолот до уровня Р80 порядка менее 25 микронов (мкм) и предпочтительно порядка Р80 приблизительно от 13 до 20 мкм.

В соответствии с другой целью настоящего изобретения медьсодержащий материал имеет размер частиц Р80 меньше чем приблизительно 250 мкм, предпочтительно от около 75 до около 150 мкм и наиболее предпочтительно порядка от около 5 до около 75 мкм.

В соответствии с еще одной целью настоящего изобретения распределение частиц по размерам должно составлять приблизительно 98% частиц предпочтительно размером около 25 мкм и более предпочтительно металлоносный поток материала должен иметь распределение частиц по размеру приблизительно 98% приблизительно от 10 до 23 мкм и оптимально от 13 до 15 мкм.

Хотя, как было отмечено выше, стадия измельчения 1010 может осуществляться любым способом, удовлетворительное управляемое тонкое измельчение может быть достигнуто, используя специальное устройство тонкого измельчения, например, горизонтальную мельницу с мешалкой и дефлектором или вертикальную мельницу без дефлекторов. Такое примерное устройство включает мельницу «Изамил», разработанную совместно фирмой Моии! На Мшек (ΜΙΜ), Австралия, и Νοίζδοίι Ее1итаЫ1есйшк, Германия, или мельницу типа «Детритор», изготовленную фирмой Ме1§о МшегаН, Финляндия. Предпочтительно, если используется горизонтальная мельница, среда измельчения была бы 1.2/2.4 мм или 2.4/4.8 мм, поставляемого фирмой ОДеЬау Νοτίοη Ιηάιϊδίπηΐ 8аиб§ 1пс, Колорадо-Спрингс, штат Колорадо. Однако любая среда измельчения, которая обеспечивает желательное распределение частиц по размеру, может использоваться, при этом тип и размер этого устройства может зависеть от области применения, желательного размера продукта, изготовителя устройства и т.д. Примерные среды включают, например, песок, кварц, металлические бусинки, керамические бусинки и керамические шары.

Раздробленный металлоносный материал может быть смешан с жидкостью до подачи на реакционную стадию обработки 1030 (описанную ниже). Если используется жидкость, предпочтительно, чтобы она содержала воду, но может использоваться любая подходящая жидкость, например, очищенный нефтепродукт, насыщенный раствор для выщелачивания или бедный электролит. Например, часть бедного электролита от прямого процесса электрохимического извлечения (например, поток 119) может быть смешан с размолотым металлоносным материалом для формирования металлоносного материального потока 103 для подачи на реакционную стадию обработки 1030. Таким образом, кислота возвращается в технологический процесс, что помогает удовлетворить потребность в кислой среде на реакционной стадии обработки 1030.

Смесь жидкости с металлоносным материалом может быть получена, используя один или несколько различных способов и устройств, например, поточное смешивание или использования смесителя или другого подходящего устройства. В соответствии с примерным вариантом изобретения концентрация твердого металлоносного материала в материальном потоке (т.е. консистенция шлама) составляет порядка менее 50% по весу потока и предпочтительно приблизительно 40% по весу потока. Могут также использоваться другие удельные веса шлама, которые подходят для транспортировки и последующей обработки.

В соответствии с одной целью настоящего изобретения желательно отделить медь в обратном потоке бедного электролита путем электрохимического извлечения кислоты и также уменьшить количество загрязняющих примесей в той части потока, которая будет подвергнута процессу извлечения металла. В таком процессе разделения кислота, извлеченная из обратного потока бедного электролита, может быть удалена из технологического контура, по меньшей мере, вместе с частью металлических загрязняющих примесей и других растворимых примесей из медьсодержащего потока исходного материала и обратного из потока бедного электролита. Любое число обычных или изобретательских процессов и способов разделения могут быть использованы для выделения меди из кислоты в потоке исходного материала. Например, для этой цели могут быть полезны процессы и/или способы разделения, типа осаждения, низкотемпературного выщелачивания под давлением, кислотной жидкостной экстракции и ионного обмена, мембранного разделения, цементации, снижение давления, сульфидирования и/или использование ячеек для регенерации электролита.

Стадия разделения предпочтительного варианта изобретения вносит свой вклад в обеспечение конечного кислотного потока, содержащего относительно небольшую фракцию меди, которая может использоваться для выщелачивания, контроля коэффициента рН или других применений. Кроме того, использование процесса разделения в соответствии с этой целью изобретения может оказаться особенно оправданным в том, что это позволяет удалить загрязняющие примеси из неочищенного потока исходного медьсодержащего потока исходного материала и ввести его в конечный кислотный поток. Поскольку конечный кислотный поток, в целом, предпочтительно удаляется из процесса извлечения металла и используется в отдельных операциях, или удаляется в отходы или нейтрализуется, содержащиеся в нем загрязняющие примеси, соответственно удалены из процесса извлечения металла и, таким образом, не происходит их накопление в технологическом потоке. Это может оказаться существенным преимуществом в том, что такие загрязняющие примеси, особенно металлические загрязняющие примеси, как прави

- 4 010942 ло, оказывают вредный эффект на эффективность и производительность желательного процесса извлечения металла. Например, металлические загрязняющие примеси и другие примеси в технологическом потоке, если они не регулируются и/или не сведены к минимуму, могут внести свой вклад в снижение физических и/или химических свойств катодной меди, полученной электрохимическим извлечением, и могут, таким образом, ухудшить медный продукт и уменьшить его экономическую стоимость.

Как показано на фиг. 1, в соответствии с одной целью предпочтительного варианта изобретения, поток исходного медьсодержащего материала 101 подвергается разделению, например, на стадии осаждения, которая в этом примерном процессе служит для осаждения растворимой меди из обратного потока бедного электролита на поверхность твердых частиц в потоке исходного медьсодержащего материала. Как подробно обсуждено выше, этот вариант предлагает важное преимущество, когда обеспечивается извлечение меди из потока бедного электролита, который в противном случае, возможно, был бы потерян или потребовал бы дополнительной обработки для извлечения. Этот вариант потенциально дает существенный экономический эффект.

В этом предпочтительном варианте изобретения стадия осаждения включает операцию объединения потока медьсодержащего материала с потоком диоксида серы (8О₂) 109 и с потоком бедного электролита 108 в соответствующем устройстве. Например, в варианте, показанном на фиг. 1, поток бедного электролита 108 может содержать рециркулированный кислый поток сульфата меди, полученный при выполнении операции электрохимического извлечения. Однако предпочтительно использовать другие потоки, богатые медью. Предпочтительно осаждение выполняется таким образом, что медь из бедного электролита осаждается, по меньшей мере, частично на поверхность непрореагировавших частиц исходного медьсодержащего материала в потоке 101 в виде сульфидов меди, например Си8.

