ES2254455T3 - Procedimiento para la recupoeracion de cobre a partir de materias de mena sulfidica utilizando molido superfino y lixiviacion por presion a temperatura media. - Google Patents

Procedimiento para la recupoeracion de cobre a partir de materias de mena sulfidica utilizando molido superfino y lixiviacion por presion a temperatura media.

Info

Publication number
ES2254455T3
ES2254455T3 ES01954948T ES01954948T ES2254455T3 ES 2254455 T3 ES2254455 T3 ES 2254455T3 ES 01954948 T ES01954948 T ES 01954948T ES 01954948 T ES01954948 T ES 01954948T ES 2254455 T3 ES2254455 T3 ES 2254455T3
Authority
ES
Spain
Prior art keywords
copper
pressure leaching
approximately
current
pressure
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Expired - Lifetime
Application number
ES01954948T
Other languages
English (en)
Inventor
John O Mardsen
Robert E. Brewer
Joanna M. Robertson
Wayne W. Hazen
Philip Thompson
David R. Baughman
Roland Schmidt
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Freeport Minerals Corp
Original Assignee
Phelps Dodge Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Phelps Dodge Corp filed Critical Phelps Dodge Corp
Application granted granted Critical
Publication of ES2254455T3 publication Critical patent/ES2254455T3/es
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0002Preliminary treatment
    • C22B15/0004Preliminary treatment without modification of the copper constituent
    • AHUMAN NECESSITIES
    • A61MEDICAL OR VETERINARY SCIENCE; HYGIENE
    • A61PSPECIFIC THERAPEUTIC ACTIVITY OF CHEMICAL COMPOUNDS OR MEDICINAL PREPARATIONS
    • A61P35/00Antineoplastic agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C07ORGANIC CHEMISTRY
    • C07DHETEROCYCLIC COMPOUNDS
    • C07D239/00Heterocyclic compounds containing 1,3-diazine or hydrogenated 1,3-diazine rings
    • C07D239/70Heterocyclic compounds containing 1,3-diazine or hydrogenated 1,3-diazine rings condensed with carbocyclic rings or ring systems
    • C07D239/72Quinazolines; Hydrogenated quinazolines
    • C07D239/86Quinazolines; Hydrogenated quinazolines with hetero atoms directly attached in position 4
    • C07D239/94Nitrogen atoms
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C07ORGANIC CHEMISTRY
    • C07FACYCLIC, CARBOCYCLIC OR HETEROCYCLIC COMPOUNDS CONTAINING ELEMENTS OTHER THAN CARBON, HYDROGEN, HALOGEN, OXYGEN, NITROGEN, SULFUR, SELENIUM OR TELLURIUM
    • C07F7/00Compounds containing elements of Groups 4 or 14 of the Periodic System
    • C07F7/02Silicon compounds
    • C07F7/08Compounds having one or more C—Si linkages
    • C07F7/0803Compounds with Si-C or Si-Si linkages
    • C07F7/081Compounds with Si-C or Si-Si linkages comprising at least one atom selected from the elements N, O, halogen, S, Se or Te
    • C07F7/0812Compounds with Si-C or Si-Si linkages comprising at least one atom selected from the elements N, O, halogen, S, Se or Te comprising a heterocyclic ring
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0063Hydrometallurgy
    • C22B15/0065Leaching or slurrying
    • C22B15/0067Leaching or slurrying with acids or salts thereof
    • C22B15/0071Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

Procedimiento para la recuperación de cobre a partir de un material que contiene cobre, que comprende las etapas siguientes: proporcionar una corriente de alimentación (24) que comprende un material que contiene cobre; someter dicha corriente de alimentación a un molido superfino controlado por etapas (206) para formar una corriente de entrada, en la que dicho molido superfino controlado por etapas comprende la reducción del tamaño de partícula de dicha corriente de alimentación a P98 presentando entre 10 y 23 micrómetros para proporcionar una corriente de entrada de partículas que tienen una distribución de tamaño de partícula ultrafina, sustancialmente uniforme, lixiviar por presión (208) dicha corriente de entrada en un recipiente de lixiviación por presión a una temperatura comprendida entre 140ºC y 180ºC en presencia de un agente tensioactivo para formar una disolución que contiene cobre; y recuperar el cobre (50) a partir de una disolución que contiene cobre.

