ES2909077T3 - Método hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado para el procesamiento de mineral - Google Patents
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Abstract
Un proceso para recuperar cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral, que incluye: a. formar una pila del material mineral; b. someter la pila del material mineral a una lixiviación ácida en pilas mediante el uso de una solución de lixiviación ácida que contiene hierro en presencia de un gas que contiene oxígeno, y producir una solución de lixiviación cargada y unos ripios; c. someter los ripios a flotación para producir un concentrado de ripios que contiene cobre y relaves; y d. someter el concentrado de ripios a un proceso de fundición para producir un producto de cobre fundido. e. recuperar cobre y uranio de la solución de lixiviación cargada.
Description
DESCRIPCIÓN
Método hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado para el procesamiento de mineral
Campo técnico
La presente divulgación se refiere a un método para procesar mineral. En particular, la presente divulgación se refiere a un método integrado para procesar mineral que contiene cobre y uranio que incluye un proceso de lixiviación en pilas y un proceso de fundición. La presente divulgación también se refiere a una planta para llevar a cabo el método integrado.
Antecedentes de la técnica
Los yacimientos minerales en la plataforma Stuart, Australia, generalmente contienen tres valores metálicos, a saber, cobre, uranio y metales preciosos (principalmente oro y plata). El cobre se encuentra principalmente en forma de minerales sulfurados tales como Calcocita (Cu2S), Bornita (CusFeS4) y Calcopirita (CuFeS2). El uranio se encuentra principalmente en forma de minerales como uraninita, coffinita y brannerita. Los minerales de ganga comunes pueden incluir cuarzo, hematita, feldespato, sericita, fluorita, siderita, clorita y pirita.
Si el contenido de cobre, uranio y oro en el yacimiento es lo suficientemente alto como para recuperarlo económicamente, entonces el tratamiento del mineral es complejo, ya que históricamente cada mineral de valor requiere dentro de lo razonable una ruta de procesamiento separada. Un proceso típico que se emplea para tratar este tipo de mineral puede contener las siguientes etapas de procesamiento:
1. Molienda y flotación:
El mineral que se extrae de la mina se muele y se envía a una planta de flotación de sulfuros, que recupera aproximadamente el 93 % de los sulfuros de cobre y el 70 % del oro en un concentrado que en lo sucesivo se denominará "concentrado convencional". Este concentrado convencional representa aproximadamente el 3 % de la masa total del mineral.
2. Pretratamiento Concentrado
El concentrado convencional se espesa y se lixivia a temperaturas elevadas en una serie de tanques agitados con ácido sulfúrico para solubilizar el fluoruro y el uranio, así como para disolver los carbonatos. El flujo inferior del espesante resultante se filtra. La decantación del espesante, así como también los filtrados, se envían a una instalación de lixiviación de relaves. La torta del filtro se repulpa, se neutraliza, se vuelve a filtrar y se seca en preparación para la fundición.
3. Fundición y producción de ánodos
El concentrado convencional se alimenta a un fundidor instantáneo junto con oxígeno y agentes fundentes. El concentrado convencional se separa en una fase de cobre blíster y otra de escoria. El cobre blíster se refina al fuego en un horno anódico y luego se moldea en ánodos.
4. Electrorrefinación y recuperación de metales preciosos
Los ánodos de cobre que se moldean se electrorrefinan en láminas de cátodo en blanco. Los cátodos se retiran, se desmontan y se venden. El oro y la plata del concentrado convencional llegan a los ánodos y se recolectan en el depósito como lodos. Los lodos se tratan con cianuro para recuperar el oro y la plata.
5. Lixiviación de relaves de flotación y recuperación de uranio
Los relaves de flotación contienen la mayor parte del uranio. Los relaves de flotación se espesan y se lixivian a temperaturas elevadas en una serie de tanques agitados con ácido sulfúrico y clorato sódico para oxidar y solubilizar el uranio. La suspensión de relaves lixiviadas se somete a una decantación a contracorriente. La decantación se clarifica y el licor clarificado, ahora llamado solución de lixiviación cargada, se envía a una instalación de extracción por solvente de cobre (CuSX) para extraer cobre. El refinado de CuSX se envía a una instalación de extracción por solvente de uranio donde el uranio se precipita de la solución como diuranato de amonio. El diuranato de amonio se calcina para formar óxido de uranio y se envasa para la venta.