В соответствии с одной предпочтительной целью изобретения стадия извлечения меди 1010 выполняется при повышенной температуре от около 70 до около 180°С, предпочтительно от около 80 до около 100°С и наиболее предпочтительно при температуре приблизительно 90°С. В случае необходимости, нагревание может быть осуществлено, используя любые обычные средства типа электрических нагревательных спиралей, покрытия с электрообогревом, теплообменника с циркуляцией технологической жидкости и других известных или разрабатываемых устройств. В примерном процессе можно использовать парогенератор на отдельном технологическом участке и горячий пар может быть направлен в технологический аппарат на стадии разделения меди 1010 для подачи тепла, необходимого для интенсификации процесса осаждения. Продолжительность процесса осаждения меди может изменяться в зависимости от факторов, типа температурного режима при работе технологического аппарата и состава исходного медьсодержащего материала, но, как правило, составляет от 30 мин до 6 ч. Предпочтительно выбрать такой режим, при котором будет осаждаться наибольшее количество меди. Например, была достигнута величина осаждения порядка приблизительно 98% осаждения меди в технологическом аппарате, в котором поддерживалась температура около 90°С в течение приблизительно 4 ч.

Как показано на фиг. 1, после того, как поток металлоносного материала 103 был подготовлен для регулируемого измельчения, используя добавку жидкости и, опционно, другие физические и/или химические процессы, этот поток вводится в стадию реакционной обработки 1030, например извлечение металла посредством выщелачивания под давлением. В соответствии с одним вариантом настоящего изобретения стадия реакционной обработки 1030 содержит выщелачивание под давлением. Предпочтительно стадия реакционной обработки 1030 представляет собой процесс выщелачивания под давлением при температуре в диапазоне от около 140 до около 230°С. В соответствии с одним вариантом изобретения выщелачивающее под давлением предпочтительно проводится в диапазоне температур от около 140 до около 180°С и в основном выше 160°С и наиболее предпочтительно в диапазоне от около 160 до около 170°С. В соответствии с другим вариантом изобретения выщелачивание под давлением проводится при температуре выше 180°С и предпочтительно в диапазоне от около 180 до около 220°С и наиболее предпочтительно в диапазоне от около 190 до около 210°С.

В соответствии с различными целями настоящего изобретения оптимальный температурный диапазон, выбранный для работы, должен обеспечить максимальное извлечение меди и других металлов, оптимизировать производство элементарной серы (8), свести к минимуму потребление свежей кислоты и, таким образом, свести к минимуму требования к составу кислоты. Кислота и сера будут получены благодаря окислению сульфида согласно следующим реакциям:

4СиРе82+ 1702 + 41ЕО >21χΌ + 4Си²⁺ + 8Н⁺ + 88О4^2- (1) 4СиРе82 + 8Н⁺ + 5О2>2Ре₂О₃ + 4Си²⁺ + 88° + 4Н₂О (2)

Предпочтительно в соответствии с настоящим изобретением окружающие условия (температура, концентрация кислоты) для стадии выщелачивания под давлением выбираются соответственно для достижения выгодного баланса между реакциями (1) и (2), но имеют тенденцию уменьшить или исключить потребление свежей кислоты и, таким образом, снизить затраты, связанные с использованием кислоты, но не в ущерб объему извлечения меди в какой-либо существенной степени.

Количество кислоты, вводимой в технологический аппарат, в котором осуществляется процесс выщелачивания под давлением, изменяется в зависимости от параметров реакции, особенно, температуры

- 5 010942 реакции, растворения железа, извлечения меди и окисления сульфида. Добавочная кислота может быть введена в технологический аппарат выщелачивания под давлением в виде свежей кислоты или повторно используемой кислоты из того же самого процесса извлечения меди или из другого процесса. В определенных случаях, добавочная кислота вводится в количестве от около 300 до около 650 кг на тонну концентрата или менее; однако, при более высоких температурах требуется меньший объем добавочной кислоты.

Заявители настоящего изобретения обнаружили, что рабочие параметры процесса извлечения металла по настоящему изобретению могут быть оптимизированы для достижения самых разных экономических, технических или производственных целей. Вообще говоря, например, при фиксированной скорости рециркуляции, по мере повышения температуры и давления на стадии выщелачивания, потребляется больше кислорода, производится больше кислоты и меньше элементарной серы. Растворение железа можно регулировать при более высоких температурах, уменьшая отбор повторно используемой кислоты из потока 119. Кроме того, удерживая постоянными все другие параметры при повышении температуры на стадии выщелачивания под давлением, извлечение меди может быть доведено до максимума. Таким образом, при повышенной температурах и фиксированной степени рециркуляции кислоты, в процессе выщелачивания под давлением может быть получено больше кислоты (т.е. избыток кислоты, который должен быть использован), и возрастет потребление кислорода, но при этом станет возможным увеличить количество извлекаемой меди. При более низких температурах (например, 140-150°С), операция выщелачивания под давлением может потребовать большее потребление повторно используемой кислоты, и извлечение меди может быть снижено, но в этом случае потребуется меньше кислорода, и снижена стоимость потребления лишней кислоты. Однако в диапазоне температур от около 150 до около 170°С станет возможным кислотный автогенный процесс, т. е. операция выщелачивания под давлением может выдавать приблизительно то количество кислоты, которое требуется для данного процесса. Также можно уменьшить или ликвидировать затраты на добавочную кислоту и истощение кислоты, достигая приемлемого извлечения меди и умеренного потребления кислорода. Однако в соответствии с другими вариантами настоящего изобретения можно использовать более высокие температуры. Например, увеличение температуры от около 200 до 210°С может повысить степень извлечения меди.

Следует отметить, что при определенных обстоятельствах может оказаться желательным любой из вышеупомянутых сценариев. Таким образом, внешние факторы типа энергопотребления и затрат сырья или рыночной цены меди и/или других извлекаемых ценных металлов могут диктовать экономически наиболее целесообразные способы управления процессом выщелачивания под давлением при более низких температурах (например, если стоимость истощения кислоты выше, чем закупка свежей кислоты, если дорог кислород, если высоки издержки по потреблению электроэнергии и/или если цена меди является низкой), или при более высоких температурах (например, если стоимость истощения кислоты ниже, чем закупка кислоты, если кислота может использоваться в другом месте, если кислород дешев, если издержки электроэнергии достаточно низкие и/или если цена меди достаточно высока).

При средних температурных условиях (т.е. между приблизительно 140 и 180°С), ионы железа в растворе будут гидролизироваться в технологическом аппарате при выщелачивании под давлением и со сформированием гематита и серной кислоты по следующей реакции:

Ре₂(8О₄)₃(водный раствор) + 3Н₂О (1) Ре₂О₃(§) + 3Н₂8О₄(водный)

По мере увеличения концентрации ионов железа в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением, концентрация ионов железа в обогащенном потоке электролита (т.е. жидкости на выходе процесса выщелачивания под давлением) также увеличивается. Увеличение железа на выходе процесса выщелачивания под давлением в основном приводит к нежелательному снижению коэффициента полезного действия по току в последующих операциях электрохимического извлечения. Снижение коэффициента полезного действия по току при электрохимическом извлечении приводит к увеличенным эксплуатационным расходам на единицу меди, полученной в процессе электрохимического извлечения.