Description

Procedimiento para la recuperación de cobre a partir de materiales de mena sulfídica utilizando molido superfino y lixiviación por presión a temperatura media.
Campo de la invención
La presente invención se refiere generalmente a un procedimiento para la recuperación de cobre y otros metales valiosos a partir de materiales que contienen metal, y más particularmente a un procedimiento para la recuperación de cobre y otros metales valiosos a partir de materiales que contienen metal usando molido superfino controlado y lixiviación por presión a temperatura media.
Antecedentes de la invención
La fundición es un enfoque bien establecido para recuperar un metal, como el cobre, a partir de un material sulfuro que contiene un metal. Sin embargo, debido al coste elevado de la fundición, los minerales de sulfuro de cobre en un cuerpo de mena típicamente se concentran primero por técnicas de flotación para proporcionar un menor volumen de fundición. Entonces el concentrado se envía a un fundidor que procesa el concentrado piro-metalúrgicamente a temperaturas elevadas para formar un producto de cobre crudo que posteriormente se refina dando un metal altamente puro.
La recuperación de cobre a partir de concentrados de sulfuro de cobre usando lixiviación por presión ha demostrado ser una alternativa a la fundición potencialmente atractiva desde un punto de vista económico. Las operaciones de lixiviación por presión producen generalmente menos emisiones de fuga que las operaciones de fundición, y de este modo se consiguen ventajas medioambientales. Además, los circuitos de lixiviación por presión se pueden construir con costes más efectivos in situ en el concentrador, eliminando el gasto asociado con el transporte del concentrado que pueden requerir las operaciones de fundición. Además, cualquier producto secundario ácido producido en el circuito de lixiviación por presión se puede usar en operaciones adyacentes de lixiviación por acumulación, compensando así algunos de los costes asociados con el ácido comprado.
El mecanismo por el que los procedimientos de lixiviación por presión efectúan la liberación de cobre a partir de matrices de mineral sulfuro, tal como calcopirita, depende generalmente de la temperatura, la disponibilidad de oxígeno y la química de procesos. Por ejemplo, en procedimientos de lixiviación por presión a temperatura elevada para calcopirita, es decir, procedimientos de lixiviación por presión que funcionan por encima de aproximadamente 200ºC, generalmente se ha encontrado que el sulfuro se convierte totalmente en sulfato. En procedimientos de lixiviación por presión a baja temperatura (por ejemplo, por debajo de aproximadamente 100ºC), generalmente se ha descubierto que la calcopirita lixivia lentamente y de forma incompleta. Los procedimientos de lixiviación por presión a temperatura media para calcopirita, que son generalmente los procedimientos que funcionan a temperaturas de aproximadamente 120ºC hasta aproximadamente 190ºC, han sido el foco de mucha investigación y desarrollo en los últimos años y han dado esperanzas de conseguir un compromiso satisfactorio entre los procedimientos a temperatura elevada y a baja temperatura. Sin embargo, como se describe a continuación con más detalle, incluso con estos esfuerzos tales procedimientos adolecen todavía de desventajas de procedimiento significativas.
Los procedimientos de lixiviación por presión a baja temperatura han sido desfavorecidos históricamente por la característicamente baja extracción de cobre y otros metales, y los largos tiempo de residencia. Los procedimientos de lixiviación por presión a baja temperatura, a pesar de sus tiempos de residencia relativamente cortos y las elevadas extracciones de metal, tienden a tener mayores consumos de oxígeno, mayor producción de subproducto ácido y mayor producción de calor en el tanque de lixiviación por presión, lo que requiere un aumento de la refrigeración. Procedimientos previos de lixiviación por presión a temperatura media sufren típicamente una extracción de cobre incompleta, resultante de las superficies de las partículas de sulfuro de cobre mediante una capa de polisulfuro metálica o las partículas de sulfuro de cobre que han reaccionado parcialmente que se recubren con sulfuro elemental líquido y/o otros productos de reacción. Además, en procedimientos previos a temperatura media, bajo ciertas condiciones, el sulfuro elemental molido se aglomera comúnmente en el tanque de lixiviación por presión formando ásperas "prills" o "pelotas", que inhiben la extracción de cobre y otros metales y que pueden crear dificultades sustanciales en el transporte y manipulación de los materiales.
Se han llevado a cabo varios intentos previos para eludir los problemas asociados con la lixiviación por presión a temperatura media y obtener los consiguientes beneficios potenciales. Por ejemplo, aplicando procedimientos conocidos de lixiviación por presión para el tratamiento de materiales de sulfuro de cinc, se han llevado a cabo intentos previos para usar agentes tensioactivos como derivados de lignina, compuestos tanino (como quebracho), y ortofenilendiaminas (OPD) para dispersar el sulfuro elemental formado y para proporcionar el cobre en concentrados extraíbles de calcopirita. Sin embargo, estos intentos no han sido totalmente satisfactorios ya que se consiguió una extracción de cobre relativamente baja, incluso después de tiempos de residencia significativos.
Otros intentos han incluido la oxidación por presión en presencia de una disolución de haluro ácido (patente U.S. nº 5.874.055), y el uso de material carbonáceo particulado finamente dividido para inhibir la pasivación de las partículas de sulfuro de cobre lixiviadas de forma incompleta (patente U.S. nº 5.730.776). Se ha investigado la viabilidad de usar agentes tensioactivos molidos dispersantes del sulfuro para intensificar la lixiviación por presión de la calcopirita en el intervalo de temperaturas de 125ºC a 155ºC; sin embargo, se encontró que las partículas de calcopirita (P90 de 25 a 38 micras) lixiviaban demasiado lentamente incluso si se evitaba la pasivación de las superficies del material sulfuro molido. Véase Hackl et al, "Effect of sulfur-dispersing surfactants on the oxidation pressure leaching of chalcopyrite", procedimientos de COPPER 95-COBRE 95 International Conference, volumen III, Electrorefining and Hydrometallurgy of Copper, The Metallurgical Society of CIM, Montreal, Canada. Los autores de este estudio han publicado últimamente que la velocidad de reacción de la calcopirita se controló, al menos en parte, mediante un mecanismo pasivante no relacionado con la formación de sulfuro.
Generalmente es conocido que los procedimientos hidrometalúrgicos, particularmente los procedimientos de lixiviación por presión son sensibles al tamaño de partícula. Así, es una práctica común en el sector de la hidrometalurgia extractiva dividir finamente, triturar y/o moler las especies minerales para reducir los tamaños de partícula antes del tratamiento mediante lixiviación por presión. Por ejemplo, la patente US nº 5.232.491 de Corrans et al, titulada "Activation of Mineral Species" enseña un procesado para activar especies minerales para la hidrometalurgia oxidativa moliendo las especies a P80 de aproximadamente 30 micras o menos. Además, la Publicación Internacional nº WO 01/00890 de Anglo american PLC, titulada "Process for the Extraction of Copper", trata la lixiviación por presión de partículas de sulfuro de cobre (P80 de 5 a 20 micras) en presencia de un material tensioactivo a temperaturas comprendidas entre 130ºC y 160ºC. De acuerdo con los datos de los ensayos indicados a continuación en esta publicación, la lixiviación por presión de la calcopirita bajo estas condiciones dio como resultado extracciones de cobre un tanto favorables en el intervalo de aproximadamente 88,2 a aproximadamente 97,9%.
Generalmente, se ha apreciado que reduciendo el tamaño de partícula de una especie mineral, como por ejemplo sulfuro de cobre, permite la lixiviación por presión bajo condiciones menos extremas de presión y temperatura. Sin embargo, en la presente invención se observa que además de ser sensible a la distribución total de tamaños de partícula de las especies minerales procesadas, los procedimientos de lixiviación por presión -a saber, extracción de cobre mediante procedimientos de lixiviación por presión a temperatura media- son sensibles a los tamaños de partícula más gruesos en la corriente del procedimiento por encima de 25 micras. De hecho, las fotomicrografías de residuo de autoclave de material de alimentación calcopirita triturada gruesa (por ejemplo, P80 entre aproximadamente 30 y 100 micras) han indicado que partículas de calcopirita sin reaccionar más gruesas que aproximadamente 20 micras se encapsularon en sulfuro elemental. Se observó que muy pocas partículas de calcopirita más finas que aproximadamente 10 micras permanecieron en el residuo.
Resultaría ventajoso un procedimiento efectivo y eficiente para recuperar cobre de materiales que contienen cobre, particularmente cobre de sulfuros de cobre como calcopiritas y calcocitas, que permita elevadas proporciones de recuperación a un coste reducido frente a las técnicas de procesado convencionales.
Sumario de la invención
De acuerdo con todo lo anterior, la invención proporciona un procedimiento como el que se define en la reivindicación 1. En las reivindicaciones dependientes se presentan formas de realización ventajosas. Mientras la forma en la que la presente invención se refiere a las deficiencias y desventajas de la técnica anterior se describe a continuación con gran detalle, en general, de acuerdo con varios aspectos de la presente invención, un procedimiento para la recuperación de cobre y otros metales valiosos a partir de material que contiene metal incluye varios procedimientos de acondicionamiento físico, reactivos y de recuperación. En particular, el molido superfino controlado del material que contiene metal antes del procesado reactivo intensifica la recuperación de cobre y/u otros metales valiosos deseados. De acuerdo con varias formas de realización de la presente invención, el molido superfino controlado del material que contiene metal antes del procesado de lixiviación por presión a temperatura media tiene como resultado la intensificación de la recuperación del metal valioso y varias ventajas diferentes frente a los procedimientos de recuperación de metal de la técnica anterior.
De acuerdo con una forma de realización ejemplar de la presente invención, un procedimiento para la recuperación de cobre a partir de material que contiene cobre incluye generalmente las etapas siguientes: (i) proporcionar una corriente de alimentación que contiene el material que contiene cobre; (ii) someter la corriente de alimentación que contiene cobre a un procedimiento de molido superfino controlado; (iii) lixiviar por presión la corriente de alimentación que contiene cobre, resultando una disolución que contiene cobre; y (iv) recuperar el cobre catódico a partir de la disolución que contiene cobre. Como se usa en la presente memoria, el término "lixiviación por presión" se refiere a un procedimiento de recuperación de metal en que el material entra en contacto con una disolución ácida y oxígeno bajo condiciones de temperatura y presión elevadas. En un aspecto de una forma de realización preferible de la invención, se puede conseguir una recuperación del 98 por ciento mientras aún se producen varios beneficios económicos importantes. En otro aspecto de una forma de realización preferida de la invención, el uso de un agente dispersante durante la lixiviación por presión disminuye la aglomeración indeseable del elemento sulfuro en el recipiente de lixiviación por presión y la pasivación de las partículas de material sin reaccionar que contiene cobre mediante sulfuro elemental líquido. Además, en otro aspecto de una forma de realización preferida de la invención, se reduce el consumo de ácido, dando lugar a un menor requerimiento de ácido de ajuste.
Ésta y otras ventajas de un procedimiento según varios aspectos de la presente invención resultarán evidentes para los expertos en la materia al leer y entender la siguiente descripción detallada haciendo referencia a las figuras adjuntas.
Breve descripción de los dibujos
El objeto de la presente invención se indica particularmente y se reivindica claramente en la parte final de la memoria. Sin embargo, en aras de una mejor comprensión de la presente invención se hará referencia a la descripción detallada y las reivindicaciones consideradas junto a las figuras del dibujo, en las que los números de referencia similares designan elementos similares, y en los que:
la Fig. 1 ilustra un diagrama de flujo de un procedimiento de recuperación de cobre según la presente invención;
la Fig. 2 ilustra un diagrama de flujo de un procedimiento de recuperación de cobre según otra forma de realización de la presente invención; y
la Fig. 3 ilustra un perfil gráfico de la extracción de cobre como función de la temperatura y el tiempo según varias formas de realización de la presente invención.
Descripción detallada de las formas de realización ejemplares
La presente invención muestra avances significativos frente a procedimientos de la técnica anterior, particularmente con respecto a las proporciones de recuperación y a la eficiencia del procedimiento. Además, los procedimientos de recuperación de cobre existentes que utilizan una secuencia convencional del procedimiento lixiviación atmosférica o por presión/extracción de solvente/extracción por vía electrolítica, en muchos ejemplos, se pueden retroalimentar fácilmente para explotar los múltiples beneficios comerciales que proporciona la presente invención.
Haciendo referencia a la Fig. 1, según varios aspectos de la presente invención, se proporciona un material 102 que contiene metal al procedimiento. El material 102 que contiene metal puede ser una mena, un concentrado, o cualquier otro material a partir del que se pueda recuperar cobre y/u otros metales valiosos. Los metales valiosos como, por ejemplo, cobre, oro, plata, cinc, metales del grupo del platino, níquel, cobalto, molibdeno, renio, uranio, metales de tierras raras y similares, se pueden recuperar a partir de materiales que contienen metal según varias formas de realización de la presente invención. Sin embargo, varios aspectos y formas de realización de la presente invención, resultan particularmente ventajosos en conexión con la recuperación de cobre de menas de sulfuro de cobre, como por ejemplo, menas y/o concentrados que contienen calcopirita (CuFeS_{2}), chalcocita (Cu_{2}S), bornita (Cu_{5}FeS_{4}) y covelita (CuS), y sus mezclas. Así, el material 102 que contiene metal es preferentemente una mena o concentrado de cobre, y más preferentemente, es una mena o concentrado de sulfuro de cobre.
El material 102 que contiene metal se puede preparar mediante procedimientos de recuperación de metal de cualquier manera que permita que las condiciones del material 102 que contiene metal -tales como, por ejemplo, composición y concentración de los componentes- sean apropiadas para el procedimiento de procesado escogido, ya que tales condiciones pueden afectar la eficacia y la eficiencia global de las operaciones de procesado. La composición deseada y los parámetros de concentración de los componentes se pueden conseguir a través de una variedad de etapas del procesado químico y/o físico, la elección de los cuales dependerá de los parámetros operativos del esquema de procesado escogido, el coste del equipo y las especificaciones del material. Por ejemplo, como se discute con cierto detalle a continuación, el material 102 que contiene metal se puede someter a molido, flotación, mezcla y/o formación de lodo, así como acondicionamiento químico y/o físico antes y/o después de la etapa de molido superfino controlado.
