ES2206004A1 - Proceso de minerales de sulfuro de cobre. - Google Patents

Proceso de minerales de sulfuro de cobre.

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ES2206004A1 ES200150008A ES200150008A ES2206004A1 ES 2206004 A1 ES2206004 A1 ES 2206004A1 ES 200150008 A ES200150008 A ES 200150008A ES 200150008 A ES200150008 A ES 200150008A ES 2206004 A1 ES2206004 A1 ES 2206004A1
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Abstract

Procesado de minerales de sulfuro de cobre, en particular un método para extraer cobrede un mineral que contiene ulfuro de cobre (1). comprende triturar y mezclar la alimentación (2,6,10) y lixiviarla en un autoclave (20). Las condiciones en el autoclave son controladas de modo que la presencia de oxigeno a presión superatmosférica mantenga la relación de iones ferrosos o férricos a un nivel que facilite la lixiviación de cobre de la alimentación. La lixiviación se efectúa en presencia de ácido el cual puede ser por las condiciones oxidantes del autoclave. Se efectúa una lixiviación adicional en una serie de tanques (22, 24, 26 y 28) tras lo cual los sólidos se separan de la solución en una serie de etapas que incluyen el tratamiento en un hidroclasificador (30), un clasificador (32) y un filtro de acabado (38). El cobre se extrae de la solución de lixiviación resultante en una estación de cobre (44) siendo recuperado un producto de cobre final (54) en cubas de electro-recuperación (52).

Description

Procesado de minerales de sulfuro de cobre.
Campo de la invención
Esta invención se relaciona con procedimientos para recuperar cobre a partir de materiales de alimentación que contienen cobre.
Antecedentes de la invención
Existen varias vías de procedimientos alternativos para el tratamiento de minerales de cobre, en particular de minerales en donde el cobre está presente como sulfuros de cobre, tales como calcocita Cu_2S, covelita CuS, bornita Cu_5FeS_4 y enargita Cu_3AsS_4. Estas vías incluyen lixiviación in situ, lixiviación en montones y lixiviación en tanques agitados. Cada una de las vías puede incorporar diferentes métodos de regeneración del ión férrico, el principal agente de lixiviación: oxidación bacteriana, oxidación por oxígeno gaseoso u oxidantes químicos. La elección de la vía viene influenciada por factores tales como cantidad y calidad de los recursos, mineralogía tanto de los minerales de cobre como de la ganga y consideraciones climáticas y medioambientales.
A continuación se describen con mayor detalle estos métodos alternativos:
Lixiviación in situ
Esta técnica presenta los mayores inconvenientes medioambientales debido a la dificultad existente a la hora de mantener las soluciones de lixiviación dentro de la zona del mineral. Surgen otras dificultades como consecuencia de la permeabilidad variable del mineral, imposibilidad de controlar la reacción de lixiviación y alta probabilidad de que se consigan recuperaciones globales muy bajas. La lixiviación in situ es solo considerada en general para materiales de alta permeabilidad y baja calidad que no pueden ser procesados por otros medios y para recursos en donde el agente de lixiviación es neutralizado rápidamente por la roca residual que rodea a la zona del mineral.
Lixiviación en montones
La lixiviación en montones se emplea normalmente para tratar minerales de calcocita en Australia, por ejemplo, Mt Gordon, Girilambone, y en otras propiedades de todo el mundo. Sin embargo, la eficacia de esta técnica depende en gran medida de la naturaleza del mineral al tratar. Para ciertos minerales con los que se efectúan montones de altura media, se requerirán largo tiempos de lixiviación para conseguir una recuperación moderada. La velocidad de lixiviación es menos dependiente de la velocidad de lixiviación real del mineral que de aquellos factores que promoverán o inhibirán la lixiviación: suministro de oxígeno, permeabilidad de los montones, percolación del licor y variabilidad de la calidad del mineral. Muchas minas que realizan la lixiviación en montones experimentan dificultades continuas a la hora de conseguir una estabilidad satisfactoria en dichos factores, con el resultado de que el rendimiento de la lixiviación en montones suele caer muy por debajo de las expectaciones que teóricamente parecería ser razonables en el momento de la realización de pruebas experimentales de lixiviación.
Además, cuando el mineral contiene altos niveles de pirita existe la posibilidad de una reacción de la pirita con el ión férrico conducente a una mayor producción de ácido y a condiciones inadecuadas para la lixiviación bacteriana.