Путем общей добавки кислоты (свободной кислота в растворе плюс содержание кислоты в растворе эквивалента железа) на стадии выщелачивания под давлением регулируют оптимальные условия извлечения меди (что отражается содержанием меди в остатке) и железа в обогащенном электролите для прямого электрохимического извлечения. В целом, содержание меди в остатке уменьшается с увеличением общей добавки кислоты на стадии выщелачивания под давлением, в то время как количество железа в растворе имеет тенденцию увеличиваться с увеличением добавки кислоты.

В соответствии с примерным вариантом изобретения процесс извлечения меди из исходного медьсодержащего материала регулируют тем, что используется самое высокое общее добавление кислоты в технологический аппарат для выщелачивания под давлением, выше которого есть небольшая дополнительная выгода по содержанию меди в остатке. В соответствии с одним вариантом изобретения общее добавление кислоты в аппарат для выщелачивания под давлением находится в диапазоне от 400 до 500 кг/т.

Снова обращаясь к фиг. 1, мы видим, что стадия реакционной обработки 1030 может быть осуществлена в любом технологическом аппарате для выщелачивания под давлением, рассчитанном на содержание выщелачивающей смеси под давлением при желательных условиях температуры и давления, необ

- 6 010942 ходимых для проведения процесса выщелачивания под давлением. В соответствии с одной целью примерного варианта изобретения технологический аппарат для выщелачивания под давлением, используемый при обработке на стадии 1030, представляет собой вибрационный многокамерный горизонтальный технологический аппарат для выщелачивания под давлением. Однако следует отметить, что в рамках настоящего изобретения может быть использован любой технологический аппарат для выщелачивания под давлением, в котором поток металлоносного материала 103 может быть подготовлен для извлечения меди.

На реакционной стадии обработки 1030 медь и/или другие ценные металлы могут быть растворены или иным образом освобождены при подготовке к дальнейшим процессам извлечения. Может использоваться любое вещество, которое помогает растворить и, таким образом, освободить ценный металл и, таким образом, выделить этот металл из металлоносного материала. Например, там, где медь представляет собой металл, рециркулирующий вместе с кислотой типа серной кислоты, может быть введен в контакт с содержащим медь материалом, так что медь может быть освобождена для последующих стадий извлечения. Однако следует понимать, что в рамках этого изобретения может использоваться любой подходящий способ освобождения ценных металлов при подготовке к последующим стадиям извлечения металла.

Любой агент, способный помочь солюбилизации меди, например серная кислота, может быть введен множеством способов на стадии реакционной обработки 1030, например, при выщелачивании под давлением при средних температурах. В частности, такую кислоту можно ввести в охлаждающий поток при рециркуляции бедного электролита 119 на стадии электрохимического извлечения 1070. Однако следует понимать, что в рамках настоящего изобретения может быть использован любой способ обеспечения солюбилизации меди. Количество кислоты, добавляемой в процессе выщелачивания под давлением, предпочтительно сбалансировано по кислоте, которая необходима для оптимизации извлечения меди и, если желательно, получить в основном кислотный автогенный процесс.

В соответствии с различными аспектами настоящего изобретения процесс выщелачивания под давлением осуществляется по методике, рассчитанной на достижение в основном полной растворимости меди, и при этом может оказаться желательным ввести дополнительные материалы для усиления процесса выщелачивания под давлением. В соответствии с одной целью настоящего изобретения при проведении процесса в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением в этот аппарат вводится достаточный объем кислорода 105 для поддержания парциального давления кислорода от около 50 до около 250 фунтов на кв.дюйм, предпочтительно от около 75 до около 220 фунтов на кв.дюйм и наиболее предпочтительно от около 150 до около 200 фунтов на кв.дюйм. Кроме того, из-за особенностей процесса выщелачивании при средних температурах под давлением общее операционное давление (включая парциальное давление кислорода) в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением является в основном избыточным, равным предпочтительно от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм, более предпочтительно от около 250 до около 400 фунтов на кв.дюйм и наиболее предпочтительно от около 270 до около 350 фунтов на кв.дюйм.

Время процесса выщелачивания под давлением может изменяться в зависимости от различных факторов, например, от характеристик исходного медьсодержащего материала и рабочего давления и температуры выщелачивания в технологическом аппарате. В одном примерном варианте изобретения время процесса при выщелачивании халькопирита при средних температурах под давлением лежит в пределах от около 30 до около 180 мин, более предпочтительно от около 60 до около 150 мин и наиболее предпочтительно порядка от около 80 до около 120 мин.

Регулирование процесса выщелачивания под давлением, включая регулирование температуры в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением, может быть достигнуто любым обычным или изобретательским способом. Например, для регулирования температуры технологический аппарат для выщелачивания под давлением предпочтительно содержит средство регулирования температуры с обратной связью. Например, в соответствии с одной целью изобретения температура в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением поддерживается в диапазоне от около 140 до около 180°С и более предпочтительно в диапазоне от около 150 до около 175°С. В соответствии с другой целью изобретения температура может быть соответственно выбрана выше величины 180°С и более предпочтительно в диапазоне от около 180 до около 220°С. Точно так же, широкий диапазон температур может оказаться полезным в связи с различными целями настоящего изобретения.

Из-за экзотермического характера выщелачивания сульфидов металла под давлением, теплота, выделяемая выщелачиванием под давлением при средней температуре, в основном больше чем температура, требуемая для нагрева потока исходного материала до желательной рабочей температуры. Таким образом, для поддержания предпочтительной температуры процесса выщелачивания под давлением, в технологический аппарат выщелачивания под давлением при проведении процесса могут быть введены охлаждающие жидкости 106. В соответствии с одним вариантом настоящего изобретения охлаждающие жидкости 106 предпочтительно вводятся в поток исходного материала в технологический аппарат для выщелачивания под давлением в течение проведения этого процесса. Охлаждающая жидкость 106 может содержать оборотную воду, но она также может быть любой подходящей охлаждающей жидкостью, вы

- 7 010942 деленной из самого процесса или поступающая от внешнего источника типа оборотной среды из жидкого раствора, бедного электролита или смеси охлаждающих жидкостей. Охлаждающая жидкость 106 может быть введена в технологический аппарат для выщелачивания под давлением через то же самое входное отверстие, что и загружаемая суспензия, или альтернативно любым способом, который обеспечивает охлаждение загружаемой суспензии. Количество охлаждающей жидкости 106, добавляемой к загружаемой суспензии в процессе выщелачивания под давлением, может изменяться в зависимости от концентрации меди и раствора кислоты, количества минералов сульфида в загружаемой суспензии и плотности загружаемой суспензии, так же как и от других параметров процесса выщелачивания под давлением. В примерном варианте настоящего изобретения достаточное количество охлаждения жидкости добавляется в аппарат для выщелачивания под давлением, чтобы привести к содержанию твердых частиц в потоке продукта 108 порядка менее чем приблизительно 50% твердых частиц по весу, более предпочтительно в пределах от около 3 до около 35% твердых частиц по весу и наиболее предпочтительно в пределах от около 6 до 15% твердых частиц по весу. В соответствии с одним вариантом изобретения добавляемая охлаждающаяся жидкость представляет собой бедный электролит, который эффективно регулирует концентрацию кислоты, железа и меди в загружаемой суспензии.

В соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения выщелачивание под давлением потока 103 осуществляется в присутствии диспергирующего агента 126. Подходящие диспергирующие агенты, используемые в соответствии с этой целью настоящего изобретения, включают, например, органические вещества, типа производных лигнина, лигносульфонаты кальция и натрия, композиции танина, например квебрахо, ортофенилен диамин (ΟΡΌ), алкилированные сульфонаты, например алкилбензол натрия, сульфонаты и комбинации вышеупомянутых веществ. Диспергирующий агент 126 может быть любым составом, который обладает стойкостью при выщелачивании под давлением при средних температурах (т.е. от около 140 до около 180°С) достаточно долго для рассеивания элементарной серы, полученной в процессе выщелачивания под давлением при средней температуре, и он обеспечивает желательный результат препятствия отложению элементарной серы на медь, что могло бы снизить эффективность извлечения меди. Диспергирующий агент 126 может быть введен в аппарат для выщелачивания под давлением в количестве и/или при концентрации, достаточной для достижения желательного результата. В одном примерном варианте изобретения благоприятные результаты достигнуты в процессе выщелачивания халькопирита под давлением, используя лигносульфонат кальция в количестве от около 2 до около 20 кг на тонну, более предпочтительно в количестве от около 4 до около 12 кг на тонну и наиболее предпочтительно в количестве от около 6 до около 10 кг на тонну концентрата халькопирита.

В соответствии с другим примерным вариантом настоящего изобретения на стадии реакционной обработки 1030 может быть введена затравка. Подходящая затравка может состоять из любого материала, способного к формированию участка образования ядра кристаллизации и/или роста твердых частиц. Соответственно, затравка может быть любой частицей, которая действует как участок для накопления частиц и/или их осаждения и может состоять из рециркулирующей жидкости от других стадий процесса извлечения металла, или может быть обеспечена добавкой веществ, которые не относятся к процессу извлечения металла. В некоторых случаях затравкой может быть любой материал, который способствует кристаллизации, осаждению и/или росту нежелательных материалов, например в предпочтительном случае извлечения меди, гематита, пустой породы и т.д., который в противном случае мог бы содействовать частичному или полному заключению в капсулу желательные ценных металлов, делая желательные ценные металлы (например, медь и золото) в основном недоступными или менее доступными для выщелачивающего раствора.

Один источник подходящей затравки в соответствии с этим примерным вариантом представляет собой материалы, которые могут быть найдены на выходе технологического аппарата для выщелачивания под давлением, и эти материалы могут быть рециркулированы в целях получения затравки. Использование рециркулирующего выхода технологического аппарата для выщелачивания под давлением может быть желательным по экономическим причинам, и использование затравки, которая является подобной или идентичной нежелательным частицам в загружаемой суспензии процесса выщелачивания под давлением может вызвать накопление нежелательного материала. Например, в процессах извлечения металла, где нежелательный материал, типа гематита либо присутствует в металлоносном материале, либо получен, как побочный продукт, ввод рециркулирующего остатка, содержащего гематит, из предыдущего процесса выщелачивания под давлением вероятно обеспечит вновь сформированному или освобожденному гематиту предпочтительный центр зародышеобразования. При отсутствии этого центра зародышеобразования непрореагировавшие частицы могут абсорбировать желательные ценные металлы до придания им растворимости, осаждаясь на поверхности ценных металлов, отдавая невосстанавливаемый ценный металл. Следовательно, ввод затравки для предотвращения такой абсорбции может помочь обеспечить лучшее извлечение металла. В соответствии с примерным вариантом изобретения, показанным на фиг. 1, часть потока твердого остатка 110 от стадии разделения на твердую и жидкую фазы 1040 обеспечивает подходящий материал затравки для реакционной стадии обработки 1030.

За потоком металлоносного материала 103 следует реакционная стадия обработки 1030, на которой медь и/или другие ценные металлы, которые доступны реакционному процессу, подвергаются одному

- 8 010942 или нескольким различным процессам извлечения металла. Снова обратимся к фиг. 1 в связи с процессом извлечения металла 1070 (обсуждается ниже), как процесса для извлечения меди и/или других ценных металлов, который может включать любое число предварительных или подготовительных стадий. Например, медьсодержащий раствор может быть подготовлен и доведен до кондиции для извлечения металла, используя одну или несколько химических и/или физических стадий обработки. Поток продукта от реакционной стадии обработки 1030 может быть приведен к требуемому состоянию для определения состава, концентрации, содержания твердых частиц, объема, температуры, давления и/или других физических и/или химических параметров по желательным ценным металлам и, таким образом, сформирования подходящего медьсодержащего раствора. В основном должным образом доведенный до кондиции медьсодержащий раствор будет содержать относительно высокую концентрацию растворимой меди, например, в кислом растворе сульфата и предпочтительно будет содержать небольшое количество примесей. В соответствии с одним примерным вариантом изобретения примеси в доведенном до кондиции медьсодержащем растворе, в конечном счете, могут быть уменьшены с помощью отдельной стадии извлечения растворителем/раствором и обсуждены в связи с вариантом, показанным на фиг. 2. Кроме того, условия медьсодержащего раствора предпочтительно сохраняются в основном постоянными для повышения качества и однородности конечной извлеченной меди.

В одном примерном варианте настоящего изобретения предварительная обработка медьсодержащего раствора для извлечения меди в электрохимическом контуре начинается с настройки некоторых физических параметров суспензии продукта, поступающего с реакционной стадии обработки. В этом варианте изобретения может оказаться желательным уменьшить температуру и давление суспензии продукта приблизительно до окружающих условий. Примерный способ регулирования таких характеристик температуры и давления содержащей металл суспензии продукта из выщелачивающей стадии со средними значениями температуры и давления представляет собой атмосферное выделение (типа атмосферной стадии выделения 1035, показанной на фиг. 1). Далее, выделенные газы, твердые частицы, растворы и пар можно опционно соответственно обработать, например, используя скруббер Вентури, в котором вода может быть извлечена и опасные материалы можно задержать и не дать им выхода в окружающую среду.

В соответствии с дальнейшей целью этого предпочтительного варианта, после того, как суспензия продукта была подвергнут обработке в атмосферных условиях, например, используя расширительный бак, чтобы достичь приблизительно окружающих условий по давлению и температуре, суспензия продукта затем может быть доведена до кондиции в процессе подготовки к последующим стадиям извлечения ценного металла. Например, могут быть использованы одно или несколько устройств для разделения на твердую и жидкую фазы (типа разделения на твердую и жидкую фазы 1040, показанное на фиг. 1), чтобы отделить раствор с растворенным в нем металлом от твердых частиц. Это может быть выполнено любым обычным способом, включая использование систем фильтрации, контуры противоточной декантации (ССЭ). сгустители и тому подобные устройства. Как показано на фиг. 1, в соответствии с одним вариантом изобретения приведение суспензии продукта к требуемым условиям для извлечения металла включает стадию разделения на твердую и жидкую фазы 1040 и дополнительную стадию обработки электролита 1050, причем дальнейшая обработка жидкого продукта 111 может содержать, например, фильтрацию для удаления мелких твердых частиц и коллоидный материал, например кварц и/или содержащий кварц материал. Различные факторы типа баланса технологического материала, выполнение экологических требований, состава остатка, экономические соображения и т.д. могут повлиять на принятие решения, использовать ли противоточную декантация, один сгуститель или множество сгустителей, один фильтр или множество фильтров и/или любое другое подходящее устройство или комбинацию устройств в устройстве для разделения на твердую и жидкую фазы. Однако следует понимать, что любая методика предварительной обработки суспензии продукта для последующего извлечения ценного металла входит в объем настоящего изобретения.