Según un aspecto de la presente invención, el material 102 que contiene metal se prepara para el procedimiento de recuperación de metal mediante molido superfino controlado por etapas. Se consigue una distribución uniforme de tamaños de partícula ultrafina, ya que los resultados experimentales sugieren que la extracción de cobre mediante lixiviación por presión a temperatura media es sensible a los tamaños más gruesos de las partículas del material que contiene cobre en la corriente del procedimiento. Como se comenta anteriormente, las fotomicrografías del residuo de la lixiviación por presión a temperatura media a partir de material de alimentación calcopirita molida gruesa (por ejemplo, material de alimentación no sujeto al molido superfino controlado según la presente invención) han indicado que las partículas de calcopirita sin reaccionar más gruesas que aproximadamente 20 micras se encapsularon en sulfuro elemental. Sin embargo, se observó que muy pocas partículas de calcopirita más finas que aproximadamente 10 micras permanecieron en el residuo. La presente invención ha conseguido avances en la técnica de la hidrometalurgia del cobre, al reconocer que no sólo es ventajosos reducir el tamaño de las partículas de material que contienen cobre en la corriente del procedimiento, sino asegurar también que se minimiza la proporción entre tamaño y peso de las partículas más gruesas. Así, mientras la técnica anterior generalmente enseña a dividir finamente, triturar y/o moler las especies minerales antes del procedimiento hidrometalúrgico extractivo, como por ejemplo, aproximadamente el 80 por ciento de las partículas son menores de cierto tamaño (por ejemplo, P80 menor que aproximadamente 20 micras, véase la Publicación Internacional nº WO 01/0890; P80 menor que aproximadamente 30 micras, véase la patente U.S. nº 5.232.491; etc.), la técnica anterior permite generalmente que una fracción significativa (por ejemplo, al menos del 20 por ciento) de las partículas en la corriente del procedimiento sean mayores que aproximadamente 20 micras. Como se mencionó anteriormente, las partículas con un espesor superior a 20 micras han demostrado no reaccionar completamente durante el procedimiento de lixiviación a temperatura media, sino ocluirse por reacción con sulfuro elemental y/o otros subproductos. Se pueden conseguir ventajas significativas en la eficiencia del procedimiento y las proporciones de recuperación de cobre permitiendo que substancialmente todas las partículas reaccionen completamente. Por ejemplo, las distribuciones P80 y otras formas similares de expresión de las distribuciones del tamaño generalmente no permiten tales resultados.
Como se usa en la presente memoria, el término "molido superfino controlado por etapas" se refiere a cualquier procedimiento en el que el tamaño de partícula del material que se procesa se reduce de tal modo que sustancialmente todas las partículas son suficientemente pequeñas para reaccionar substancialmente de forma completa durante la lixiviación por presión a temperatura media. De acuerdo con la presente invención, la corriente de material que contiene cobre tiene una distribución de tamaño de partícula de aproximadamente el 98 por ciento entre aproximadamente 10 y aproximadamente 23 micras, y de forma óptima de aproximadamente 13 a aproximadamente 15 micras. Estas distribuciones de tamaño de partícula se determinaron mediante el uso de un analizador óptico de tamaño de partícula Malvern. Sin embargo, se pueden utilizar otros procedimientos y aparatos.
De acuerdo con un aspecto de una forma de realización ejemplar de la invención, se puede conseguir satisfactoriamente el molido superfino controlado por etapas de concentrados de calcopirita con un tamaño de partícula al recibirlos de aproximadamente un 98 por ciento que pasa por 172 micras usando un aparato de molido ultrafino Isamill, un molino de bolas con eje de agitación horizontal con deflectores, desarrollado conjuntamente por Mount Isa Mines (MIM), Australia y Netzsch Feinmahltechnik, Alemania. Si se usa un Isamill, el medio de molido usado es preferentemente 1,2/2,4 mm ó 2,4/2,8 mm de arena Colorado, disponible en Oglebay Norton Industrial Sands Inc., colorado Springs, Colorado. Estas arenas de sílice muestran características deseables, tales como redondez y esfericidad. Sin embargo, se puede usar cualquier medio de molido que permita alcanzar la distribución de partículas deseada, el tipo y tamaño de las cuáles puede depender de la aplicación escogida, el tamaño del producto deseado, las especificaciones del fabricante del aparato de molido, y similares. Los ejemplos de medios incluyen arena, sílice, granos de metal, granos cerámicos y bolas cerámicas.
El molido de acuerdo con la presente invención se realiza por etapas o en circuito cerrado. Es decir, las partículas más gruesas del material 102 que contiene metal se muelen de forma apropiada al nivel deseado, mientras que las partículas por debajo o ya al nivel deseado no se someten a un molido adicional. Así, se puede obtener un ahorro en los costes en relación con las operaciones de molido, al tiempo que se limita la proporción entre el tamaño y el peso de las partículas más gruesas.
De nuevo haciendo referencia a la Fig. 1, después de que el material 102 que contiene metal se ha preparado de forma apropiada para el procesado mediante el molido superfino controlado por etapas 104 y, opcionalmente otros procedimientos de acondicionamiento físico y/o químico por etapas, se somete a una etapa de procesado reactivo 106, por ejemplo, extracción del metal. Sin embargo la etapa de procesado reactivo 106 puede ser cualquier procedimiento o reacción apropiada que ponga el cobre del material 102 que contiene cobre en una condición tal, que se pueda a un procedimiento posterior de recuperación de cobre. De acuerdo con una de las formas de realización de la presente invención, la etapa de procesado reactivo 106 comprende la lixiviación por presión a temperatura media, la etapa de procesado reactivo 106 es un procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media que funciona a una temperatura en el intervalo de aproximadamente 140ºC a aproximadamente 180ºC y más preferentemente en el intervalo de aproximadamente 150ºC a aproximadamente 175ºC. Generalmente, la presente invención ha encontrado que temperaturas por encima de 160ºC, y más preferentemente en el intervalo de aproximadamente 160ºC o aproximadamente 165ºC hasta aproximadamente 175ºC son útiles en relación con varios aspectos de la presente invención.
De acuerdo con un aspecto particularmente preferido de la presente invención, el intervalo de temperatura óptimo seleccionado para la operación tenderá a maximizar la extracción de cobre y otros metales, minimizar el consumo de ácido, y de este modo minimizar los requerimientos de ajuste de ácido. Esto es, a mayores temperaturas, el sulfuro generalmente se convierte en sulfato, de acuerdo con la reacción siguiente:
(1)4CuFeS_{2} + 17O_{2} + 4H_{2}O \rightarrow 2Fe_{2}O_{3} +4Cu^{2+} + 8H^{+} + 8SO_{4}{}^{2-}
Sin embargo, a niveles de ácido elevados, la extracción de cobre se vuelve más lenta, probablemente debido a las características de humectación del sulfuro elemental. A temperaturas más bajas, el ácido generalmente se consume y el sulfuro elemental se forma según la siguiente reacción:
(2)4CuFeS_{2 +} 8H^{+} + 5O_{2} \rightarrow 2Fe_{2}O_{3} +4Cu^{2+} + 8S^{o} + 4H_{2}O
Preferentemente, de acuerdo con la presente invención, la temperatura se selecciona de forma apropiada para alcanzar un equilibrio ventajoso entre las reacciones (1) y (2), pero tendiendo a reducir el consumo de ácido y de este modo los costes asociados con el ajuste de ácido, pero sin sacrificar la extracción de cobre.
La etapa de procesado reactivo 106 se puede realizar en cualquier recipiente de lixiviación por presión diseñado adecuadamente para contener la mezcla de lixiviación por presión a las condiciones de temperatura y presión deseadas para el requisito del tiempo de residencia de la lixiviación por presión. De acuerdo con un aspecto de una forma de realización preferida de la invención, el recipiente de lixiviación por presión usado en la etapa de procesado reactivo 106 es un recipiente de lixiviación por presión agitado, multicompartimento. Sin embargo, dentro del alcance de la presente invención se debe tener en cuenta que se puede utilizar cualquier recipiente de lixiviación por presión que permita de forma apropiada preparar para la recuperación el material 102 que contiene cobre.
\newpage
Durante la etapa de procesado reactivo 106, el cobre y/u otros metales valiosos se pueden solubilizar o liberar de otro modo en una preparación para el posterior procedimiento de recuperación. Se puede usar cualquier sustancia que sirva de ayuda en la solubilización del metal valioso y de este modo en la liberación del metal valioso del material que contiene metal. Por ejemplo, en caso de que el cobre sea el metal que se recupera, un ácido como el ácido sulfúrico se puede poner en contacto con el material que contiene cobre de manera que el cobre se puede solubilizar para las etapas de recuperación posteriores. Sin embargo, dentro del alcance de la presente invención se debe tener en cuenta que se puede utilizar cualquier procedimiento de solubilización de metales valiosos en la preparación para las etapas de recuperación posteriores.
Después de someter el material 102 que contiene cobre a la etapa de procesado reactivo 106, el cobre y/u otros metales valiosos que están disponibles para el procesado reactivo se someten a uno o varios procedimientos de recuperación de metal. En referencia de nuevo a la Fig. 1, el procedimiento de recuperación 110 del metal puede ser cualquier procedimiento para la recuperación de cobre y/u otros metales valiosos, y puede incluir cualquier número de etapas de acondicionamiento o preparatorios (etapa 108 opcional). Por ejemplo, una disolución que contiene cobre se puede preparar y acondicionar para la recuperación mediante una o varias etapas de procesado químico y/o físico. La corriente de producto de la etapa de procesado reactivo 106 se puede acondicionar para ajustar la composición, las concentraciones de componente, el contenido de sólidos, el volumen, la temperatura, la presión y/u otros parámetros físicos y/o químicos a los valores deseados y de este modo formar una disolución apropiada que contiene cobre. Generalmente, una disolución que contiene cobre acondicionada de forma adecuada contendrá una concentración relativamente alta de cobre soluble, por ejemplo, sulfato de cobre, en una disolución ácida y preferentemente contendrá pocas impurezas. Además, las condiciones de la disolución que contiene cobre preferentemente se mantienen substancialmente constantes para mejorar la calidad y uniformidad del producto de cobre recuperado en último
lugar.
En un aspecto de una forma de realización preferida de la presente invención el acondicionamiento de una disolución que contiene cobre para la recuperación de cobre en un circuito de extracción por vía electrolítica empieza ajustando ciertos parámetros físicos del lodo del producto de la etapa de procesado reactivo. En un aspecto preferido de esta forma de realización de la invención, en que la etapa de procesado reactivo es la lixiviación por presión a temperatura media, es deseable reducir la temperatura y la presión del lodo del producto a aproximadamente condiciones ambientales. Un procedimiento preferido para ajustar la temperatura y presión características del lodo del producto que contiene cobre de una etapa de lixiviación por presión a temperatura media es la inflamación atmosférica. Además, los gases inflamados, los sólidos, las disoluciones y el vapor se pueden tratar de forma opcional, por ejemplo, con el uso de un lavador Venturi en que el agua se puede recuperar y se puede evitar que los materiales peligrosos pasen al medio ambiente.
De acuerdo con otros aspectos de esta forma de realización preferida, después de que el lodo del producto se haya sometido a inflamación atmosférica usando, por ejemplo, un tanque de inflamación, para conseguir unas condiciones ambientales de presión y temperatura, el lodo del producto se puede seguir acondicionando en preparación de etapas posteriores de recuperación del metal valioso. Por ejemplo, se pueden usar una o varias etapas de separación de fases sólido-líquido para separar la disolución metálica solubilizada de las partículas de sólido. Esto se puede llevar a cabo de cualquier forma convencional, incluyendo el uso de sistemas de filtración, circuitos de decantación contracorriente (CCD), agentes espesantes, etc. Una variedad de factores, tales como el balance material del procedimiento, las regulaciones ambientales, la composición del residuo, las consideraciones económicas y similares, pueden afectar a la decisión de emplear o no un circuito CCD, un agente espesante, un filtro o cualquier otro dispositivo apropiado en un aparato de separación sólido-líquido. Sin embargo, dentro del alcance de la presente invención se debe tener en cuenta que se puede utilizar cualquier técnica de acondicionamiento del lodo del producto para la recuperación del metal valioso.
Como se explica con mayor detalle a continuación, las fases sólidas separadas se pueden seguir sometiendo a etapas de procesado posteriores, incluyendo recuperación del metal precioso u otro metal valioso, como por ejemplo, recuperación de oro, plata, metales del grupo del platino, molibdeno, cinc, níquel, cobalto, uranio, renio, metales de tierras raras y similares, por cianuración u otras técnicas. Como alternativa, los sólidos separados se pueden almacenar o desechar.
El líquido separado de un aparato de separación sólido-líquido también pude someterse a series de etapas de acondicionamiento para preparar el cobre solubilizado en su interior para la recuperación. Por ejemplo, el líquido separado se puede someter a varias adiciones de reactivo y/o etapas de extracción de disolvente para poner el cobre en un estado tal, que el cobre sea sensible a las técnicas convencionales de recuperación de cobre. Además, el acondicionamiento posterior y/o las etapas de procesado pueden tener lugar de tal forma que las proporciones de recuperación sean lo más eficientes posible.
Después de las etapas de preparación deseadas, la corriente de producto de lixiviación por presión se somete a la etapa de recuperación de cobre deseada. La etapa de recuperación de cobre puede incluir cualquier procedimiento o procedimientos apropiados de acondicionamiento y/o recuperación de cobre, por ejemplo, extracción por vía electrolítica, precipitación, extracción de disolvente (a veces denominada extracción en disolución o intercambio iónico líquido), intercambio iónico, y/o flotación, y preferentemente da como resultado un producto de cobre relativamente puro.
En una forma de realización ejemplar de la presente invención ilustrada en la Fig. 2, se introduce una corriente de alimentación que contiene cobre 20, la cual contiene un material que contiene cobre, para la recuperación del metal valioso. El cobre en el material que contiene cobre puede estar en cualquier forma a partir de la cual se pueda extraer el cobre, como óxido de cobre o sulfuro de cobre, por ejemplo, calcopirita (CuFeS_{2}), chalcocita (Cu_{2}S), bornita (Cu_{5}FeS_{4}) y covelita (CuS). El material que contiene cobre también puede incluir cualquier número de una variedad de otros metales, tales como oro, plata, metales del grupo del platino, cinc, níquel, cobalto, molibdeno, renio, metales de tierras raras, uranio, y/o sus mezclas.
La corriente de alimentación de material que contiene cobre se puede introducir de cualquiera de las maneras en que las condiciones de la corriente de alimentación sean apropiadas para el aspecto de lixiviación por presión a temperatura media de la presente invención. Por ejemplo, las condiciones de la corriente de alimentación como el tamaño de partícula, la composición, y las concentraciones de los componentes pueden afectar a la efectividad y eficacia global de la lixiviación por presión a temperatura media.
De acuerdo con un aspecto de la invención, el material de alimentación que contiene cobre se puede triturar para facilitar el transporte fluido y/o optimizar las condiciones de entrada para la operación de molido superfino controlado por etapas. Actualmente están disponibles una variedad de técnicas y dispositivos aceptables para la reducción del tamaño de partícula del material que contiene cobre, tales como molinos de bolas, molinos de torre, molinos de trituración, molinos de desgaste, molinos agitados, molinos horizontales y similares, y después se pueden desarrollar técnicas adicionales que pueden alcanzar el resultado deseado de reducir el tamaño de partícula del material que contiene cobre que se tiene que transportar.