Lixiviación en tanque agitado
La lixiviación en tanque agitado tiene el potencial de lograr las máximas recuperaciones bajo condiciones de lixiviación controladas. Los tiempos de lixiviación para mineral molido o para un concentrado se pueden reducir a varias horas. Las reacciones de la pirita pueden ser controladas y se pueden ajustar los parámetros tales como suministro de oxígeno y temperatura para asegurar una reacción controlada. El procedimiento comprende lixiviar el mineral molido en presencia de un agente de lixiviación ácido que contiene ión férrico. El ión férrico oxida al cobre para forma iones cobre solubles y se reduce por sí mismo a iones ferrosos. El ión ferroso se convierte entonces a ión férrico para realizar otro ataque del mineral de cobre. La oxidación del ión ferroso puede realizarse según varios métodos. El lixiviante se puede separar de los sólidos y el ión férrico puede ser regenerado bacterianamente o por reacción con ácido y oxígeno (o aire) finamente dispersado. Alternativamente, el ión férrico puede ser regenerado directamente en la lechada mediante inyección de oxígeno o aire finamente disperso. Esto puede realizarse en el tanque de lixiviación o separando una pequeña corriente y pasándola a través de un dispositivo de inyección de aire/oxígeno como una corriente lateral. El proceso puede ser controlado estrechamente de manera que su traslado a una escala de planta de tamaño real pueda ser efectuado perfectamente y puedan realizarse estimaciones precisas de las recuperaciones finales y de los costes tanto operativos como de capital. Sin embargo, en la recuperación del lixiviante están implicados importante esfuerzos y costes. Además, la velocidad de lixiviación puede disminuir a medida que se utiliza el ión férrico en la etapa de lixiviación. Con ciertos minerales, por ejemplo, covelita y enargita, la velocidad de lixiviación resulta más dependiente del Eh el cual es fuertemente influenciado por la relación férrico/ferroso. Suelen obtenerse las recuperaciones por lixiviación más elevadas a través de la presencia de altas relaciones férrico/ferroso al término de la lixiviación. Esto resulta difícil de conseguir en una lixiviación atmosférica dado que el grado de dispersión de oxígeno en la pulpa es limitado.
Por tanto, existe la necesidad de disponer de un procedimiento que resulte adecuado para el tratamiento de una gama de minerales de cobre y que contienda con los inconvenientes de los procesos convencionales anteriormente descritos.
Descripción de la invención
Se proporciona un procedimiento para extraer cobre a partir de una alimentación mineral que contiene mineral de sulfuro de cobre, que comprende las etapas de:
(a)
lixiviar la alimentación con una solución ácida que contiene iones ferrosos y/o férricos a una temperatura por encima de la temperatura ambiente, en presencia de oxígeno a una presión superatmosférica de oxígeno, para producir una solución de lixiviación que contiene iones cobre;
(b)
extraer selectivamente los iones cobre de la solución de lixiviación mediante extracción con disolvente, para formar una solución de extracción que contiene iones cobre y un refinado ácido que contiene iones ferrosos, iones férricos y bajos niveles de iones cobre;
(c)
reciclar parte del refinado para su inclusión en la solución ácida de la etapa (a); y
(d)
recuperar cobre a partir de la solución de extracción.
Adecuadamente, la alimentación no incluye cantidades importantes de cloruro soluble o lixiviable. Deberá incluir menos de 5% en peso de cloruro, más preferentemente menos de 1% en peso. La presencia de cantidades importantes de iones cloruro da lugar a un entorno muy agresivo y, de este modo, se requiere el uso de una instalación costosa. Esto conduce a su vez a mayores costes. De aquí la preferencia que se da a las alimentaciones de bajo contenido en cloruros. Similarmente, la solución ácida deberá mantenerse prácticamente libre de cloruros.
El mineral de sulfuro de cobre puede incluir calcocita Cu_2S, covelita CuS, bornita Cu_5FeS_4 o enargita Cu_3AsS_4 y/o mezclas de dos o más de los mismos. El mineral de sulfuro de cobre puede incluir mineralización de hierro. La mineralización de hierro puede ser pirita. La misma puede incluir de 15 a 95% de pirita. El mineral de sulfuro de cobre puede proceder del yacimiento Esperanza en Australia. El mineral de Esperanza contiene habitualmente alrededor de 70% de pirita en asociación con calcocita. Después de la dilución en la mina, el mineral tendrá un promedio de 60% de pirita, es decir, la alimentación al autoclave consistirá en 30 a 70% de pirita, con un promedio de 60%.
En comparación, un concentrado de mineral del yacimiento Mammoth en Australia, después de la flotación, puede contener habitualmente alrededor de 30% en peso de pirita. Este concentrado es también adecuado para el tratamiento destinado a la recuperación de cobre mediante el procedimiento de esta invención.
Para facilitar una lixiviación más rápida, la alimentación puede ser molida. Después de la molienda, la mayoría de las partículas de la alimentación tendrán un tamaño en general menor de 150 micrómetros, más preferentemente menor de 100 micrómetros. Con preferencia, después de la molienda la alimentación contendrá un 80% en peso de partículas que pueden pasar por un tamiz de 150 micrómetros y más preferentemente el 80% en peso de las partículas pueden pasar por un tamiz de 75 a 106 micrómetros.
En la etapa (a), la solución ácida contendrá ácido sulfúrico. El ácido sulfúrico es adecuadamente generado in situ en la etapa (a) mediante la oxidación de los sulfuros contenidos en la alimentación y por transferencia, por vía de la extracción con disolvente, desde la electro-recuperación. Adecuadamente, la concentración de la solución ácida caerá dentro de la gama de 10 a 60 g/l H_2SO_4.