Как будет обсуждено далее, отделенные твердые частицы могут быть дополнительно подвергнуты последующим стадиям обработки, включая извлечение драгоценных металлов, например извлечение золота, серебра, металлов платиновой группы, молибдена, цинка, никеля, кобальта, урана, рения, редких щелочно-земельных металлов и т.д., используя цианирование или другие способы. Дальнейшие стадии обработки могут также включить процессы обработки для удаления или извлечение других минеральных составляющих из отделенных твердых частиц. Альтернативно, отделенные твердые частицы могут быть удалены в отходы или, как отмечено выше, часть отделенных твердых частиц может быть введена в реакционную стадию обработки в виде затравки.

Таким образом, в соответствии с примерным вариантом, показанным на фиг. 1, суспензия продукта 107, поступающая от реакционной стадии обработки 1030, подвергается атмосферному выделению 1035 в одном или несколько расширительных баках или в любой другой подходящей системе для снижения давления, и далее суспензия продукта 107 охлаждается испарением с помощью выпуска водяного пара для формирования выделенной суспензии продукта 108. Выделенная суспензия продукта предпочтительно имеет температуру в пределах от около 90 до около 101°С, концентрацию меди от около 40 до около 120 г/л и концентрацию кислоты от около 16 до около 50 г/л. В соответствии с примерным вариантом изобретения часть выделенной суспензии продукта 108 (поток 123 на фиг. 1) возвращается в техно

- 9 010942 логический цикл на стадию выщелачивания 1030.

Выделенная суспензия продукта 108 также может содержать остаточные твердые макрочастицы, содержащие, например, побочный продукт выщелачивания под давлением в виде окиси железа, элементарной серы и других побочных продуктов, драгоценных металлов и других компонентов, которые являются нежелательными для подачи в контур электрохимического извлечения. Таким образом, в соответствии с теми же обсужденными выше принципами, может оказаться желательным подвергнуть выделенную суспензию продукта процессу разделения на твердую и жидкую фазы для того, чтобы отделить жидкую фазу суспензии, содержащую медь в растворе от твердой части суспензии - нежеланного остатка.

Снова обратимся к фиг. 1, иллюстрирующей описываемый вариант изобретения. Выделенная суспензия продукта 108 направляется для разделения на твердую и жидкую фазы 1040, используя контур противоточной декантации. В альтернативном варианте изобретения стадия разделения на твердую и жидкую фазы 1040 может содержать, например, сгуститель или один или несколько фильтров. В одном варианте примерного варианта изобретения в контуре противоточной декантации используется обычная противоточная промывка потока остатка промывочной водой 109, чтобы возвратить выщелачиваемую медь в медьсодержащий раствор продукта и свести к минимуму количество растворимой меди, передаваемой либо на процесс извлечения драгоценного металла, либо на удаление остатка. Предпочтительно использовать большие отношения промывки и/или несколько стадий противоточной декантации для увеличения эффективности разделения на твердую и жидкую фазы 1040, иными словами, относительно большие количества промывочной воды 109 добавляются к остатку в контуре противоточной декантации и/или используется несколько стадий противоточной декантации. Предпочтительно часть потока суспензии остатка разбавляется водой 109 в контуре противоточной декантации при концентрации меди от около 5 до 200 частей на миллион (ррт) в растворенной части потока остатка 110. В соответствии с другой целью примерного варианта изобретения может оказаться желательным дополнение химического реактива к стадии разделения на жидкую и твердую фазу 1040 для удаления вредных элементов из технологического потока. Например, окись полиэтилена может быть добавлена для удаления кварца осаждением, или другие флокуляторы и/или коагулянты могут использоваться для удаления других нежелательных элементов из технологического потока. Один такой подходящий химический реактив известен под торговой маркой РОЬУУОХ™ \У8К.-301. поставляемый компанией Όο\ν Сйет1са1.

В зависимости от состава, поток остатка 110 от стадии разделения на жидкую и твердую фазу 1040 может быть нейтрализован, удален в отходы или подвергнут дальнейшей обработке, например извлечению драгоценного металла, обработке для извлечения других ценных металлов, обработке для снижения или повторного удаления вредных металлов или иной обработке для извлечения или удаления других минеральных составляющих из потока. Например, если поток остатка 110 содержит экономически значительное количество золота, серебра и/или других драгоценных металлов, может оказаться желательным извлечь эту содержащую золото фракцию, используя процесс цианирования или другой подходящий процесс извлечения. Если золото или другие драгоценные металлы должны быть извлечены из потока остатка 110 способом цианирования, содержание загрязняющих примесей в потоке, типа элементарной серы, осадков аморфного железа, непрореагировавших минералов, содержащих медь и растворенную медь, должно быть сведено к минимуму. Такие материалы могут потребовать значительного потребления реактивов в процессе цианирования и, таким образом, увеличить расходы при извлечении драгоценного металла. Как упомянуто выше, предпочтительно использовать большое количество промывочной воды или другого разбавителя или несколько стадий в процессе разделения на твердую и жидкую фазы для поддержания низких уровней меди и кислоты в составе потока остатка твердыми частицами при попытке оптимизировать условия для последующего извлечения драгоценного металла.

Альтернативно, что также показано на фиг. 1, как один примерный вариант изобретения, могут использоваться одна или несколько дополнительных стадий обработки электролита 1050 для дальнейшей обработки и/или очистки технологического потока 111, поступающего со стадии разделения на твердую и жидкую фазы 1040, например, с помощью фильтрации, сгущение, противоточной декантации или тому подобной операции. Кроме того, часть технологического потока 111 (поток 122 на фиг. 1) может быть возвращена в цикл на стадию выщелачивания под давлением 1030, либо прямо, либо в сочетании с рециркулирующим потоком бедного электролита 119 (как показано) и/или в другие соответствующие технологические потоки, входящие в операцию выщелачивания под давлением. В соответствии с данным примерным вариантом изобретения поток остатка 114 от стадии обработки электролита 1050 подвергается дальнейшей обработке 1080, при которой в зависимости от условий потока остатка 114 весь поток или его часть может быть нейтрализован, удален в отходы или подвергнут дальнейшей обработке, как описано выше. Медьсодержащий поток раствора 113 от стадии обработки электролита 1050 затем предпочтительно обрабатывается для извлечения меди; однако, часть потока раствора, медьсодержащего 113 (поток 120 на фиг. 1) может быть возвращена на стадию выщелачивания под давлением 1030.