La Fig. 2 ilustra una forma de realización de la presente invención en que una corriente de material que contiene cobre 24 es un concentrado de sulfuro de cobre, como un concentrado de calcopirita. En un aspecto de una forma de realización preferida de la presente invención, la corriente de material que contiene cobre 24 se introduce a partir de un tanque o pila de regulación (no representado) en una unidad de molido superfino controlado 206. El agua del procedimiento 22 se añade preferentemente a la corriente de material que contiene cobre 24 para aportar el porcentaje de sólidos a la densidad de pulpa óptima especificada por la unidad de molido superfino controlado 206. En la preparación del procesado de lixiviación por presión (etapa 208), el tamaño de partícula de la corriente de material que contienen cobre 24 se reduce en una unidad de molido superfino controlado 206. La unidad de molido superfino controlado 206 puede comprender cualquier aparato o combinación de aparatos de molido o triturado apropiados para producir una distribución fina de tamaños de partícula para el molido de la corriente de material que contiene cobre 26. Para este propósito están disponibles una variedad de aparatos, incluyendo por ejemplo, molinos de bolas, molinos de torre, molinos de desgaste, molinos agitados, molinos horizontales y similares, y después se pueden desarrollar técnicas y aparatos adicionales que pueden alcanzar el molido superfino controlado por etapas aquí descrito. Como se ha mencionado anteriormente, el molido de acuerdo con la presente invención se realiza por etapas o en circuito cerrado. Es decir, las partículas más gruesas del material que contiene metal 102 se muelen adecuadamente hasta un nivel deseado, mientras que las partículas que ya se encuentran al nivel deseado no se someten a otro molido.
El molido superfino controlado por etapas sirve para muchas funciones ventajosas para el procesado hidrometalúrgico de los sulfuros de cobre, tal como la calcopirita. Primero, aumenta el área superficial de las partículas de sulfuro de cobre, incrementando así la cinética de la reacción. Además, el molido superfino controlado por etapas aumenta la liberación de partículas de mineral sulfuro de cobre a partir de ganga y reduce la abrasión por lodos de sulfuro de cobre de manera que el lodo se puede introducir más fácilmente en la unidad de lixiviación por presión. De acuerdo con un aspecto de la presente invención, el tamaño de partícula de la corriente de material que contiene cobre se reduce mediante molido superfino controlado por etapas hasta un 98 por ciento del tamaño aceptado (por ejemplo, P98) o desde aproximadamente 10 a aproximadamente 23 micras, y más preferentemente de aproximadamente 13 a aproximadamente 15 micras.
En un aspecto de una forma de realización preferida de la presente invención, el molido superfino controlado por etapas, el molido superfino controlado por etapas del material que contiene cobre 26 se combina con un líquido 28 para formar una corriente de entrada 27 que contiene cobre. Preferentemente, el líquido comprende agua de procedimiento pero se puede usar cualquier líquido apropiado, como por ejemplo, refinados reciclados, disolución cargada de lixiviación, o un electrolito pobre.
La combinación del líquido 28 con el material que contiene cobre 26 con molido superfino controlado se puede realizar usando una o varias técnicas y aparatos, como por ejemplo, mezclado en línea o usando un tanque de mezcla u otro recipiente apropiado. De acuerdo con un aspecto preferible de esta realización, la corriente de material se concentra, siendo el material que contiene cobre del orden de menos de un 50 por ciento en peso de la corriente, y preferentemente un 40 por ciento en peso de la corriente. Sin embargo, se pueden usar otras concentraciones apropiadas para el transporte y posterior procesado.
Continuando con la referencia a la Fig. 2, la corriente de entrada 27 se introduce de forma apropiada en un recipiente de lixiviación por presión para llevar a cabo la lixiviación por presión a temperatura media; así, el recipiente de lixiviación por presión comprende preferentemente un recipiente de lixiviación por presión agitado multicompartimento 208. Como se menciona anteriormente en detalle, la corriente de entrada 27 tiene preferentemente un tamaño de partícula sólida dimensionado de forma apropiada de manera que la distribución de tamaños de no más de un 2% del material concentrado que contiene cobre sea mayor que aproximadamente 23 micras (por ejemplo, P98 menor de aproximadamente 23 micras). De acuerdo con un aspecto preferido de esta forma de realización, la corriente de entrada 27 tiene una relación sólido-líquido preferible en el intervalo de un 5 por ciento a un 50 por ciento de sólidos en peso, y preferentemente de un 10 por ciento a un 35 por ciento de sólidos en peso.
Cualquier agente capaz de ayudar en la solubilización del cobre, como por ejemplo el ácido sulfúrico, se puede añadir durante el procedimiento de lixiviación por presión de varias maneras. Por ejemplo, este ácido se puede introducir en una corriente de refrigeración introducida mediante la recirculación de la disolución de refinados 56 a partir de la etapa de extracción de disolvente 214 y/o mediante la producción durante la lixiviación por presión de un ácido sulfúrico a partir de la oxidación de minerales sulfuro en el lodo de alimentación. Sin embargo, dentro del alcance de la presente invención se debe tener en cuenta que se puede utilizar cualquier procedimiento de introducción para la solubilización del cobre. La cantidad de ácido añadida durante la lixiviación por presión se equilibra preferentemente según el ácido necesario para optimizar la extracción de cobre. Cuando se consigue una recuperación de cobre óptima, el sulfuro elemental formado como subproducto de la reacción se asocia íntimamente con el subproducto hematita y precipita y generalmente no impacta significativamente en la reacción de lixiviación del cobre. Sin embargo, con dosis de ácido elevadas (por ejemplo, muy superiores al estequiométrico), la cantidad de hematita precipitada en el recipiente de lixiviación por presión generalmente disminuye y el subproducto sulfuro elemental puede encapsular y/o pasivar partículas de calcopirita que no han reaccionado. Además, el sulfuro puede formar aglomerados. La formación de estos aglomerados de sulfuro elemental - o "prills" de sulfuro, como se llaman a veces- generalmente se asocia con una disminución de la recuperación de cobre, como se ha mencionado anteriormente.
La cantidad de ácido introducida en el recipiente de lixiviación por presión a temperatura media 208 depende de las condiciones de la reacción. En ciertos casos, se introduce ácido de ajuste del orden de aproximadamente 300 a aproximadamente 650 kilogramos por tonelada de concentrado, o menos; sin embargo, a temperaturas mayores es necesario menos ácido de ajuste. Por ejemplo, a 160ºC se consiguió una extracción de cobre del 98,0% con un consumo químico neto de ácido de 320 kg/tonelada.
Se consiguió una extracción de cobre del 98,0% a 170ºC con un consumo químico neto de ácido de 250 kg/tonelada. A 180ºC, se consiguió una extracción de cobre del 98,1% con un consumo químico neto de ácido de 225 kg/tonelada (sin embargo, durante este ensayo se pueden haber formado prills y por tanto puede variar la extracción de cobre real).
El procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media en el recipiente de lixiviación por presión 208 se realiza de una forma diseñada de manera apropiada para favorecer substancialmente la solubilización completa del cobre. Varios parámetros influyen en el procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media. Por ejemplo, durante la lixiviación por presión puede ser deseable introducir materiales para intensificar el procedimiento de lixiviación por presión. De acuerdo con un aspecto de la presente invención, durante la lixiviación por presión en el recipiente de lixiviación por presión 208, se inyecta oxígeno suficiente 31 dentro del recipiente para mantener una presión parcial de oxígeno de aproximadamente 50 a aproximadamente 200 psi, preferentemente aproximadamente de 75 a aproximadamente 150 psi, y más preferentemente de aproximadamente 100 a aproximadamente 125 psi. Además, debido a la naturaleza del procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media, la presión operativa total en el recipiente de lixiviación por presión 208 es generalmente superatmosférica, preferentemente de aproximadamente 100 a aproximadamente 750 psi, más preferentemente de aproximadamente 300 a aproximadamente 700 psi y más preferentemente de aproximadamente 400 a aproximadamente 600 psi.
El tiempo de residencia para el procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media puede variar, dependiendo de factores tales como, por ejemplo, las características del material que contiene cobre y la presión operativa y la temperatura del recipiente de lixiviación por presión. En un aspecto de una forma de realización preferida de la invención, el tiempo de residencia para la lixiviación por presión a temperatura media de la calcopirita está comprendida entre aproximadamente 30 y aproximadamente 180 minutos, más preferentemente de aproximadamente 60 a aproximadamente 120 minutos y más preferentemente del orden de aproximadamente 90 minutos.
El control del procedimiento de lixiviación por presión, incluyendo el control de la temperatura en el recipiente de lixiviación por presión 208 se puede realizar mediante cualquier procedimiento convencional o inventado de aquí en adelante. Por ejemplo, con respecto al control de la temperatura, preferentemente el recipiente de lixiviación por presión incluye una figura de control de la temperatura de realimentación. Por ejemplo, de acuerdo con un aspecto de la invención, la temperatura del recipiente de lixiviación por presión 208 se mantiene en el intervalo comprendido entre aproximadamente 140ºC y aproximadamente 180ºC y más preferentemente en el intervalo comprendido entre aproximadamente 150ºC y aproximadamente 175ºC. Generalmente, la presente invención ha descubierto que temperaturas por encima de aproximadamente 160ºC, y más preferentemente en el intervalo comprendido entre aproximadamente 160ºC o aproximadamente 165ºC hasta aproximadamente 175ºC son útiles en relación con varios aspectos de la presente invención. Debido a la naturaleza exotérmica de la lixiviación por presión de sulfuros metálicos, el calor generado por la lixiviación por presión a temperatura media es generalmente más del que se necesita para calentar el lodo de alimentación 27 a la temperatura operativa deseada. Así, para mantener la temperatura de lixiviación por presión preferida, se puede introducir un líquido de refrigeración dentro del recipiente de lixiviación por presión durante la lixiviación por presión. De acuerdo con un aspecto de esta forma de realización de la presente invención, un líquido de refrigeración preferentemente entra en contacto con la corriente de alimentación en el recipiente de lixiviación por presión 208 durante la lixiviación por presión. El líquido de refrigeración puede comprender agua de reposición, pero puede ser cualquier fluido de refrigeración apropiado del interior del procedimiento de refinado o de una fuente externa, como una fase líquida reciclada del lodo del producto o una mezcla de fluidos de refrigeración. El líquido de refrigeración se puede introducir dentro del recipiente de lixiviación por presión 208 a través de la misma entrada que el lodo de alimentación, o como alternativa, de cualquier manera que efectúe refrigeración en el lodo de alimentación 27. La cantidad de líquido de refrigeración añadido al lodo de alimentación 27 durante la lixiviación por presión puede variar según la cantidad de minerales sulfuro y la densidad de la pulpa del lodo de alimentación 27, así como otros parámetros del procedimiento de lixiviación por presión. En un aspecto preferido de esta forma de realización de la invención, se añade una cantidad suficiente de líquido de refrigeración al recipiente de lixiviación por presión 208 para proporcionar un contenido en sólidos en el lodo del producto 32 del orden de menos de aproximadamente 50% de sólidos en peso, más preferentemente en el intervalo comprendido entre aproximadamente 3 y aproximadamente 35% de sólidos en peso, y con la mayor preferencia en el intervalo de aproximadamente 8 y aproximadamente 20% de sólidos en peso.
De acuerdo con un aspecto preferido de la presente invención, la lixiviación por presión a temperatura media 208 de la corriente de entrada 27 se realiza en presencia de un agente dispersante 30. Los agentes dispersantes apropiados, útiles según este aspecto de la presente invención incluyen, por ejemplo, compuestos orgánicos como derivados de lignina, como por ejemplo lignosulfonatos cálcicos y sódicos, compuestos tanino, como por ejemplo quebracho, ortofenilendiaminas (OPD), alquilsulfonatos, como por ejemplo alquilbencensulfonatos sódicos, y combinaciones de ellos. El agente dispersante 30 puede ser cualquier compuesto que resista la degradación substancial en el intervalo de temperatura de la lixiviación por presión a temperatura media (por ejemplo, de aproximadamente 140ºC a aproximadamente 180ºC) y que consigue el resultado deseado de evitar que el sulfuro elemental producido durante el procedimiento de lixiviación por presión a temperatura media -y presente de este modo en el recipiente de lixiviación por presión- se aglomere y humedezca la superficie del material procesado que contiene cobre. El material dispersante 30 se puede introducir en el recipiente de lixiviación por presión 208 en una cantidad y/o a una concentración suficiente para conseguir el resultado deseado. En un aspecto de una forma de realización preferida de la invención, se pueden obtener resultados favorables durante la lixiviación por presión de la calcopirita usando lignosulfonato cálcico en una cantidad de aproximadamente 2 a aproximadamente 20 kilogramos por tonelada, y más preferentemente en una cantidad de aproximadamente 10 kilogramos por tonelada de concentrado de calcopirita.
De acuerdo con un aspecto preferido de la forma de realización de la invención ilustrada en la Fig. 2, el lodo del producto 32 del recipiente de lixiviación por presión 208 se puede inflamar en un tanque inflamación atmosférica 210 u otro recipiente apropiado para liberar presión y enfriar evaporativamente el lodo del producto 32 a través de la liberación de vapor dando lugar al lodo del producto inflamado 34. Dependiendo de las configuraciones y específicas del equipo del procedimiento y las especificaciones, se puede emplear más de una etapa de inflamación. El lodo del producto inflamado 34 tiene preferentemente una temperatura en el intervalo comprendido entre aproximadamente 90ºC y aproximadamente 105ºC, una concentración de cobre de aproximadamente 35 a aproximadamente 60 gramos/litro y una concentración de ácido de aproximadamente 10 a aproximadamente 60 gramos/litro.
Haciendo aún referencia a la Fig. 2, el lodo del producto inflamado 34 se puede dirigir a un aparato de separación sólido-líquido 212, como un circuito CCD. Como alternativa, el aparato de separación sólido-líquido puede comprender, por ejemplo, un agente espesante o un filtro. En un aspecto de una forma de realización preferida de la invención, la etapa de separación sólido-líquido 212 se puede llevar a cabo con un CCD convencional utilizando lavado convencional contracorriente de la corriente de residuo para recuperar el cobre lixiviado al producto en disolución que contiene cobre y para minimizar la cantidad de cobre soluble que avanza hacia procedimientos de recuperación de metal precioso o el almacenamiento. Preferentemente se utilizan elevadas proporciones de lavado para intensificar la efectividad de la etapa de separación sólido-líquido -es decir, se añaden cantidades relativamente grandes de agua de lavado a la corriente de residuo en el circuito CCD 212. Preferentemente, el lodo del producto inflamado 34 se diluye con el agua de lavado en el circuito CCD 212 formando una disolución que contiene cobre con una concentración de cobre de aproximadamente 30 a aproximadamente 60 gramos/litro.