El tipo de proceso anterior tiene una serie de desventajas cuando se aplica a este tipo de yacimiento:
• Robustez: las tres grandes unidades de procesamiento 1, 3 y 5 están vinculadas. La lixiviación de relaves (unidad 5) y la fundición (unidad 3) requieren que el molino y la flotación (unidad 1) operen con el fin de proporcionar alimentación. Además, la lixiviación de relaves (unidad 5) requiere fundición (unidad 3) para
operar para el suministro de ácido. Además, el molino y la flotación (unidad 1) requieren lixiviación de relaves (unidad 5) para operar, ya que de lo contrario los relaves de flotación son demasiado voluminosas para almacenar. En general, los cortos tiempos de retención del proceso dictan que la detención de una unidad de procesamiento requiere la detención de todas las unidades dentro de un corto período de tiempo. Esto, a su vez, puede reducir la disponibilidad y continuidad general de la planta.
• Falta de capacidad de expansión. Estos tipos de unidades de procesamiento están limitados por el tamaño de las operaciones de la unidad, como el circuito de decantación de contracorriente. Esto significa que mediante el uso de esta tecnología para tratar grandes tonelajes requiere múltiples plantas de procesamiento paralelas. • Lixiviación de relaves: la fluorita y el feldespato se disuelven en los tanques de lixiviación de relaves y, respectivamente, liberan calcio y potasio en la solución. Estos iones vuelven a precipitar como escamas de yeso y jarosita. Cada uno de los reactores de lixiviación de relaves tiene un tiempo de retención individual corto (~2 horas), que es un tiempo insuficiente para la nucleación de semillas dentro de la suspensión. Esto da como resultado que las suspensiones permanezcan supersaturadas en potasio y calcio, lo que significa la formación de incrustaciones en las instalaciones de lixiviación de relaves, CCD y extracción por solventes. Esto requiere un mantenimiento que puede afectar la disponibilidad y eficiencia de la planta. Además, las concentraciones elevadas de clorito en el mineral pueden crear picos en la concentración de sílice que se pueden polimerizar en gel de sílice y atascar el proceso. Además, la disolución de uranio durante la lixiviación de los relaves es inicialmente rápida pero luego tiene una cola de lixiviación muy lenta. La gran mayoría del uranio se puede recuperar mediante el uso de reactores agitados, pero esto puede no ser rentable.
En la solicitud de patente en tramitación Núm. PCT/AU2014/000409, publicado como WO 2014/169325 A1, se propuso un método alternativo para procesar el mineral en el que el mineral extraído (ROM) se sometió a una prelixiviación en pilas (HL) que produjo una primera solución de lixiviación cargada (PLS) antes de someter los ripios a flotación para producir un concentrado de cobre y relaves.
Luego, el concentrado de cobre se sometió a una lixiviación ácida oxidativa para producir un segundo PLS y un residuo de lixiviación. La mayor parte del uranio y una proporción significativa del cobre se podrían recuperar del primer PLS. El cobre residual se recuperó del segundo PLS. El residuo de lixiviación fue tratado hidrometalúrgicamente para recuperar los metales preciosos.
Si bien el proceso descrito en PCT/AU2014/000409 puede ser un medio rentable de recuperar uranio y algo de cobre de minerales ROM triturados, puede ser problemático bajo algunas condiciones. Por ejemplo, el procesamiento hidrometalúrgico del concentrado de cobre puede conducir a la formación de azufre elemental en lugar de sulfatos, con las consiguientes desventajas para los gastos de capital (capex) y los gastos operativos (opex).
Por lo tanto, sería deseable proporcionar un método para procesar el mineral que supere o al menos alivie una o más desventajas de los diagramas de flujo de la técnica anterior. También sería deseable proporcionar un método para procesar el mineral que produjera recuperaciones totales de metal más altas que los diagramas de flujo de la técnica anterior. Sería deseable además proporcionar un método para procesar el mineral que usará el equipo existente que se usa en el diagrama de flujo del proceso convencional. Sería deseable además proporcionar un método para procesar el mineral que se adapte a la disminución de la ley del mineral y/o a la mineralogía variable (por ejemplo, el aumento de la calcopirita que conduce a la reducción de Cu:S en el mineral) durante la vida útil del depósito de mineral y el uso del azufre presente en el mineral o en los flujos de proceso.