Снова обращаясь к фиг.1, в соответствии с одним вариантом изобретения мы видим, что поток медьсодержащего раствора 113 от стадии обработки электролита 1050 возвращается в бак оборотного электролита 1060. Бак оборотного электролита 1060 облегчает управление производственным процессом

- 10 010942 в контуре электрохимического извлечения 1070, как будет обсуждено ниже более подробно. Поток медьсодержащего раствора 113 предпочтительно смешивается с потоком бедного электролита 121 в баке оборотного электролита 1060 в отношении, подходящем для выдачи потока продукта 115, условия которого могут быть выбраны для оптимизации конечного продукта контура электрохимического извлечения 1070.

Как показано на фиг. 1, медь от потока продукта 115, соответственно полученная электрохимическим извлечением, представляет собой чистый продукт в виде катодной меди (поток 116). В соответствии с различными целями изобретения используется процесс, в котором, после надлежащей предварительной обработки медьсодержащего раствора, высококачественный, однородно покрытый металлом продукт в виде катодной меди 116 может быть реализован, не подвергая медьсодержащий раствор процессу извлечения растворителем/раствором до входа в контур электрохимического извлечения.

Специалисты в данной области знают, что для электрохимического извлечения меди и других ценных металлов могут быть использованы различные способы и устройства, любой из которых может оказаться подходящим для использования в соответствии с настоящим изобретением, если удовлетворены необходимые параметры процесса для выбранного способа или устройства. Для удобства и ясного понимания настоящего изобретения контур для электрохимического извлечения, используемый в связи с различными вариантами изобретения, может содержать контур электрохимического извлечения, выполненный и установленный для работы обычным способом. Контур электрохимического извлечения может включать ячейки электрохимического извлечения, выполненные в виде удлиненных прямоугольных баков, содержащих установленные параллельно плоские медные катоды, чередующейся с плоскими анодами из свинцового сплава, установленными перпендикулярно продольной оси бака. Медьсодержащий выщелачивающий раствор может подаваться в бак, например, с одного конца, течь перпендикулярно (по отношению ко всему потоку) плоскости параллельных анодов и катодов, медь будет откладываться на катоде, и вода подвергается электролизу, формируя кислород и протоны на аноде при подаче тока. Могут использоваться и другое распределение электролита, и другие профили потока.

Первичные электрохимические реакции для электрохимического извлечения меди из кислого раствора могут быть представлены следующим образом:

2Си8О₄ + 2Н₂О 2СиО + 2Н₂8О₄ + О₂

Полуреакция катода

Си²⁺ + 2е Си⁰

Полуреакция анода

2Н₂О 4Н + О₂ + 4е⁺

Как показано на фиг. 1, в предпочтительном варианте изобретения поток продукта 115 направлен из бака рециркулирующего электролита 1060 в контур электрохимического извлечения 1070, который содержит одну или несколько обычных ячеек электрохимического извлечения. Следует, однако, понимать, что любой способ и/или устройство, известное в настоящее время или которое может быть изобретено в будущем, подходят для электрохимического извлечения меди из кислого раствора по вышеприведенным реакциям или, в противном случае, является предметом настоящего изобретения.

В соответствии с предпочтительной целью изобретения контур электрохимического извлечения 1070 выдает продукт типа катодной меди 116, и также выделяет поток газа (не показано) и относительно большой объем медьсодержащего кислого раствора, определяемого здесь, как поток бедного электролита 117. Как обсуждено выше, в показанном на чертеже варианте изобретения часть потока бедного электролита 117 (рециркулирующий поток бедного электролита 119 на фиг. 1) предпочтительно возвращается на стадию выщелачивания под давлением 1030 и/или в бак рециркулирующего электролита 1060. Опционно, часть потока медьсодержащего раствора 113 (поток 120 на фиг. 1) от стадии обработки электролита 1050 объединяется с рециркулирующим потоком бедного электролита 119 и передается на стадию выщелачивания под давлением 1030. Кроме того, в соответствии с одной целью примерного варианта изобретения, часть потока бедного электролита 117 (бедный электролит, отобранный из потока 118 на фиг. 1) удаляется из процесса 100 для удаления примесей и кислоты и/или для операций извлечения остаточной меди, например, как показано на фиг. 2.

Предпочтительно, рециркулирующий поток бедного электролита 119 содержит по меньшей мере приблизительно 50% по весу потока бедного электролита 117, более предпочтительно от около 60 до около 95% по весу потока бедного электролита 117 и более предпочтительно от около 80 до 90% по весу потока бедного электролита 117. Предпочтительно поток бедного электролита 118 содержит меньше чем приблизительно 50% по весу потока бедного электролита 118, более предпочтительно от около 5 до около 40% по весу потока бедного электролита 117 и наиболее предпочтительно от около 10 до 20% по весу потока бедного электролита 117.

Ценная медь извлекается из металлоносного потока продукта 115 на стадии электрохимического выделения 1070 для получения чистого продукта в виде катодной меди. Следует понимать, что в соответствии с различными целями изобретения, процесс в котором, после надлежащей предварительной обработки медьсодержащего раствора, высококачественный, однородно покрытый металлом продукт

- 11 010942 катодной меди может быть получен, не подвергая медьсодержащий раствор извлечению растворителя/раствора до входа в контур электрохимического извлечения, что входит в объем настоящего изобретения. Как отмечено выше, тщательная предварительная обработка медьсодержащего раствора, входящего в контур электрохимического извлечения, особенно поддержание в основном постоянного состава меди в потоке, может повысить качество электрохимической меди, помимо прочего, даже при условии металлизации меди на катоде и предотвратить пористость поверхности катодной меди, которая ухудшает медный продукт и, таким образом, может снизить его экономическую ценность. В соответствии с этой целью изобретения, такое управление производственным процессом может быть достигнуто, используя любые известные способы и конфигурации оборудования, если выбранная система и/или способ поддерживают достаточно постоянную подачу материала в контур электрохимического извлечения. Поскольку специалистам в данной области известны многие способы и устройства, пригодные для электрохимического извлечения меди и других ценных металлов, любая из этих систем может быть использована в соответствии с настоящим изобретением, если удовлетворены необходимые параметры процесса для выбранного способа или устройства. В соответствии с примерным вариантом изобретения, показанным на фиг. 2, поток бедного электролита 118, отбираемый из узла электрохимического извлечения 1070 (фиг. 1), возвращается на стадию извлечения растворителем/раствором 2010. В соответствии с одним вариантом изобретения, стадия извлечения растворителем/раствором 2010 формируется для обработки материала после операции выщелачивания 2020 под атмосферным и/или повышенным давлением, так же как и отбор бедного электролита из потока 118. Операция выщелачивания 2020 может использовать любой обычный или разработанный в дальнейшем способ выщелачивания под атмосферным или избыточным давлением, включая, например, кучное выщелачивание, выщелачивание из отходов (также известное специалистам как выщелачивание из отвалов), чановое выщелачивание, баковое выщелачивание, чановое выщелачивание с перемешиванием, выщелачивание на месте, выщелачивание под давлением или другой процесс. В соответствии с одной целью предпочтительного варианта изобретения операция выщелачивания 2020 является обычным кучным выщелачиванием с использованием кислоты, в которой низкосортная руда 201 вводится в кислый поток 202 и, опционно, в другие потоки процесса, типа потока очищенного продукта 205 узла извлечения растворителем/раствором 2010. При операции выщелачивания 2020 кислота просачиваться вниз через кучу руды, делая медь растворимой в медьсодержащий руде в виде сульфата меди, формируя богатый медью выщелачивающий поток раствора 203. В соответствии с одной целью предпочтительного варианта изобретения богатый медью выщелачивающий поток раствора 203 на стадии кучного выщелачивания 2020 объединяется с обедненным электролитом, отобранным из потока 118 до входа на стадию извлечения растворителем/раствором 2010, как технологический поток 204.

