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
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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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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} |
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
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.
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.
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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)
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 |
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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 |
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