Las referencias anteriores a los antecedentes de la técnica no constituyen una admisión de que la técnica forme parte del conocimiento general común de un experto en la técnica. Las referencias anteriores tampoco pretenden limitar la aplicación de los procesos y la planta como se describe en la presente descripción.
Resumen de la divulgación
El presente solicitante ha emprendido más trabajo de investigación y desarrollo y sorprendentemente ha descubierto que el procesamiento pirometalúrgico del concentrado de cobre es una forma mucho más rentable y eficiente de recuperar cobre y metales preciosos en comparación con el proceso hidrometalúrgico de PCT/AU2014/000409. De acuerdo con la invención que se define en la reivindicación 1, se proporciona un proceso para recuperar cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral, que incluye:
a. formar una pila del material mineral;
b. someter la pila del material mineral a una lixiviación ácida en pila mediante el uso de una solución de lixiviación ácida que contiene hierro en presencia de un gas que contiene oxígeno, y producir una solución de lixiviación cargada y un ripios;
c. someter los ripios a flotación para producir un concentrado de ripios que contiene cobre y relaves;
d. someter el concentrado de ripios a un proceso de fundición para producir un producto de cobre fundido; e. recuperar cobre y uranio de la solución de lixiviación cargada.
Las modalidades particulares de la invención se detallan en las reivindicaciones dependientes 2 a 13.
La recuperación de cobre y uranio del sistema de lixiviación cargado se efectúa preferentemente por extracción con solvente.
En una modalidad, la lixiviación en pilas de mineral ROM en la etapa (b) puede aumentar la abundancia relativa en los ripios de minerales sulfurados que tienen una proporción relativamente alta de azufre, como la cal pirita. Esto es particularmente probable en un depósito de mineral en el que la mineralogía ROM cambia durante la vida útil de la mina- tales como cuando la ley del mineral disminuye con el tiempo. Además, los ripios pueden contener una cantidad significativa de azufre elemental (como hasta un 2 % en peso) que se forma como subproducto del proceso de lixiviación. Este aumento de la abundancia relativa de azufre en los ripios también se traslada al concentrado de ripios después de la flotación. Se ha encontrado que la concentración relativamente alta de azufre elemental (por ejemplo, entre aproximadamente 7 y 17 % en peso) en el concentrado de ripio puede presentar un desafío para el secado y el tratamiento pirometalúrgico del concentrado de ripio. Esto se debe a una serie de factores, en particular las características de autocalentamiento del azufre que generan problemas de seguridad en el secado, el transporte, el almacenamiento y la fundición, lo que podría provocar daños en los equipos y pérdidas de producción.
En el tratamiento pirometalúrgico convencional del concentrado convencional, la fundición del concentrado convencional se puede realizar en una sola etapa. En concreto, el concentrado convencional ha sido fundido directamente a blíster en un Horno "Directo a Blíster" (DBF). El DBF puede aceptar concentrados que tengan una relación Cu:S de aproximadamente 1,4 o superior. Sin embargo, el concentrado de ripios contiene una relación Cu:S más baja que el concentrado convencional, debido en parte a mayores cantidades de azufre elemental que surgen del proceso de lixiviación en pilas, en parte debido a la lixiviación preferencial de minerales con mayor relación de Cu:S durante el proceso de lixiviación en pilas (como como la calcocita y la bornita) dejando minerales de menor relación Cu:S (como la calcopirita) en los ripios y en parte a la reducción de la ley del mineral y/o la mineralogía variable en el tiempo. La relación Cu:S del concentrado de ripios es típicamente inferior a 1,4. Puede ser inferior a 1,2, como inferior a 1,1. La relación Cu:S mínima puede ser de aproximadamente 0,5, como un mínimo de 0,8. Como resultado de la menor relación Cu:S en el concentrado de ripio, es difícil fundir el concentrado de ripio en una sola etapa.
El proceso de fundición puede comprender dos o más etapas.
En una modalidad preferida, el proceso de fundición de etapas múltiples permite el uso de un DBF en al menos una etapa. Por lo tanto, el proceso puede facilitar el uso continuo del equipo de fundición existente (que requiere alimentación de concentrado con una relación Cu:S relativamente alta) a medida que disminuye la ley del mineral y/o cambia la mineralogía durante la vida útil de una mina, minimizando así el gasto de capital (como en un convertidor para procesar mate).