В соответствии с еще одной целью этого варианта настоящего изобретения, как кратко отмечалось выше, поток отбираемого бедного электролита 118 предпочтительно может удалить примеси из процесса, например из процесса электрохимического извлечения. Такие примеси включают, без ограничения, железо, алюминий, кварц, селен, магний, марганец, натрий, калий и другие. Если такие примеси не удалены, они могут накопиться до вредных уровней и отрицательно воздействовать на полезные стадии производства и на качество продукта (например, катодной меди). Присутствие таких примесей в отбираемом потоке бедного электролите 118 в основном не влияют на вышеупомянутую обработку бедного электролита, отбираемого из потока 118.

Как подробно обсуждено ниже, в дальнейшем варианте настоящего изобретения примеси могут быть удалены до выщелачивания под давлением с помощью любых подходящих средств типа осаждения или других операций.

На фиг. 2 стадия извлечения растворителем/раствором 2010 и стадия удаления раствора 2015 очищает содержащий медь технологический поток 204 в двух операциях узла - операции извлечения, которая может быть многоступенчатой, и последующей операции удаления. На стадии извлечения технологический поток 204 связывается с органической фазой, состоящей из разбавителя, смешанного с селективным реагентом меди (т. е. экстрагирующим агентом). При контакте растворов друг с другом органический экстрагирующим агент химически удаляет медь из потока 204, формируя очищенный от металла водный поток. Очищенный водный топок и органический поток затем разделяются в отстойнике. После разделения органических и водных фаз в отстойнике часть водной фазы (поток 205), как правило, возвращается на одну или несколько стадий выщелачивания, и будут насыщены медью из руды при атмосферном выщелачивании для формирования богатого медью выщелачивающего потока раствора или может быть передан на другим участки технологического процесса или соответственно удален в отходы. Органический поток переходит ко второй операции узла процесса извлечения растворителем/раствором или к операции удаления. В операции удаления органический поток смешивается с сильно кислым электролитом. Этот кислый раствор снимает медь с экстрагирующего агента, оставляя органическую фазу, в основном лишенную меди. По меньшей мере часть водной фазы снимающего раствора (поток 206) подается на установку электрохимического извлечения 2030 в виде богатого медью раствора. Водный поток 206 обрабатывается на установке электрохимического извлечения 2030 для получения катодной меди 207 и медьсодержащего потока бедного электролита 208, который, в одном предпочтительном ва- 12 010942 рианте изобретения, может быть частично возвращен на узел извлечения растворителем/раствором 2010 и/или на стадию выщелачивания под давлением 1030 (поток 209 на фиг. 1) и/или на другие участки процесса.

В соответствии с одним альтернативным вариантом изобретения водный поток 206 может не подпри вывывергаться электрохимическому извлечению немедленно после выхода из узла извлечения растворителем/раствором, но можно вместо этого смешаться с другим содержащим медь технологическими потоками и конечный поток затем подается в контур электрохимического извлечения. Например, весь или часть водного потока 206 может быть смешана с потоком медьсодержащего раствора (не показан) и с потоком бедного электролита (не показан) в баке рециркулирующего электролита 1060 (фиг. 1), чтобы сформировать конечный поток продукта, подходящего для электрохимического извлечения в электрохимическом контуре для извлечения металла. В таких случаях снимающие растворы, используемые извлечении растворителя/раствора 2010, вероятно будут состоять из использованного электролита, ходящего из контура электрохимического извлечения 1070 (фиг. 1).

Удаление примеси может быть дополнительно облегчено соответствующей обработкой перед щелачиванием под давлением типа вышеупомянутым разделением и/или стадиями осаждения. В соответствии с этим дальнейшим вариантом настоящего изобретения предпочтительно заранее удалять примеси из процесса, например процесса электрохимического извлечения. Такие примеси включают, без ограничения, железо, алюминий, магний, натрий, калий и т.д., часто в виде сульфатов. Если не удалить такие примеси, они могут накопиться до вредного уровня и также отрицательно воздействовать на полезные стадии производства и могут ухудшить качество продукта (например, катодной меди).

Приведенный здесь пример иллюстрирует различные аспекты предпочтительного варианта настоящего изобретения. Приведенные здесь условия процесса и параметры предназначены только для иллюстрации различных аспектов изобретения и не ограничивают возможности заявленного изобретения.

Пример 1.

Медь была извлечена от концентрата, содержащего халькопирит, используя выщелачивание под давлением при постоянной средней температуре и прямое электрохимическое извлечение в соответствии с описанным выше примерным вариантом изобретения. Приведенная ниже таблица представляет условия процесса и используемые рабочие параметры.

[ИСХОДНЫЙ МАТЕРИАЛ Тип концентрата________

Аналмз концентрата, % Медь________________

Железо_______________

Сера__________________

Размер частиц. Р₉₈, микрон

Халькопирит

31.6

30.5

34.2

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ПОД ДАВЛЕНИЕМ Температура, °С_______________________

Время, минуты_______________________

Степень добавки кислоты, кг кислоты на тонну исходного материала_____________

Степень добавки СЬ8, кг СЬ8 на тонну исходного материала__________________

Избыточное давление кислорода, фунт/дюйм²________________________

Полное давление, фунт/дюйм²

Подача твердых частиц на участок 1, %

Потеря веса, %_________________________

Выход твердых частиц, %______________

Выход раствора, г/л____________________

Медь___________________________

Железо____________________________

Н₂8О₄_____________________________

Выход твердых частиц, %_____________

Медь___________________________

Железо____________________________

Извлечение меди, %___________________

Сульфид, окисленный в элементарную серу, %_______________________________

Окисление сульфида в сульфат, %

160

450

200

290

10,3 20

7,4

102

4.6

11.6

35,9

96,6

ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКОЕ ИЗВЛЕЧЕНИЕ

Плотность тока, А/м²

Температура ячейки, °С ______________

Удельный расход, л/мин-м^

ГС-1110 (Контроль тумана), галлон/10⁶фунтов меди

308

3,0

- 13 010942

Ρϋ 4201 (выравнивающее средство), г/тонну меди	334
Бедный электролит, галлон/литр
Медь	34
Железо	3,3
Н₂8О₄	135
КПД по току, %	88
Медь, извлеченная электролизом, %	84

Здесь был представлен надежный и эффективный способ извлечения меди из металлоносных материалов, особенно меди от сульфидов меди, типа халькопирита, который обеспечивает высокий процент извлечения меди при сниженной стоимости по сравнению с обычными способами обработки. В соответствии с настоящим изобретением доказано, что достижимо извлечение меди приблизительно свыше 9698%, что показывает различные важные экономические эффекты при выщелачивании под давлением и при средних температурах и решение проблем обработки исторически связанных с процессом выщелачивания под давлением при средней температуре. Кроме того, настоящего изобретения обеспечивает в основном кислотный автогенный процесс для извлечения меди из халькопирита, содержащего медную руду, используя выщелачивания под давлением и прямое электрохимическое извлечение в сочетании с атмосферным выщелачиванием извлечением растворителем/раствором и стадии электрохимического извлечения.