Los iones férricos en la etapa (a) pueden ser generados in situ mediante la lixiviación de hierro de la alimentación para producir iones ferrosos y mediante la oxidación con oxígeno de los iones ferrosos de la alimentación y del refinado reciclado a iones férricos. Los iones férricos promueven la disolución de los minerales de cobre para producir iones cobre (fundamentalmente iones cúpricos divalentes Cu^{2+}) y, en el procedimiento, aquellos se reducen por sí mismos al estado ferroso Fe^{2+}. De este modo, la solución ácida contendrá iones tanto férricos como ferrosos. Es preferible que la relación de iones férricos a iones ferrosos sea de por lo menos 1,0 y más preferentemente de 2,0 al término de la etapa en el autoclave. Adecuadamente, la concentración de hierro en solución se mantiene en la gama de 10 a 40 g/l durante la lixiviación.
Convenientemente, la etapa de lixiviación (a) se efectúa a una temperatura del orden de 50 a 105°C, más preferentemente de 65 a 95°C. La presión parcial de oxígeno usada en la realización de la etapa (a) se mantiene generalmente en la gama de 1 a 10 Bar, más adecuadamente en la gama de 2 a 7 Bar.
Puede existir más de una etapa de lixiviación. Las posteriores etapas de lixiviación se pueden efectuar bajo condiciones similares a las indicadas para la etapa (a). Alternativamente, una o más de las posteriores etapas de lixiviación se pueden efectuar bajo condiciones atmosféricas normales. Cuando las etapas previas o posteriores son efectuadas bajo condiciones atmosféricas normales, es importante asegurar que exista un exceso suficiente de ión férrico en la solución de la etapa (a) para continuar una lixiviación sustancial. Bajo condiciones atmosféricas normales con pulverización de aire/oxígeno, se reduce en gran medida la regeneración de ión férrico a partir de ión ferroso. En términos generales, las etapas de lixiviación deberán traducirse en la extracción de al menos 80% y más preferentemente 90% de la totalidad del cobre de la alimentación en la solución ácida para la lixiviación. La lixiviación en tanques posteriores se mejora en el caso de que dentro de estos tanques se pulverice gas oxígeno residual procedente de la etapa del autoclave.
La extracción con disolvente se puede realizar en una o más etapas. Se puede efectuar usando una fase orgánica que contiene un extractante de ión cobre específico. La fase orgánica puede incluir un diluyente, normalmente un queroseno con un contenido aromático de 10-30% y una temperatura de inflamabilidad elevada. El diluyente reduce la viscosidad de la fase orgánica y mejora las separaciones de las fases orgánica/acuosas. Los extractantes pueden incluir aldoximas modificadas o mezclas de aldoximas/cetoximas modificadas o sin modificar. A continuación se ofrece un resumen de una gama de contenidos de un número de posibles reactivos para la extracción con disolvente.
Reactivo 1
aldoxima: 5-nonilsalicilaldoxima
Modificador: diisobutirato de 2,2,4-trimetil-1,3-pentanodiol
y diluyente de alta temperatura de inflamabilidad
Reactivo 2
cetoxima: 2-hidroxi-5-nonilacetofenonoxima
aldoxima: 5-nonilsalicilaldoxima
Modificador: Tridecanol
y diluyente de alta temperatura de inflamabilidad
Reactivo 3
aldoxima: 5-nonilsalicilaldoxima
Modificador: Tridecanol
y diluyente de alta temperatura de inflamabilidad
Reactivo 4
cetoxima: 2-hidroxi-5-nonilacetifenonoxima
aldoxima: 5-nonilsalicilaldoxima
y diluyente de alta temperatura de inflamabilidad
Reactivo 5
aldoxima: 5-nonilsalicilaldoxima
Modificador: Tridecanol
y diluyente de alta temperatura de inflamabilidad.
La solución de licor madre procedente de la lixiviación puede contener generalmente de 15 a 30 o 40 g/l de cobre. Resulta particularmente adecuada una concentración de 25 g/l de cobre. Después del contacto con la fase orgánica en la extracción con disolvente, la solución de cobre agotada o refinado contendrá alrededor de 2-4 g/l de cobre. No es necesario reducir el contenido en cobre de esta corriente a niveles más bajos dado que la mayor parte o la totalidad del refinado se recicla a la cabeza de la lixiviación. La presencia de cobre en la corriente de reciclo puede catalizar también la regeneración de iones ferrosos a férricos en la lixiviación.
La fase orgánica cargada resultante de la extracción con disolvente puede ser sometida a una separación de cobre poniéndola en contacto con ácido de alta concentración (por ejemplo, 180 g/l de ácido sulfúrico) para producir una corriente de electrolito. La corriente de electrolito puede ser alimentada a un circuito de electro-recuperación para recuperar cobre.
El electrolito agotado puede ser reciclado entonces para recuperar más cobre.