En la primera etapa, el concentrado de ripios se puede fundir para producir un producto de mata de cobre. El producto de mata de cobre puede contener al menos un 40 % de cobre, como hasta un 75 % de cobre. En una modalidad, el producto de mata de cobre puede contener del 50 - 70 % de Cu. El concentrado de ripio se puede mezclar con otro material que sea más rico en cobre que el concentrado de ripio con el fin de aumentar la relación general Cu:S de la alimentación combinada. El otro material puede ser el concentrado convencional. El concentrado convencional se puede agregar al concentrado de ripios en una cantidad de hasta el 50 % en peso de la alimentación combinada. En una modalidad, el concentrado convencional se añade en una cantidad entre el 20 y el 80 % en peso, como entre el 30 y el 70 % en peso, o entre el 40 y el 60 % en peso, de la alimentación combinada. El producto de mata de cobre se puede entonces someter a una segunda etapa de fundición. En la segunda etapa de fundición, el producto mate se refina aún más y se convierte preferentemente en cobre blíster. El cobre blíster puede contener más del 90 % de Cu, por ejemplo, al menos un 95 % de Cu.
El producto de mata de cobre se puede combinar con otro material de alimentación antes de ser fundido en la segunda etapa de fundición. El producto de mata de cobre se puede granular antes de que se combine con el otro material de alimentación. El otro material de alimentación puede comprender ventajosamente concentrado convencional. En una modalidad, el otro material de alimentación puede comprender concentrado de ripios. Cuando la segunda etapa de fundición se lleva a cabo en un DBF, la mezcla de mata de cobre y un concentrado convencional da como resultado que la relación Cu:S general de la alimentación sea más alta que la del concentrado solo. En consecuencia, cuando el concentrado tiene una relación Cu:S relativamente baja, se puede añadir la mata de cobre en la cantidad que se desea para aumentar la relación Cu:S global de la alimentación hasta un valor óptimo. Por ejemplo, la relación global Cu:S de la alimentación combinada puede ser un mínimo de 1,4.
En consecuencia, el proceso de fundición de etapas múltiples anterior permite la operación continua de una planta de procesamiento de mineral que utiliza el equipo de fundición existente que requiere que la alimentación tenga un umbral de Cu:S relativamente alto, al tiempo que minimiza el nuevo gasto de capital en fundiciones adicionales, incluso si el Cu:S del concentrado del mineral es inferior a la relación de umbral. Por lo tanto, el proceso de múltiples etapas se adapta a cambios en la composición del concentrado a lo largo del tiempo, como debido a diferentes
métodos de concentración del mineral, o debido a la inevitable disminución en la ley del mineral y/o cambios en la mineralogía a lo largo del tiempo.
El cobre blíster puede entonces ser refinado al fuego para producir cobre anódico antes de ser electrorrefinado para producir cobre catódico. Típicamente, los metales preciosos presentes en el cobre blíster se precipitan en los lodos anódicos durante el proceso de electrorrefinación y posteriormente se recuperan.
En una modalidad del proceso, el material mineral contiene sulfuros de cobre y minerales de uranio. El material mineral también puede contener uno o más metales preciosos. El metal precioso puede ser oro y/o plata. El material mineral también puede contener uno o más minerales que contienen hierro. Los minerales que contienen hierro pueden incluir minerales de ganga, tales como uno o más de hematita, siderita y clorita. Estos minerales pueden constituir parcial o totalmente la fuente del hierro en la solución de lixiviación ácida que contiene hierro.
Los ripios que se producen en la etapa (b) pueden contener principalmente uno o más de sulfuros de cobre, metales preciosos, pirita, azufre elemental, hematita y sílice. También puede contener uno o más radionucleidos naturales, elementos de tierras raros y materiales de ganga. En algunas modalidades, el fluoruro de calcio también puede estar presente y puede requerir la eliminación mediante lixiviación o limpieza por flotación adicional.
Antes de la flotación en la etapa (c), los ripios se pueden someter a molienda. El tamaño de partícula de los ripios molidos puede comprender un P80 de aproximadamente 75 pm, preferentemente de aproximadamente 35 pm, sin embargo, puede oscilar entre 20 pm a -150 pm. El concentrado de cobre ripios se puede volver a triturar durante la flotación y puede comprender un P80 de aproximadamente 20 pm, sin embargo, puede oscilar entre 15 pm a 75 pm. La ley del concentrado de cobre puede ser de alrededor del 25 % en peso de Cu, sin embargo, puede oscilar entre el 15 % al 45 % en peso.