Dependiendo de su composición, la corriente de residuo 58 de un aparato de separación sólido-líquido 212 se puede disponer o someter a otro procesado, como por ejemplo la recuperación de metal precioso. Por ejemplo, si la corriente de residuo 58 contiene una fracción de oro significativa económicamente, puede ser deseable recuperar esta fracción de oro mediante un procedimiento de cianuración u otro procedimiento de recuperación apropiado. Si el oro u otros metales preciosos se tiene que recuperar de la corriente de residuo 58 mediante técnicas de cianuración, preferentemente se minimiza el contenido de contaminantes en la corriente, como sulfuro elemental, precipitados de hierro, y minerales de cobre sin reaccionar. Tales materiales favorecen generalmente un elevado consumo de reactivo en el procedimiento de cianuración e incrementan así el gasto de la operación de recuperación del metal precioso. Además, como se menciona anteriormente, es preferible usar una gran cantidad de agua de lavado u otros diluyentes durante el procedimiento de separación sólido-líquido para mantener niveles bajos de cobre y ácido en el residuo CCD para intentar optimizar las condiciones de la corriente de residuo para la recuperación de metal precioso.
Haciendo referencia aún a la Fig. 2, de acuerdo con varios aspectos de la presente invención, la recuperación de cobre se puede conseguir mediante extracción del disolvente convencional y técnicas de extracción por vía electrolítica. Por ejemplo, una disolución de dilución 38 puede entrar en contacto con el líquido separado 36 del aparato de separación sólido-líquido 212 para reducir la concentración de ácido del líquido separado 36 suficientemente para proporcionar las condiciones de equilibrio necesarias para la extracción del disolvente 214. La disolución 38 puede ser cualquier líquido apropiado, por ejemplo, agua o una disolución efluente de lixiviación atmosférica, que reduce suficientemente las concentraciones de cobre y ácido a los niveles deseados. En un aspecto preferible de esta forma de realización de la invención, la cantidad suficiente de una disolución 38 entra en contacto con la corriente de líquido separado 36 para rendir una concentración de ácido en la disolución diluida que contiene cobre 37 preferentemente en un intervalo comprendido entre aproximadamente 2 y aproximadamente 25 gramos/litro, y más preferentemente entre aproximadamente 4 y aproximadamente 7 gramos/litro y un pH preferentemente en el intervalo comprendido entre aproximadamente pH 1,5 y aproximadamente pH 2,5 y más preferentemente entre aproximadamente pH 1,8 y aproximadamente pH 2,2, y óptimamente en el intervalo de aproximadamente pH 2,0.
La disolución diluida que contiene cobre 37 se puede seguir procesando en una etapa de extracción del disolvente 214. Durante la extracción del disolvente 214, el cobre de la disolución que contiene cobre 29 se puede cargar selectivamente sobre un agente quelante orgánico, por ejemplo, una mezcla aldoxima/quetoxima, resultando una corriente orgánica que contiene cobre 40 y una disolución de refinado 56. El refinado 56 de la etapa de extracción del disolvente 214 se puede usar beneficiosamente de varias maneras. Por ejemplo, todas o una parte del refinado 56 se puede reciclar en un recipiente de lixiviación por presión 10 para el control de la temperatura o se puede usar en operaciones de lixiviación por acumulación, o se puede usar para una combinación de ellas. El uso del refinado 56 en operaciones de lixiviación por acumulación puede ser beneficioso porque el ácido y el hierro contenido en el refinado 56 pueden actuar optimizando el potencial de lixiviación de menas de óxidos y/o sulfuros, que comúnmente dominan las operaciones de lixiviación por acumulación. Así, las concentraciones de ácido y hierro del refinado 56 se pueden usar para optimizar el Eh y pH de las operaciones de lixiviación por acumulación. Se debe tener en cuenta que las propiedades del refinado 56, como las concentraciones de los componentes, se pueden ajustar de acuerdo
\hbox{con el  uso
deseado del refinado 56.}
Después, la corriente que contiene cobre 40 se somete a una fase de arrastre del disolvente 216, en la que se usan condiciones más ácidas para desplazar las condiciones de equilibrio para provocar que en los reactivos el cobre se intercambie por el ácido en una disolución de arrastre muy ácida. Como se muestra en la Fig. 2, un reactivo que contiene ácido 42, preferentemente ácido sulfúrico, y opcionalmente un electrolito pobre 54, entra en contacto con la corriente orgánica que contiene cobre 40 durante la fase de arrastre del disolvente 216. El ácido sulfúrico es un reactivo ácido preferido y es una matriz de cobre deseable para la operaciones de extracción por vía electrolítica. El reactivo que contiene ácido entra en contacto con la corriente orgánica que contiene cobre para realizar el intercambio de ácido por cobre para proporcionar cobre para la extracción por vía electrolítica.
Haciendo aún referencia a la Fig. 2, la corriente de disolución que contiene cobre 44 procedente de la fase de arrastre del disolvente 216 se puede enviar a un tanque de reciclado electrolítico 218. El tanque de reciclado electrolítico 218 puede facilitar de forma apropiada el control del procedimiento de la etapa de extracción por vía electrolítica 220, como se discutirá a continuación con mayor detalle. La corriente de disolución que contiene cobre 44, que generalmente contiene de aproximadamente 35 a aproximadamente 50 gramos/litro de cobre y de aproximadamente 145 a aproximadamente 180 gramos/litro de ácido, se mezcla preferentemente con un electrolito pobre 54 (por ejemplo, un electrolito que ya ha estado en la fase de recuperación del metal y se le ha sacado una parte de su cobre disuelto) y fluido de reposición 46, como por ejemplo agua, en el tanque de reciclado electrolítico 218 en una proporción apropiada para rendir una corriente de producto 48, las condiciones de la cuál se pueden escoger para optimizar el producto resultante de la etapa de extracción por vía electrolítica 220.
Preferentemente, la composición de cobre de la corriente de producto 48 se mantiene substancialmente constante a un valor de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 gramos/litro, más preferentemente a un valor de aproximadamente 30 a aproximadamente 50 gramos/litro. Los valores de cobre de la corriente de producto que contiene cobre 48 se eliminan durante la etapa de extracción por vía electrolítica 220 para proporcionar un producto puro de cobre catódico. Sin embargo, de acuerdo con varios aspectos de la invención, se encuentra dentro del alcance de la presente invención un procedimiento en el cuál, con el acondicionamiento adecuado de la disolución que contiene cobre, se pueda conseguir un producto de cobre catódico metalizado uniformemente, de elevada calidad, sin someter la disolución que contiene cobre a extracción del disolvente previa a la entrada en el circuito de extracción por vía electrolítica. Como se indica anteriormente, el control cuidadoso de las condiciones de la disolución que contiene cobre que entra en el circuito de extracción por vía electrolítica -especialmente el mantenimiento de una composición de cobre substancialmente constante en la corriente- puede mejorar la calidad de cobre electroganado al, entre otras cosas, permitir incluso el metalizado de cobre en el cátodo y evitar la porosidad de la superficie del cobre catódico, que degrada el producto de cobre y disminuye así su valor económico. De acuerdo con este aspecto de la invención, este control del procedimiento se puede cumplir usando una cualquiera de una variedad de técnicas y configuraciones de equipos, mientras el sistema y/o procedimiento escogido mantenga una corriente de alimentación suficientemente constante para el circuito de extracción por vía electrolítica. Los expertos en la materia son conscientes de que existen diversos procedimientos y aparatos disponibles para la extracción por vía electrolítica del cobre y otros metales valiosos, cualquiera de los cuáles puede ser apropiado para el uso de acuerdo con la presente invención, mientras para el procedimiento o aparato escogido se cumpla el requisito de los parámetros del procedimiento.
Los ejemplos presentados a continuación son ilustrativos de varios aspectos de ciertas formas de realización preferidas de la presente invención. Las condiciones y parámetros del procedimiento reflejadas en la presente invención pretenden ejemplificar varios aspectos de la presente invención.
Ejemplo 1
Como se ha mencionado anteriormente con detalle, es preferible el molido superfino por etapas de concentrados de calcopirita previo a la lixiviación por presión a temperatura media a aproximadamente 140ºC hasta aproximadamente 180ºC para evitar el encapsulamiento de minerales de cobre sin reaccionar por sulfuro elemental y/o polisulfuros de cobre. Los diversos sistemas de molido presentados abajo se usaron para producir una corriente de entrada con molido ultrafino de muestras concentradas de calcopirita conteniendo aproximadamente un 30,5 por ciento de cobre para una planta piloto de lixiviación por presión a temperatura media. El tamaño de partícula recibido de la muestra concentrada de calcopirita usada en los ensayos de planta piloto en continuo fue P98 = aproximadamente 101 micras. El tamaño de partícula recibido de la muestra concentrada de calcopirita usada en los ensayos por lotes fue P98 = aproximadamente 172 micras.
1) Molino de remolido convencional seguido de un molido corto en un molino de agujas agitado Union Process -
el material se volvió a moler en un molino de re-triturado convencional durante 60 minutos seguido de cinco (5) minutos en un molino de agujas agitado Union Process.
2) Molino de remolido convencional seguido de un molido más largo en un molino de agujas agitado Union Process - el material se volvió a moler en un molino de remolido convencional durante 60 minutos seguido de 20 minutos en un molino de agujas agitado Union Process.
3) Molino Metprotech de circuito abierto - el material se molió durante 30 minutos en un molino continuo de agujas agitado verticalmente Metprotech. Se usaron medios de acero (aproximadamente 4 mm).
4) Molino Metprotech de circuito cerrado - el material se molió durante 30 minutos en un molino continuo Metprotech, después de depuró por ciclón con un ciclón de 2''. El flujo inferior se molió durante 15 minutos en un molino continuo Metprotech y se combinó con el flujo superior del ciclón como producto final.
5) Molino Netzsch de paso simple - el material se molió en un paso simple usando un molino continuo Netzsch de 4 litros y una entrada de energía neta de 56 kWh/tonelada. Se usaron medios de arena Colorado (1,2/2,4 mm o 2,4/4,8 mm) como medios de molido.
6) Molino Netzsch de paso doble - el material se molió dos veces en el molino continuo Netzsch. El material del paso simple se molió en otro paso a través del molino usando una entrada de energía neta de 56 kWh/tonelada para el segundo paso. Se usó medio de arena Colorado (1,2/2,4 mm) como medio de molido.
Los resultados de la planta piloto en continuo indican que la extracción de cobre es sensible a la finura del molido. Por ejemplo, se ha observado que fue necesaria una finura de molido de aproximadamente un 98 por ciento que pasa por aproximadamente 23 micras para conseguir aproximadamente el 98 por ciento de extracción de cobre a aproximadamente 160ºC y aproximadamente 500 kg/tonelada de adición de ácido sulfúrico al recipiente de lixiviación por presión. Además, se ha observado que fue necesaria una finura de molido de aproximadamente un 98 por ciento que pasa por aproximadamente 12 micras para conseguir aproximadamente el 98 por ciento de extracción de cobre a aproximadamente 170ºC y aproximadamente 400 kg/tonelada de adición de ácido sulfúrico al recipiente de lixiviación por presión.
TABLA 1 Extracción de cobre frente a finura de molido en ensayos de planta piloto en continuo
Sistema de molido Tamaño en micras % Cu extraído \amp{1} en peso de residuo Cu
P_{80} P_{90} P_{95} P_{98}
160ºC, 500 kg/tonelada H_{2}SO_{4}
1 24,6 34,5 42,4 52,2 93,0 2,99
3 6,4 10,8 18,9 31,3 97,0 0,92
4 5,5 8,5 13,7 23,2 98,3 0,72
2 6,7 10,2 17,0 22,3 98,6 0,67
170ºC
5* 7,7 11,7 16,5 23,9 96,9 1,39
6** 6,2 7,8 9,2 12,1 98,1 0,76
* 500 kg/tonelada H_{2}SO_{4}
**400 kg/tonelada H_{2}SO_{4}
Ejemplo 2
El resultado por lotes indica que la extracción de cobre es sensible a la finura del molido. Los ensayos por lotes se realizaron para confirmar que los productos del tratamiento con molino Netzsch reaccionarían de forma similar a los productos del tratamiento con Metprotech. Los sistemas de molino indicados en la tabla 2 corresponden a los sistemas de molido identificados en el ejemplo 1.
\vskip1.000000\baselineskip
TABLA 2 Extracción de cobre frente a finura de molido en ensayos por lotes
Sistema de molido Tamaño en micras % Cu extraído \amp{1} en peso de residuo Cu
P_{80} P_{90} P_{95} P_{98}
160ºC, 500 kg/tonelada H_{2}SO_{4}
5 9,8 13,8 18,9 27,8 97,7 0,954
5 9,9 13,6 18,6 28,1 98,4 0,664
4 5,7 9,4 13,9 21,3 99,2 0,327
6 6,2 7,8 9,2 12,1 99,2 0,358
170ºC, 500 kg/tonelada H_{2}SO_{4}
5 9,8 13,8 18,9 27,8 95,1 1,930
6 6,2 7,8 9,2 12,1 99,2 0,343
\vskip1.000000\baselineskip
Ejemplo 3
La Fig. 3 es un perfil gráfico de un ensayo en planta piloto en continuo que ilustra la extracción de cobre como función del tiempo de acuerdo con varias formas de realización de la presente invención. Para cada ensayo realizado, las muestras concentradas de calcopirita se molieron a P98 de menos de aproximadamente 23 micras. Se introdujo lignosulfonato cálcico de Georgia Pacific Corp. en los recipientes de lixiviación por presión en una cantidad de aproximadamente 10 kilogramos por tonelada de concentrado.
La curva 52 ilustra la extracción de cobre frente al tiempo de residencia para la lixiviación por presión a temperatura media de calcopirita a aproximadamente 160ºC, con adición de ácido al recipiente de lixiviación por presión de aproximadamente 580 kilogramos por tonelada. Se consiguió una extracción de cobre de aproximadamente el 96% en aproximadamente 60 minutos, y se consiguió +98% de extracción de cobre para tiempos de residencia de aproximadamente 95 minutos.
La curva 54 ilustra la extracción de cobre frente al tiempo de residencia para la lixiviación por presión a temperatura media de calcopirita a aproximadamente 170ºC, con adición de ácido al recipiente de lixiviación por presión de aproximadamente 507 kilogramos por tonelada. Se consiguió una extracción de cobre de aproximadamente el 96% en aproximadamente 60 minutos, y se consiguió +98% de extracción de cobre para tiempos de residencia de aproximadamente 80 minutos.
La curva 56 ilustra la extracción de cobre frente al tiempo de residencia para la lixiviación por presión a temperatura media de calcopirita a aproximadamente 180ºC, con adición de ácido al recipiente de lixiviación por presión de aproximadamente 421 kilogramos por tonelada. Se consiguió una extracción de cobre de aproximadamente el 96% en aproximadamente 52 minutos, y se consiguió +98% de extracción de cobre para tiempos de residencia de aproximadamente 90 minutos (sin embargo, durante este ensayo se pueden haber formado prills y por tanto puede variar la extracción real de cobre).
Aquí se ha presentado un procedimiento efectivo y eficiente para recuperar cobre de materiales que contienen cobre, especialmente de sulfuros de cobre, como calcopirita, que permite proporciones de recuperación elevadas a un coste reducido frente a técnicas de tratamiento convencionales. De acuerdo con la presente invención, se ha mostrado que la recuperación de cobre en exceso de 98% se puede conseguir, dando lugar a varios beneficios económicos importantes de la lixiviación por presión a temperatura media y eludiendo problemas de tratamiento asociados históricamente con la lixiviación por presión a temperatura media. El uso de un agente dispersante durante la lixiviación por presión disminuye la aglomeración no deseada de sulfuro elemental en el recipiente de lixiviación por presión y la pasivación mediante el sulfuro líquido elemental de las partículas sin reaccionar del material que contiene cobre. Además, la presente invención avanza la técnica de la hidrometalurgia del cobre al reconocer las ventajas no sólo de reducir el tamaño de las partículas de material que contiene cobre en la corriente del procedimiento, sino también de asegurar que se minimiza la proporción entre el tamaño y el peso de las partículas más
gruesas.