En un procedimiento típico para llevar a cabo la invención, después de la lixiviación en un autoclave y tras una lixiviación adicional y enfriamiento, la lechada lixiviada puede ser descargada a un hidroclasificador. Normalmente, no se añade floculante al hidroclasificador. Los sólidos obtenidos como corriente de fondo del hidroclasificador pueden alcanzar una densidad final en estado sedimentado de 55-65% de sólidos. Dichos sólidos son pasados a un tanque de almacenamiento antes de la floculación y filtración en un filtro de cinta horizontal. La torta de filtración puede ser lavada en tres etapas en contra-corriente en la cinta de filtración de residuos. De este modo se separa el cobre presente en la humedad residual de la torta de filtración.
La corriente de fondo procedente del hidroclasificador contiene sólidos finos que no sedimentaron en el hidroclasificador. Es preferible que algunos sólidos, normalmente 5.000-100.000 ppm, estén contenidos en la corriente de rebose del hidroclasificador.
La separación de los sólidos finos de la alimentación al filtro de cinta horizontal de residuos de la lixiviación, aumenta en gran medida el grado de filtración de sólidos residuales y permite conseguir una eficacia mejorada en el lavado. Una separación del alrededor de 3% de los sólidos en peso en el rebose del hidroclasificador permite una mejora importante en la velocidad de filtración en el filtro de cinta horizontal.
La presencia de sólidos finos en el rebose del hidroclasificador mejora también las propiedades de coagulación/floculación de esta corriente. Ello permite la formación de flúculos suficientemente grandes que pueden ser separados de modo satisfactorio en el clarificador.
El hidroclasificador puede estar acoplado con un reciclo del rebose del hidroclasificador de nuevo a hidroclasificador, aumentando con ello la proporción de sólidos finos que aparecen en el rebose.
La selección correcta de coagulantes/floculantes para el tratamiento de los sólidos finos del rebose del hidroclasificador puede asegurar una separación casi total de los sólidos finos de la corriente de licor madre. Cualquier sólido fino presente en la corriente de licor madre puede causar una interrupción en la posterior etapa de extracción con disolvente mediante la formación de emulsiones estables conocidas como impureza o materia extraña.
Los sólidos finos coagulados y floculados pueden ser separados en un clarificador conocido como clarificador de lecho clavado. Los sólidos coagulados y floculados son introducidos en el clarificador a través de un pozo de alimentación central. Los flóculos grandes sedimentan hacia el fondo del clarificador y son descargados a través de una salida situada en el fondo. Cualesquiera sólidos finos que permanezcan pueden ser transportados hacia arriba a través de un lecho de perlas finas de poliestireno que tienen un diámetro de alrededor de 1 mm. Estas perlas se pueden colocar en su sitio o "clavar" a través de medios de retención tal como una tela metálica de cuña de retención. El lecho de perlas puede tener una profundidad de 600 mm. Los flóculos finos son atrapados en las perlas y forman un lecho floculado el cual puede capturar otros finos transportados ascendentemente hacia las perlas. El licor clarificado pasa a través de las perlas y tela metálica y puede ser descargado en filtro de arena para realizar una pulimentación final antes de la extracción con disolvente. Periódicamente, el licor puede ser separado del clarificador por medio de una válvula. Esta puede estar situada cerca de la base del clarificador. Dicha válvula crea un retro-flujo a través de lecho y separa los sólidos acumulados. Estos sólidos pueden ser descargados entonces a través de la salida situada en el fondo.
Los sólidos finos floculados que se descargan por la parte inferior del clarificador de lecho clavado, pueden ser tratados adicionalmente en un circuito de decantación en contra-corriente (CCD) en varias etapas. A este circuito se puede añadir agua de lavado para separar por lavado el cobre soluble de los sólidos finos casi estériles. El licor que se descarga de este circuito puede ser tratado adicionalmente en un circuito de extracción con disolvente de "sangría" en dos etapas para separar cobre a bajos niveles. El circuito de extracción con disolvente de "sangría" puede utilizar la fase orgánica estéril desviada del circuito de extracción con disolvente principal. El refinado del circuito de extracción con disolvente de "sangría" se combina con los sólidos lavados de la corriente inferior del CCD y con la torta de filtración de la cinta de filtración de residuos para su neutralización antes de enviarlos al dique de residuos.
Alternativamente, los sólidos finos que se descargan en la corriente inferior del clarificador de lecho clavado, se pueden añadir a los sólidos de rebose del hidroclasificador y la corriente combinada se puede filtrar en el filtro de cinta de residuos. Si bien la separación de finos del rebose del hidroclasificador aumenta en gran medida la capacidad de filtración de esta corriente, se produce poco o ningún impacto adverso en la velocidad de filtración en el caso de que dichos finos sean correctamente coagulados y floculados y mezclados de nuevo con la fracción basta. Este método no requiere un circuito CCD para el lavado de los sólidos finos. Cualquier sangría requerida de este circuito se puede tomar del refinado de la extracción con disolvente antes de la depuración, neutralización y distribución finales del cobre.