Настоящее изобретения было описано выше на множестве примерных вариантов и примеров. Следует понимать, что конкретные варианты, показанные и описанные здесь, только иллюстрируют изобретение и лучшие способы его реализации и не предназначены для ограничения каких-либо возможностей изобретения. Специалисты в данной области после чтения настоящего описания понимают, что могут быть сделаны изменения и модификации примерных вариантов, не выходя из объема и возможностей настоящего изобретения. Кроме того, хотя определенные предпочтительные варианты изобретения описаны здесь на конкретных примерах, такие варианты изобретения могут быть достигнуты с помощью любого числа подходящих средств, известных в настоящее время или возможно будут изобретены. Соответственно, эти и другие изменения или модификации включены в объем настоящего изобретения.

Claims

1. Способ извлечения меди из медьсодержащего материала, содержащий следующие стадии:

(a) обеспечение подачи потока исходного медьсодержащего материала;

(b) подачу по меньшей мере части указанного потока материала на стадию регулируемого тонкого измельчения;

(c) выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в окисляющей среде при повышенной температуре и давлении для получения суспензии продукта, включающей медьсодержащий раствор и остаток;

(б) предварительную обработку указанной суспензии продукта без использования методики извлечения меди растворителем/раствором для получения медьсодержащего раствора, подходящего для электрохимического извлечения;

(е) электрохимическое извлечение меди из указанного медьсодержащего раствора для получения катодной меди и медьсодержащего потока бедного электролита;

(ί) обработку части указанного потока бедного электролита, используя методики извлечения растворителем/раствором.

2. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу исходного медьсодержащего материала, содержащего сульфидную руду, концентрат или осадок.

3. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу потока исходного материала, включающего, по меньшей мере, халькопирит, халькозин, борнит, ковеллин, дигенит и энаргит, или их смеси, или их комбинации.

4. Способ по п.3, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу потока исходного материала, содержащего халькопирит.

5. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу потока исходного медьсодержащего материала и потока раствора, содержащего медь и кислоту.

6. Способ по п.1, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до такой степени, что в основном все частицы в указанном потоке исходного материала в процессе выщелачивания под давлением реагируют в основном полностью.

7. Способ по п.6, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до Р80 с величиной менее 25 мкм.

- 14 010942

8. Способ по п.6, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до Р80 от около 13 до около 25 мкм.

9. Способ по п.6, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до Р98 от около 13 до 25 мкм.

10. Способ по п.6, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до Р98 от около 10 до 25 мкм.

11. Способ по п.6, в котором указанная стадия подачи по меньшей мере части потока исходного материала на стадию регулируемого тонкого измельчения включает уменьшение размера частиц указанного потока исходного материала до Р98 от около 13 до около 15 мкм.

12. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате выщелачивания под давлением при температуре от около 140 до около 250°С и при полном рабочем давлении от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм.

13. Способ по п.11, в котором указанная стадия выщелачивания дополнительно содержит ввод кислорода в аппарат для выщелачивания под давлением для поддержания парциального давления кислорода в аппарате для выщелачивания под давлением от около 50 до 250 фунтов на кв.дюйм.

14. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате для выщелачивания под давлением при температуре от около 140 до около 180°С при полном рабочем давлении от около 50 до около 750 фунтов на кв.дюйм.

15. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате для выщелачивания под давлением при температуре от около 180 до около 220°С при полном рабочем давлении от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм.

16. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания указанного потока исходного материала под давлением включает выщелачивание потока исходного материала в присутствии поверхностно-активной присадки, выбранной из группы, содержащей производные лигнина, орфоэтилен диамина, алкилсульфоната и их смеси.

17. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания под давлением включает выщелачивание потока исходного материала под давлением в присутствии лигносульфоната кальция.

18. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает разделение по меньшей мере части указанной суспензии продукта на жидкую и твердую фазы, в которой по меньшей мере часть указанного медьсодержащего раствора отделяется от указанного остатка.

19. Способ по п.18, в котором указанная стадия предварительной обработки включает перемешивание указанного медьсодержащего раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких медьсодержащих потоков для получения нужной концентрации указанного медьсодержащего раствора.

20. Способ по п.18, в котором указанная стадия предварительной обработки дополнительно содержит смешивание по меньшей мере части указанного медьсодержащего раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких медьсодержащих потоков для получения концентрации меди от около 15 до около 80 г/л в указанном медьсодержащем растворе.

21. Способ по п.18, в котором часть указанного медьсодержащего раствора со стадии (ά) возвращается на стадию (с).

22. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает фильтрацию по меньшей мере части указанной суспензии продукта, в котором по меньшей мере часть указанного медьсодержащего раствора отделена от указанного остатка.

23. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает отделение по меньшей мере части указанного медьсодержащего раствора от указанной суспензии продукта и дополнительно включает использование по меньшей мере части указанного остатка в виде затравки на стадии (с).

24. Способ по п.1, дополнительно содержащий стадию (д) использования части указанного потока бедного электролита в операции выщелачивания.

25. Способ по п.24, в котором указанная стадия использования части указанного потока бедного электролита в операции выщелачивания включает использование части указанного потока бедного электролита по меньшей мере в одной операции кучного выщелачивания, операции выщелачивания запасенного материала, операции чанового выщелачивания, операции бакового выщелачивания, операции выщелачивания под давлением или операции выщелачивания на месте.

26. Способ по п.1, дополнительно содержащий стадию рециркуляции части указанного потока бедного электролита с указанной стадии электрохимического извлечения (е) на указанную стадию выщелачивания.

27. Способ по п.1, дополнительно содержащий стадию рециркуляции части указанной суспензии

- 15 010942 продукта с указанной стадии выщелачивания (с) обратно на указанную стадию выщелачивания (с).

28. Способ по п.1, дополнительно содержащий стадию рециркуляции части указанной суспензии продукта с указанной стадии выщелачивания (с) обратно на указанную стадию выщелачивания (с) и рециркуляцию части указанного потока бедного электролита с указанной стадии электрохимического извлечения (е) на указанную стадию выщелачивания (с).