Claims (8)

1. Procedimiento para la recuperación de cobre a partir de un material que contiene cobre, que comprende las etapas siguientes:
proporcionar una corriente de alimentación (24) que comprende un material que contiene cobre;
someter dicha corriente de alimentación a un molido superfino controlado por etapas (206) para formar una corriente de entrada, en la que dicho molido superfino controlado por etapas comprende la reducción del tamaño de partícula de dicha corriente de alimentación a P98 presentando entre 10 y 23 micrómetros para proporcionar una corriente de entrada de partículas que tienen una distribución de tamaño de partícula ultrafina, sustancialmente uniforme,
lixiviar por presión (208) dicha corriente de entrada en un recipiente de lixiviación por presión a una temperatura comprendida entre 140ºC y 180ºC en presencia de un agente tensioactivo para formar una disolución que contiene cobre; y
recuperar el cobre (50) a partir de una disolución que contiene cobre.
2. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa destinada a proporcionar una corriente de alimentación (24) que comprende un material que contiene cobre, incluye proporcionar una corriente de alimentación que comprende una mena o concentrado de sulfuro de cobre.
3. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa destinada a proporcionar una corriente de alimentación (24) que comprende un material que contiene cobre, incluye proporcionar una corriente de alimentación con calcopirita.
4. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa destinada a someter dicha corriente a un molido superfino controlado (206) comprende reducir el tamaño de partícula de dicha corriente de alimentación a P98 presentando entre 10 y 23 micrómetros.
5. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa de lixiviación por presión (208) de dicha corriente de entrada comprende la lixiviación por presión de dicha corriente de entrada a una temperatura comprendida entre 160ºC y 170ºC.
6. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa de lixiviación por presión (208) de dicha corriente de entrada comprende la lixiviación por presión de dicha corriente de entrada en presencia de un agente tensioactivo seleccionado de entre el grupo constituido por derivados de lignina, ortofenilendiamina, alquilsulfonatos y sus mezclas.
7. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa de lixiviación por presión (208) de dicha corriente de entrada comprende lixiviación por presión de dicha corriente de entrada en presencia de lignosulfonato cálcico.
8. Procedimiento según la reivindicación 1, en el que dicha etapa de lixiviación por presión (208) de dicha corriente de entrada comprende lixiviación por presión de dicha corriente de entrada en presencia de un agente tensioactivo en una cantidad comprendida aproximadamente entre 2 y aproximadamente 20 kilogramos por tonelada de concentrado en la corriente de entrada.
ES01954948T 2000-07-25 2001-07-25 Procedimiento para la recupoeracion de cobre a partir de materias de mena sulfidica utilizando molido superfino y lixiviacion por presion a temperatura media. Expired - Lifetime ES2254455T3 (es)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US22067300P 2000-07-25 2000-07-25
US220673P 2000-07-25