El procedimiento de esta invención presenta varias ventajas respecto al estado de la técnica, por ejemplo, al ser realizado en recipientes de reacción tal como un autoclave, no presenta los problemas medioambientales asociados con la lixiviación in situ. Los procesos de extracción pueden ser también controlados más cuidadosamente en recipientes de reacción que en los procesos in situ que no utilizan recipientes de reacción. Además, tiene la ventaja importante de que implica la generación in situ del ión férrico en el recipiente de reacción. Ello evita la necesidad de realizar una etapa separada de regeneración del ión férrico y también hace posible la generación de suficiente ión férrico en la primera etapa de lixiviación con el fin de promover la lixiviación aguas abajo con el ión férrico en exceso generado en la primera etapa. Esto evita la necesidad de realizar una etapa separada y costosa para la regeneración del ión férrico aguas abajo mientras que, al mismo tiempo, se hace uso del calor en exceso generado en la primera etapa para promover reacciones de lixiviación aguas abajo.
A continuación se describirá una modalidad preferida de la presente invención con referencia al dibujo adjunto.
Breve descripción del dibujo
La Figura 1 muestra un diagrama de flujos de un procedimiento preferido según la invención para el tratamiento de minerales de cobre, especialmente del yacimiento de mineral Esperanza.
Descripción detallada de modalidad preferida
Con referencia a la Figura 1, el producto de explotación de mineral de la mina 1 que contiene calcocita y pirita se apila en montones en una zona adyacente a la trituradora primaria 2. Se mezcla el mineral de los montones clasificados para reducir al mínimo las fluctuaciones de calidad de la alimentación.
El mineral será triturado mediante mandíbulas a un tamaño de partícula de alrededor de 150 mm y luego conducido por el transportador 4 hacia un montón 6 de una capacidad de vida de 2-3 días. La capacidad de movimiento del montón permite lograr una eficaz trituración intermitente.
El circuito de molienda que parte del montón 6 a través de transportador 8 comprende un molino de molienda semi-autógeno (SAG) de una sola etapa 10 en circuito cerrado con ciclones 12. El molino tiene un accionamiento de velocidad variable para ajustarse a las tasas de producción variables que surgirán como consecuencia de las calidades también variables del mineral. Se puede compensar la presencia de mineral o de una dilución de mayor dureza aumentando la velocidad del molino o añadiendo medios de molienda. Se prefiere el uso de una trituradora de mandíbulas/circuito de molienda SAG de una sola etapa por su simplicidad y por la posibilidad de poder manipular una amplia gama de condiciones y velocidades de alimentación de mineral.
A la alimentación al molino se añade piedra caliza molida o cal hidratada o cal viva, según se requiera, para neutralizar cualquier acidez derivada de la oxidación de cobre o pirita con el fin de reducir al mínimo la corrosión en el molino.
El tamaño del mineral procedente del circuito del molino SAG será generalmente del orden de un 80% de partículas que pasan por un tamiz de 75 micrómetros. Este tamaño de molienda no es crucial para poder lograr una lixiviación eficaz y se podrá hacer más grueso, siempre que resulte adecuado, dependiendo de la naturaleza del mineral, para facilitar las posteriores operaciones de espesamiento y filtración.
El mineral molido es espesado entonces por el espesador 14 y filtrado por el filtro de cinta 16, siendo reciclado el filtrado como agua del proceso.
La torta de filtración se somete de nuevo a pulpación en un tanque 18 con refinado que ha sido calentado previamente utilizando el calor residual 19 extraído de los tanques de lixiviación atmosférica 22 y 24. El refinado contiene habitualmente alrededor de 30 g/l Fe y alrededor de 45 g/l de ácido sulfúrico generado por la oxidación de sulfuros y por transferencia desde la electro-recuperación por vía de la extracción con disolvente. La mezcla de lixiviación es bombeada entonces a un autoclave agitado a baja presión 20 para la lixiviación de cobre por la vía del sulfato férrico. La presión parcial de oxígeno se mantiene en 2-5 Bar (presión total 5-8 Bar) y la temperatura de la lechada en el autoclave alcanzará un valor de 80-95°C. La cantidad de Fe^{3+} requerida para la disolución de cobre será generada in situ a través de la conversión de Fe^{2+} a Fe^{3+} en presencia de ácido y oxígeno. La descarga del autoclave a una temperatura de hasta 95°C cae por gravedad en un tanque de lixiviación agitado 22 para la disolución adicional de cobre a 80°C aproximadamente. La lechada fluye entonces a través de una serie de tanques de enfriamiento 24, 26 y 28 para reducir la temperatura a 40°C al mismo tiempo que tiene lugar una lixiviación adicional. El enfriamiento se consigue mediante agua que se hace circular a través de un sistema de torre de refrigeración (no ilustrado).
El tiempo de residencia durante la lixiviación en el autoclave para lograr una disolución de cobre de alrededor de 85-90% es de una hora aproximadamente y el tiempo total para la lixiviación y el enfriamiento es de 2 a 5 horas aproximadamente.
La lechada lixiviada fría que contiene de 10 a 40% en peso de sólidos es espesada entonces en el hidroclasificador 30 para separar los sólidos como residuo. El residuo es sangrado por el fondo de hidroclasificador y floculado en el mezclador 34 antes de ser deshidratado por el filtro 40. Los líquidos de la deshidratación pueden ser retornados para reunirse con la solución de lixiviación madre que emana del hidroclasificador 30.
El residuo deshidratado se mezcla entonces en el mezclador 42 con agua y con el residuo fino procedente del clarificador 32 después de haber sido lavado en un circuito de decantación en contra-corriente (CCD) 36 y se neutraliza con piedra caliza y cal hidratada antes de ser vertido en un dique de residuos para su almacenamiento.
La solución de lixiviación madre (PLS) procedente del hidroclasificador 30 que contiene todavía algunos sólidos (habitualmente 20.000-30.000 partes por millón (ppm)), se flocula en un tanque agitado (no mostrado) y se somete a una etapa adicional de separación de sólidos en el clarificador 32, el cual puede ser un clarificador de lecho clavado.
Este proceso hace que la PLS quede con un contenido el sólidos que habitualmente oscila entre 20 y 30 ppm aproximadamente.
Los filtros clarificadores 38 reducen entonces el contenido en sólidos a 10-15 ppm aproximadamente.
La separación del cobre de la PLS filtrada que normalmente contiene alrededor de 25 g/l de cobre, se efectúa en la planta de extracción con disolvente 44.
La extracción tiene lugar en tanques mezcladores/sedimentadores en donde la PLS llega a entrar en contacto con una fase orgánica pobre que contiene 30% de extractante (Acorga M5640) y 70% de diluyente (Shellsol 2046, un queroseno) para permitir que el cobre de la PLS se cargue en la fase orgánica. Se requieren dos etapas de extracción para obtener una eficiencia de extracción suficiente. El refinado 45 procedente de la etapa de extracción fluye hacia un tanque de transferencia (no mostrado) desde donde es reciclado de nuevo al circuito de lixiviación y calentado para su reutilización. Es necesario mantener los circuitos de lixiviación y de extracción con disolvente en equilibrio con respecto a agua, Fe total, elementos de impurezas y concentración de ácido. Esto se consigue mediante la sangría de un volumen controlado (aproximadamente 5% del volumen total del circuito/día) de la PLS como parte de la corriente que sale por el fondo del clarificador. La corriente de fondo se trata en un circuito de decantación en contra-corriente (CCD) en tres etapas 36 utilizando agua nueva o agua residual para el lavado. La solución producida en el circuito CCD es filtrada y el cobre es extraído en un circuito de extracción con disolvente en dos etapas empleando fase orgánica desviada de la planta SX principal. Al circuito CCD se puede añadir piedra caliza para reducir la acidez libre y para mejorar la eficacia de la posterior extracción con disolvente.
El refinado procedente de la sangría de la planta SX y los sólidos lavados procedentes del circuito CCD se neutralizan con piedra caliza y cal hidratada antes de ser enviados a dique de residuos.
Alternativamente, el refinado procedente de la sangría de la planta SX se puede tratar para recuperar cobalto.
En otra disposición alternativa, los sólidos finos de la corriente de fondo, mostrada por líneas discontinúas en el dibujo, se pueden combinar, en el mezclador 34, con el residuo que sale por la parte inferior del hidroclasificador.
La fase orgánica cargada es sometida a una operación de separación de cobre en el tanque 46 poniéndola en contacto con ácido de alta concentración para producir una solución de electrolito rica (RES). El ácido se obtiene reciclando electrolito ácido y se produce durante la electro-recuperación, tal como se muestra por la siguiente ecuación:
2Cu^{2+} + 2H_2O \rightarrow 2Cu + 4H^+ + O_2
después del tratamiento por filtración en el filtro de doble medio de filtración 50, la RES es enviada a las cubas de electro-recuperación 52 en donde se recupera el cobre 54 y en donde se recicla el electrolito ácido agotado.
Ejemplo experimental
El proceso de lixiviación ha sido evaluado llevando a cabo un número grande de ensayos de lixiviación a escala de laboratorio, ensayos de lixiviación a presión discontinua, ensayos de lixiviación a presión continua y una lixiviación continua a presión en una planta piloto. Las muestras del mineral de ensayo procedían de una serie de barrenos escarpados realizados a través de la parte central y más gruesa del macizo del mineral Esperanza, de un barreno horizontal efectuado de un lado a otro del macizo y la muestra del mineral en bruto procedente del yacimiento en declinación. Igualmente como se han ensayado diversas muestras de otros barrenos que representan los extremos del macizo del mineral.
En la siguiente Tabla A se ofrece la composición típica del macizo de mineral.