Publications (1)

Publication Number Publication Date
ES2254455T3 true ES2254455T3 (es) 2006-06-16

Family

ID=22824493

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
ES01954948T Expired - Lifetime ES2254455T3 (es) 2000-07-25 2001-07-25 Procedimiento para la recupoeracion de cobre a partir de materias de mena sulfidica utilizando molido superfino y lixiviacion por presion a temperatura media.

Country Status (17)

Country Link
US (3) US6676909B2 (es)
EP (1) EP1303641B1 (es)
JP (2) JP4031705B2 (es)
AP (2) AP1752A (es)
AT (1) ATE314494T1 (es)
AU (2) AU7716101A (es)
BR (1) BR0112755A (es)
CA (1) CA2417417C (es)
DE (1) DE60116323D1 (es)
EA (1) EA005285B1 (es)
ES (1) ES2254455T3 (es)
MX (1) MXPA03000745A (es)
OA (1) OA12342A (es)
PE (1) PE20020492A1 (es)
PL (1) PL196071B1 (es)
WO (1) WO2002008475A2 (es)
ZA (1) ZA200300679B (es)

Families Citing this family (40)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EA005285B1 (ru) * 2000-07-25 2004-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди из содержащего медь материала
ATE278813T1 (de) * 2000-07-25 2004-10-15 Phelps Dodge Corp Behandlung von elementarschwefel enthaltenden materialien durch druck-laugung bei hoher temperatur zur erzeugung von schwefelsäure und zur metallgewinnung
US7476308B2 (en) * 2001-07-25 2009-01-13 Phelps Dodge Corporation Process for multiple stage direct electrowinning of copper
US20050126923A1 (en) * 2001-07-25 2005-06-16 Phelps Dodge Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
FI116070B (fi) * 2003-07-17 2005-09-15 Outokumpu Oy Menetelmä rikasteiden aikaansaamiseksi
AU2004324610B2 (en) * 2004-10-29 2009-05-21 Freeport-Mcmoran Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
EA010941B1 (ru) * 2004-10-29 2008-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди
US7736487B2 (en) 2004-10-29 2010-06-15 Freeport-Mcmoran Corporation Process for recovery of copper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solution extraction
CA2624609C (en) * 2005-10-03 2015-03-31 Outotec Oyj Processing of nickel sulphide ore or concentrates with sodium chloride
US7635534B2 (en) * 2007-08-24 2009-12-22 Basf Catalysts Llc Simplified process for leaching precious metals from fuel cell membrane electrode assemblies
US8003064B2 (en) 2007-09-17 2011-08-23 Freeport-Mcmoran Corporation Controlled copper leach recovery circuit
WO2009037596A2 (en) 2007-09-17 2009-03-26 Barrick Gold Corporation Method to improve recovery of gold from double refractory gold ores
US7922788B2 (en) 2007-09-18 2011-04-12 Barrick Gold Corporation Process for recovering gold and silver from refractory ores
US8262770B2 (en) 2007-09-18 2012-09-11 Barrick Gold Corporation Process for controlling acid in sulfide pressure oxidation processes
US7998244B2 (en) * 2008-12-16 2011-08-16 Freedom Industries, Inc. Process of treating metal bearing crushed rock to control respirable dust during transport in the process including a metal concentrating circuit
JP5439997B2 (ja) * 2009-07-14 2014-03-12 住友金属鉱山株式会社 含銅鉄物からの銅回収方法
CN101643846B (zh) * 2009-08-31 2011-04-13 江西理工大学 复杂硫化铜矿热活化-加压浸出工艺
US8038764B2 (en) * 2009-11-30 2011-10-18 General Electric Company Rhenium recovery from superalloys and associated methods
KR101047985B1 (ko) 2010-11-26 2011-07-13 한국지질자원연구원 초음파를 이용한 고효율 우라늄 침출 방법
IL210260A (en) 2010-12-26 2015-08-31 Rafael Advanced Defense Sys A tiny system for securing a shatter chain
US9011669B2 (en) 2012-09-17 2015-04-21 Blue Planet Strategies, L.L.C. Apparatus and method for electrochemical modification of liquids
US9605353B2 (en) 2011-05-27 2017-03-28 Blue Planet Strategies, L.L.C. Apparatus and method for advanced electrochemical modification of liquids
JP5835961B2 (ja) * 2011-06-21 2015-12-24 国立大学法人秋田大学 金属の浸出方法
WO2013142022A1 (en) 2012-03-23 2013-09-26 Kennecott Utah Copper Llc Process for the conversion of molybdenite to molybdenum oxide
WO2014138808A1 (en) 2013-03-14 2014-09-18 Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd. Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates
CN103320616A (zh) * 2013-06-07 2013-09-25 东北大学 一种铜阳极泥超声波预处理回收铜的方法
US9410225B2 (en) 2014-05-13 2016-08-09 Teck Resources Limited Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
PE20170425A1 (es) * 2014-08-11 2017-04-27 Smidth As F L Sistema y metodos para optimizar la eficiencia de concentrados de cobre de fundicion
PE20180808A1 (es) 2015-07-06 2018-05-09 Sherritt Int Corporation Recuperacion de cobre de una alimentacion de proceso que contiene arsenico
CN105256134B (zh) * 2015-10-23 2017-05-10 山东科技大学 一种黄铜矿浸渣旋流脱硫工艺
US10167202B2 (en) 2016-02-23 2019-01-01 King Abdullah University Of Science And Technology Enhanced metal recovery through oxidation in liquid and/or supercritical carbon dioxide
CN105755295B (zh) * 2016-03-07 2017-10-17 紫金矿业集团股份有限公司 从低品位次生硫化铜矿中回收铜的方法
FR3054145B1 (fr) * 2016-07-21 2018-08-31 Centre Nat Rech Scient Procede et systeme pour recuperer des grains magnetiques d'aimants frittes ou de plasto-aimants
CN106148708B (zh) * 2016-08-03 2018-06-26 中南大学 一种回收含铜的废催化剂中有价金属的方法
WO2018187855A1 (en) 2017-04-14 2018-10-18 Sherritt International Corporation Low acidity, low solids pressure oxidative leaching of sulphidic feeds
CN112840048B (zh) 2018-08-27 2022-03-15 Fl史密斯公司 用于中低温浸出应用的固态催化剂及其方法
CN110038129A (zh) * 2019-05-17 2019-07-23 苏州大学 硒化铜-贵金属异质结构纳米探针及其制备和应用
CN110331277A (zh) * 2019-07-02 2019-10-15 长春黄金研究院有限公司 一种氧化载金硫化矿物的方法
US20240060199A1 (en) * 2020-12-30 2024-02-22 The Trustees Of Columbia University In The City Of New York Reduction of chalcopyrite by an aqueous phase reducant to enable hydrometallurgical extraction of copper
CN113137607B (zh) * 2021-04-25 2022-01-11 浙江宏电环保装备有限公司 一种废气颗粒处理装置及其使用方法