TABLA A
\nobreak\vskip.5\baselineskip\centering\begin{tabular}{|l|l|}\hline
 Componente mineral  \+ Porcentaje en peso \\\hline  Calcocita  \+
10% \\\hline  Pirita  \+ 70% \\\hline  Enargita  \+  < 1%
\\\hline  Bornita  \+  < 1% \\\hline  Covelita  \+  < 1%
\\\hline  Cuarzo  \+ 5% \\\hline  Silicatos  \+ 10%
\\\hline\end{tabular}\par\vskip.5\baselineskip
Se hizo trabajar una planta piloto de lixiviación a una tasa de producción de 100-200 kg/hr (10-20 kg Cu/hr). El circuito incluía la repulpación del mineral en refinado caliente, lixiviación en un recipiente a presión a 90°C durante 1 hora, lixiviación adicional en dos tanque de lixiviación agitados a presión atmosférica, espesamiento, filtración del residuo de lixiviación espesado, clarificación de la corriente de rebose del espesador en un clarificador y filtro de arena, y extracción con disolvente del cobre del licor de lixiviación clarificado. Esta planta piloto permitió controlar los efectos de un circuito cerrado de lixiviación y el impacto de las perturbaciones del proceso y de los cambios en la calidad del mineral sobre los circuitos de separación líquido/sólido y de extracción con disolvente. Las recuperaciones en la lixiviación en la planta piloto fueron en general de 88 a 90% y resultaron limitadas por la presión nominal de 2,5 bares del autoclave.
Las principales conclusiones derivadas de estos ensayos fueron:
- en general se lograron recuperaciones totales por encima del 90%, aunque los minerales más profundos requieren mayores tiempos y concentraciones más elevadas de ión férrico para conseguir estas recuperaciones;
- el cobre se lixivia en dos etapas procediendo rápidamente la primera etapa (conversión de Cu_2S, calcocita, a CuS+Cu^{2+}) y procediendo la segunda etapa de forma más lenta (CuS a Cu^{2+}+Azufre);
- el ácido en un exceso de 5 g/l en la PLS asegura que los productos de lixiviación (CuSO_4, Fe^{2+}, Fe^{3+}) permanezcan en solución;
- para completar la reacción se necesitó una cantidad casi estequiométrica de Fe^{3+} (es decir, la cantidad pronosticada a partir de la química de la reacción);
- las temperaturas de 80 a 95°C proporcionan buenas recuperaciones, mientras que las temperaturas por debajo de 60°C dan lugar a recuperaciones pobres;
- el tamaño de la molienda de la alimentación no afectó a la recuperación por lixiviación con menos del 80% de las partículas con un calibre de 150 micrómetros;
- los altos niveles de pirita en el yacimiento Esperanza mejoró la lixiviación del cobre; y
- se requiere una solución limpia aceptable procedente del clarificador y del filtro de clarificación para evitar perturbaciones en la planta SX derivadas de la formación de impurezas o materias extrañas.
Un elemento clave en la lixiviación es la regeneración de ión férrico a partir de ión ferroso usando oxígeno, para permitir con ello una lixiviación continua. La evaluación de la conversión de Fe^{2+} a Fe^{3+} usando oxígeno inyectado y un autoclave, reveló que el tratamiento en autoclave proporcionó una buena conversión a una presión de oxígeno de 2-5 Bar (30-70 psi).
Se llevó a cabo también un trabajo de ensayo discontinuo en autoclave para determinar la recuperación de cobre por lixiviación a varias temperaturas y presiones de oxígeno. Los resultados indicaron recuperaciones por lixiviación de 92 a 94% a 90°C y una presión de oxígeno de 2 Bar.
Las extracciones estimadas de cobre de las diversas etapas son:
\nobreak\vskip.5\baselineskip\centering\begin{tabular}{|l|c|c|c|}\hline
 Etapa  \+ Valor medio  \+ Porcentaje alto  \+ Porcentaje bajo
\\\hline  Lixiviación  \+ 92  \+ 96  \+ 88 \\\hline  Lavado de
residuos  \+ 99  \+ 99,5  \+ 98 \\\hline  Recuperación total  \+ 91 
\+ 95  \+ 87
\\\hline\end{tabular}\par\vskip.5\baselineskip
* La recuperación total es la recuperación por lixiviación x recuperación por lavado de los residuos.
Si bien se ha considerado conveniente aquí describir la invención respecto a modalidades particularmente preferidas, podrá apreciarse que también se consideran otras construcciones y disposiciones dentro del alcance de la invención. Por tanto, se contemplan aquí también diversas modificaciones, alteraciones, variaciones y/o adiciones a las construcciones y disposiciones aquí expuestas, todas ellas dentro del alcance y ámbito de la presente invención.

Claims (28)

1. Procedimiento para la extracción de cobre a partir de un material de alimentación mineral que contiene mineral de sulfuro de cobre, caracterizado porque comprende las etapas de:
(a)
lixiviar la alimentación con una solución ácida que contiene iones ferrosos y férricos a una temperatura por encima de la temperatura ambiente, en presencia de oxígeno a una presión de oxígeno superatmosférica, para producir una solución de lixiviación que contiene iones cobre;
(b)
mantener un nivel de hierro en solución del orden de 10 a 40 g/l durante la lixiviación a presión de oxígeno superatmosférica;
(c)
extraer selectivamente los iones cobre de la solución de lixiviación mediante extracción con disolvente, para formar una solución de extracción que contiene iones cobre y un refinado ácido que contiene iones ferrosos, iones férricos y bajos niveles de iones cobre;
(d)
reciclar parte del refinado para su inclusión en la solución ácida de la etapa (a); y
(e)
recuperar cobre de la solución de extracción.
2. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la alimentación contiene menos de 5% en peso de cloruro soluble o lixiviable.
3. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la alimentación contiene menos de 1% en peso de cloruro soluble o lixiviable.
4. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque el mineral de sulfuro de cobre incluye calcocita Cu_2S, covelita CuS, bornita Cu_5FeS_4 o enargita Cu_3AsS_4, mineralización de hierro y/o mezclas de dos o más de los anteriores.
5. Procedimiento según la reivindicación 4, caracterizado porque la mineralización de hierro se encuentra en forma de pirita.
6. Procedimiento según la reivindicación 5, caracterizado porque la alimentación incluye de 30 a 70% de pirita.
7. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la alimentación se muele antes de la lixiviación de manera que la mayoría de las partículas de la alimentación tengan un tamaño en general menor de 150 micrómetros.
8. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque el 80% en peso de la alimentación puede pasar por un tamiz de 150 micrómetros.
9. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la solución ácida contiene de 10 a 60 g/l de ácido sulfúrico.
10. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque incluye una etapa en donde se efectúa la lixiviación de la alimentación en un autoclave mantenido a una presión parcial de oxígeno del orden de 1 a 10 Bar y en donde la relación de ión férrico a ión ferroso es de al menos 1,0 cuando se ha completado la etapa de lixiviación en el autoclave.
11. Procedimiento según la reivindicación 9, caracterizado porque la lixiviación de la alimentación se efectúa en un autoclave mantenido a una presión parcial de oxígeno del orden de 2 a 7 Bar y en donde la relación de ión férrico a ión ferroso se encuentra por encima de 2,0 cuando se ha completado la etapa de lixiviación en el autoclave.
12. Procedimiento según la reivindicación 11, caracterizado porque la etapa de lixiviación (a) se efectúa a una temperatura de 50 a 105°C.
13. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la etapa de lixiviación (a) se efectúa durante un tiempo lo suficientemente largo para asegurar que al menos el 80% de la totalidad del cobre de la alimentación sea extraído y puesto en solución.
14. Procedimiento según la reivindicación 13, caracterizado porque la etapa de lixiviación comprende una lixiviación en autoclave seguido por una lixiviación en uno más tanques de lixiviación a presión atmosférica.
15. Procedimiento según la reivindicación 14, caracterizado porque en al menos uno de dichos tanques de lixiviación se rocía gas de oxígeno residual procedente del autoclave.
16. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la etapa de extracción con disolvente (b) se efectúa usando una fase orgánica que contiene un extractante específico de iones cobre.
17. Procedimiento según la reivindicación 16, caracterizado porque la fase orgánica incluye un diluyente de queroseno con un contenido aromático de 10 a 30%.
18. Procedimiento según la reivindicación 16, caracterizado porque el extractante específico para iones cobre incluye una aldoxima modificada o una mezcla de aldoximas/cetoximas modificadas o sin modificar.
19. Procedimiento según la reivindicación 18, caracterizado porque la aldoxima es 5-nonilsalicilaldoxima.
20. Procedimiento según la reivindicación 18, caracterizado porque la cetoxima es 2-hidroxi-5-nonilacetofenonoxima.
21. Procedimiento según la reivindicación 18, caracterizado porque el extractante incluye un modificador de tridecanol.
22. Procedimiento según la reivindicación 16, caracterizado porque la solución del licor madre obtenida llevando a cabo la etapa de extracción (c) contiene más de 15 g/l de cobre.
23. Procedimiento según la reivindicación 22, caracterizado porque el cobre se extrae de la solución de licor madre usando ácido del alta concentración y porque el refinado resultante se recicla para su uso en la etapa (b).
24. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque la solución de lixiviación se somete a una etapa de separación de sólidos antes de la etapa (b).
25. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque el cobre se recupera en la etapa (d) por electro-recuperación.
26. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque comprende una etapa en donde la lixiviación de la alimentación se efectúa en un autoclave mantenido a una presión parcial de oxígeno del orden de 1 a 10 Bar y en donde la relación de ión férrico a ión ferroso es de al menos 0,1 cuando se ha completado la etapa de lixiviación en el autoclave.
27. Cobre producido de acuerdo con el procedimiento de la reivindicación 19.
28. Aparato para llevar a cabo el procedimiento de la reivindicación 1, caracterizado porque comprende:
(a)
medios de trituración para triturar una alimentación de mineral que contiene mineral de sulfuro de cobre de manera que el 80% en peso de alimentación puede pasar a través de un tamiz de 150 micrómetros;
(b)
medios de autoclave para lixiviar la alimentación triturada en solución ácida bajo una presión de oxígeno superatmosférica al mismo tiempo que se mantiene un nivel de hierro en solución del orden de 10 a 40 g/l,
(c)
medios de lixiviación, además de los medios de autoclave, para promover una lixiviación adicional de la alimentación triturada y para producir una solución de lixiviación que contiene sólidos;
(d)
medios de separación para separar la solución de lixiviación de los sólidos;
(e)
medios de extracción con disolvente para extraer el cobre en un disolvente a partir de la solución de lixiviación; y
(f)
medios de recuperación que incluyen una estación de electro-recuperación para recuperar cobre sólido a partir del disolvente.
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