Family Cites Families (80)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US219785A (en) 1879-09-16 Improvement in wagon-jacks
US3260593A (en) 1962-09-12 1966-07-12 Kennecott Copper Corp Process for leaching copper from lowgrade, copper-bearing ore materials
US3637371A (en) 1967-02-10 1972-01-25 Sherritt Gordon Mines Ltd Direct pressure leaching of copper-iron sulphides
US3528784A (en) 1968-03-21 1970-09-15 Banner Mining Co Method for preliminary beneficiation of calcareous oxidized copper ores by flotation of a high acid-consuming fraction containing low copper values from a low acid-consuming fraction containing higher copper values
BE756944A (fr) 1969-10-02 1971-03-16 American Metal Climax Inc Procede d'oxydation en phase liquide
GB1281606A (en) * 1970-04-14 1972-07-12 Sparcatron Ltd Improvements in electrical discharge machining apparatus
US3669651A (en) 1970-04-15 1972-06-13 Kennecott Copper Corp Reduction of ferric ions in cyclic process of leaching and precipitation of copper
US3775099A (en) 1970-07-17 1973-11-27 Ethyl Corp Method of winning copper, nickel, and other metals
US3967958A (en) 1970-07-17 1976-07-06 Ethyl Corporation Method of winning copper, nickel, and other metals
US3961028A (en) 1971-04-02 1976-06-01 Anumin Pty. Limited Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions
US4020106A (en) 1972-03-21 1977-04-26 Imperial Chemical Industries Limited Metal extraction process
US3896208A (en) 1972-06-26 1975-07-22 Ethyl Corp HCl Treatment of copper sulfide minerals
US4028462A (en) 1972-08-28 1977-06-07 Corporacion De Fomento De La Produccion, Represented By Comite De Investigaciones Technologicas Method of extraction involving the use of solvents and new combination of reactors used
AT319617B (de) 1973-02-21 1974-12-27 Pawlek Dr Ing Franz Verfahren zur hydrometallurgischen Gewinnung von Kupfer aus Kupferkies- bzw. Buntkupferkieskonzentraten
US3868440A (en) 1973-05-30 1975-02-25 Anaconda Co Recovery of metal values from copper slag
US4039406A (en) 1973-08-10 1977-08-02 Noranda Mines Limited Recovering copper from concentrates with insoluble sulfate forming leach
US3962402A (en) 1974-02-27 1976-06-08 Freeport Minerals Company Oxidation-leaching of chalcopyrite
FR2262699B1 (es) 1974-02-28 1976-12-10 Commissariat Energie Atomique
CA1024352A (en) 1974-10-17 1978-01-17 Wasyl Kunda Process for the recovery of copper and ammonium sulphate from copper-bearing mineral sulphide ores or concentrates
US3991159A (en) 1975-01-09 1976-11-09 Amax Inc. High temperature neutralization of laterite leach slurry
US3958985A (en) 1975-02-07 1976-05-25 Chemsep Corporation Extraction method for non-ferrous metals
US4017309A (en) 1975-03-28 1977-04-12 Holmes & Narver, Inc. Thin layer leaching method
CA1036829A (en) 1975-07-30 1978-08-22 Kohur N. Subramanian Two stage sulfuric acid leaching of sea nodules
US4069119A (en) 1976-05-14 1978-01-17 Continental Oil Company Copper recovery by leaching and ion exchange
US4039405A (en) 1976-05-14 1977-08-02 Continental Oil Company Leaching copper ores and solvent extraction of the copper-bearing solutions
US4091070A (en) 1976-08-25 1978-05-23 Inspiration Consolidated Copper Company Recovery of copper
CA1093837A (en) 1976-06-04 1981-01-20 Gerald F. Fountain Dump leaching
US4165362A (en) 1977-04-08 1979-08-21 Engelhard Minerals & Chemicals Corporation Hydrometallurgical processing of molybdenite ore concentrates
CA1104837A (en) 1977-08-19 1981-07-14 Donald R. Weir Process for recovery of copper and zinc from complex sulfides
US4415540A (en) 1978-05-05 1983-11-15 Provincial Holdings Ltd. Recovery of non-ferrous metals by thermal treatment of solutions containing non-ferrous and iron sulphates
US4619814A (en) 1978-05-05 1986-10-28 Provincial Holdings Ltd. Process for the recovery of non-ferrous metals from sulphide ores and concentrates
US4150976A (en) 1978-06-19 1979-04-24 Dart Industries Inc. Method for the recovery of metallic copper
ES476055A1 (es) 1978-12-15 1979-11-01 Redondo Abad Angel Luis Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro
US4272341A (en) 1980-01-09 1981-06-09 Duval Corporation Process for recovery of metal values from lead-zinc ores, even those having a high carbonate content
US4256553A (en) 1980-01-23 1981-03-17 Envirotech Corporation Recovering copper from chalcopyrite concentrate
CA1150062A (en) 1980-06-10 1983-07-19 Robert W. Stanley Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
US4405569A (en) 1981-11-04 1983-09-20 Sulpetro Minerals Limited Hydrometallurgical process for extracting metal values from complex ores containing arsenic and sulfur
US4507268A (en) 1982-01-25 1985-03-26 Henkel Corporation Solvent extraction
ZA835167B (en) 1982-08-10 1984-05-30 Broken Hill Ass Smelters Hydrometallurgical recovery of metal values from copper containing sulphide materials
US4442072A (en) 1982-10-20 1984-04-10 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Selective recovery of base metals and precious metals from ores
US4880607A (en) 1982-12-20 1989-11-14 Phillips Petroleum Company Recovering mineral values from ores
US4892715A (en) 1982-12-20 1990-01-09 Phillips Petroleum Company Recovering mineral values from ores
US4775413A (en) 1983-04-08 1988-10-04 Phillips Petroleum Company Concentration and recovery of mineral values from ores
CA1234991A (en) 1984-09-27 1988-04-12 Donald R. Weir Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic ore
US4992200A (en) 1986-01-16 1991-02-12 Henkel Corporation Recovery of precious metals
US4814007A (en) 1986-01-16 1989-03-21 Henkel Corporation Recovery of precious metals
US4895597A (en) 1986-01-16 1990-01-23 Henkel Corporation Recovery of precious metals
US4875935A (en) 1988-11-04 1989-10-24 Nalco Chemical Company Anionic acrylamide polymers as copper ore agglomeration aids
US5028259A (en) 1990-03-06 1991-07-02 Henkel Research Corporation Recovery of precious metal
US5073354A (en) 1990-09-26 1991-12-17 Drew Chemical Corporation Process of stripping gold and silver from carbon
US5059403A (en) 1990-12-03 1991-10-22 Compeq Manufacturing Co., Ltd. Method for producing copper sulfate from waste copper-containing liquid
US5176802A (en) 1991-07-19 1993-01-05 Willem P. C. Duyvesteyn Treatment of copper sulfide concentrates
US5232491A (en) * 1991-10-25 1993-08-03 Dominion Mining Limited Activation of a mineral species
US5356457A (en) 1991-12-18 1994-10-18 Corporacion Nacional Del Cobre De Chile Hydrometallurgical process for the treatment of copper-bearing ore
US5316567A (en) 1992-06-19 1994-05-31 Cominco Engineering Services Ltd. Hydrometallurgical copper extraction process
US5223024A (en) 1992-06-19 1993-06-29 Cominco Engineering Services Ltd. Hydrometallurgical copper extraction process
US5431788A (en) 1993-06-28 1995-07-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
US5650057A (en) 1993-07-29 1997-07-22 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US5869012A (en) 1993-07-29 1999-02-09 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US5902474A (en) 1993-07-29 1999-05-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US5874055A (en) 1993-07-29 1999-02-23 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
US6083730A (en) 1993-12-03 2000-07-04 Geobiotics, Inc. Nonstirred bioreactor for processing refractory sulfide concentrates and method for operating same
RU2113522C1 (ru) 1993-12-03 1998-06-20 Джеобиотикс, Инк. Способ биоокисления огнеупорных сульфидных руд
US5431717A (en) 1993-12-03 1995-07-11 Geobiotics, Inc. Method for rendering refractory sulfide ores more susceptible to biooxidation
DE4400796A1 (de) 1994-01-13 1995-07-20 Krupp Polysius Ag Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen
US6149883A (en) 1994-10-24 2000-11-21 Kennecott Utah Copper Corporation Pressure oxidation process for the production of molybdenum trioxide from molybdenite
GB9422476D0 (en) 1994-11-08 1995-01-04 Sherritt Inc Recovery of zinc from sulphidic concentrates
GB9503877D0 (en) 1995-02-27 1995-04-19 Sherritt Inc Recovery of copper from sulphidic concentrates
AUPN191395A0 (en) 1995-03-22 1995-04-27 M.I.M. Holdings Limited Atmospheric mineral leaching process
US5670035A (en) 1995-06-06 1997-09-23 Henkel Corporation Method for recovering copper
AUPN476695A0 (en) * 1995-08-14 1995-09-07 Dominion Mining Limited Method of processing a copper mineral species
US5698170A (en) 1995-11-22 1997-12-16 Placer Dome, Inc. Hydrometallurgical process for copper-containing materials
US5914441A (en) 1996-06-12 1999-06-22 Yellowstone Environmental Science, Inc. Biocatalyzed anaerobic oxidation of metal sulfides for recovery of metal values
US5849172A (en) 1997-06-25 1998-12-15 Asarco Incorporated Copper solvent extraction and electrowinning process
US5989311A (en) 1997-07-28 1999-11-23 South Dakota School Of Mines And Technology Recovery of copper from its sulfides and other sources using halogen reagents and oxidants
GB9914979D0 (en) 1999-06-25 1999-08-25 Anglo American Plc Process for the extraction of copper
US6406200B2 (en) 1999-07-30 2002-06-18 Inovise Medical, Inc. Printer assembly with lateral and longitudinal self-alignment
EA005285B1 (ru) * 2000-07-25 2004-12-30 Фелпс Додж Корпорейшн Способ извлечения меди из содержащего медь материала
US6428604B1 (en) * 2000-09-18 2002-08-06 Inco Limited Hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt values from a sulfidic flotation concentrate
US6451089B1 (en) * 2001-07-25 2002-09-17 Phelps Dodge Corporation Process for direct electrowinning of copper

Also Published As

Publication number Publication date
ATE314494T1 (de) 2006-01-15
MXPA03000745A (es) 2004-11-01
WO2002008475A2 (en) 2002-01-31
DE60116323D1 (de) 2006-02-02
AP2003002757A0 (en) 2003-06-30
US20020044899A1 (en) 2002-04-18
OA12342A (en) 2006-05-15
PE20020492A1 (es) 2002-06-03
EA200300163A1 (ru) 2003-10-30
CA2417417A1 (en) 2002-01-31
WO2002008475A3 (en) 2002-09-06
BR0112755A (pt) 2003-09-30
AU2001277161B2 (en) 2005-04-07
PL196071B1 (pl) 2007-12-31
EA005285B1 (ru) 2004-12-30
JP2007314890A (ja) 2007-12-06
US6676909B2 (en) 2004-01-13
AP1752A (en) 2007-07-12
PL365757A1 (en) 2005-01-10
AP2003002745A0 (en) 2003-03-31
EP1303641A2 (en) 2003-04-23
US7341700B2 (en) 2008-03-11
CA2417417C (en) 2008-09-30
EP1303641B1 (en) 2005-12-28
AU7716101A (en) 2002-02-05
JP2004504494A (ja) 2004-02-12
JP4031705B2 (ja) 2008-01-09
ZA200300679B (en) 2003-11-11
US20040146438A1 (en) 2004-07-29
US20080216606A1 (en) 2008-09-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
ES2254455T3 (es) Procedimiento para la recupoeracion de cobre a partir de materias de mena sulfidica utilizando molido superfino y lixiviacion por presion a temperatura media.
AU2001277161A1 (en) Method for recovery of copper from sulfidic ore materials using super-fine grinding and medium temperature pressure leaching
JP3705815B2 (ja) 大気圧における鉱物浸出プロセス
US4738718A (en) Method for the recovery of gold using autoclaving
ES2301557T3 (es) Metodo para la recuperacion de cobre a partir de menas sulfurosas utilizando lixiviacion a alta presion y temperatura, extraccion mediante disolventes y extraccion electrolitica.
ES2255299T3 (es) Procedimiento de tratamiento de minerales que contienen metales preciosos.
JP4993501B2 (ja) 加圧浸出、直接電解採取および溶媒/溶液抽出を使用して銅含有物質から銅を回収するプロセス
US6626979B2 (en) Method for improving metals recovery using high temperature pressure leaching
US20070014709A1 (en) Recovering metals from sulfidic materials
JP2010255118A (ja) 銅の多段階直接電解抽出のためのプロセス
JP2012214906A (ja) 加圧浸出、直接電解採取および溶媒/溶液抽出を用いる、銅含有物質からの銅回収のための方法
US20050126923A1 (en) Process for recovery of copper from copper-bearing material using medium temperature pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction
Akretche et al. Selective leaching of a polymetallic complex ore by sulphuric acid and thiourea mixed with sea water
AU8077698A (en) Leaching of a nickel sulphide concentrate