En una modalidad del proceso de mineral de lixiviación en pilas, el gas que contiene oxígeno es aire. En otra modalidad, el gas que contiene oxígeno es aire enriquecido con oxígeno.
En una modalidad del proceso, la solución de lixiviación cargada contiene al menos uranio. Puede comprender una proporción sustancial de uranio en el mineral. También puede contener al menos algo de cobre.
En una modalidad del proceso, la solución de lixiviación ácida que contiene hierro contiene iones férricos que oxidan el material mineral para disolver el cobre y el uranio, lo que da como resultado la reducción a iones ferrosos. Los iones ferrosos luego se reoxidan a iones férricos por reacción con el gas que contiene oxígeno.
La solución de lixiviación cargada que se produce en la etapa (b) se puede someter posteriormente a una etapa de extracción para recuperar uranio y cobre. La etapa de extracción puede comprender una etapa de extracción con solvente. La etapa de extracción por solvente puede comprender dos procesos de extracción por solvente, uno para extraer uranio y el otro para extraer cualquier cobre de la solución de lixiviación cargada. La etapa de extracción puede comprender un primer proceso de extracción por solvente para recuperar cualquier cobre de la(s) solución(es) de lixiviación cargada(s), y el refinado del primer proceso de extracción por solvente luego se trata en un segundo proceso de extracción por solvente para extraer uranio. El refinado del segundo proceso de extracción por solventes se puede reciclar al menos parcialmente para su uso en la etapa de lixiviación en pilas (b) y/o se puede purgar al menos parcialmente con el fin de controlar la acumulación de especies nocivas y/o mantener un equilibrio del inventario de la solución (por ejemplo, cloruro y/o exceso de hierro) en solución.
En una modalidad, la etapa de extracción puede incluir un proceso de intercambio iónico para extraer uranio del refinado del primer proceso de extracción con solvente.
La lixiviación ácida en pilas de la etapa (b) se puede realizar en más de una etapa. En una modalidad, la lixiviación ácida en pilas se lleva a cabo en dos etapas. En otra modalidad, la lixiviación ácida en pilas se lleva a cabo en más de dos etapas, por ejemplo, en tres etapas. Cuando se emplea más de una etapa de lixiviación en pilas, el mineral lixiviado en una etapa posterior puede comprender mineral parcialmente lixiviado de una etapa anterior. Además, la primera etapa de lixiviación en pilas puede dar como resultado un lixiviado intermedio que puede comprender al menos parcialmente el lixiviado para la segunda etapa de lixiviación en pilas. El lixiviado de la segunda etapa de lixiviación en pilas puede comprender al menos parcialmente el lixiviado para una tercera etapa de lixiviación en pilas (si se usa) y así sucesivamente.
El lixiviado de al menos la segunda etapa de lixiviación en pilas puede comprender la solución de lixiviación cargada. Una porción de la solución de lixiviación cargada puede pasar a la etapa de extracción y una porción se puede reciclar. Esto se hace para minimizar el volumen de la solución de lixiviación cargada que se requiere procesar en la etapa de extracción y, por lo tanto, para controlar el tamaño del equipo de extracción.
Los ripios que se producen en la etapa (b) se pueden enjuagar con agua o agua de proceso reciclada, tal como la de la etapa de flotación, antes de la etapa (c). El enjuague elimina el ácido y los metales solubles. El agua de enjuague
se puede usar entonces como diluyente tal como en la etapa de lixiviación en pilas (b) (por ejemplo, en la etapa final de lixiviación en pilas). El uso de agua de enjuague como diluyente para la etapa de lixiviación en pilas ayuda a optimizar la conservación del agua del proceso de recuperación de metales.
Los ripios que se producen en la etapa (b) se muelen preferentemente antes del paso de flotación (c), con el fin de maximizar la separación de los minerales de la ganga.
La lixiviación en pilas de la etapa (a) se puede realizar a presión atmosférica y a una temperatura desde ambiente hasta elevada. En una modalidad, la temperatura puede ser ambiente, como hasta 35 °C.
La lixiviación en pilas de la etapa (a) se puede llevar a cabo durante un período de tiempo superior a 100 días, como de 150 a 300 días.
En una modalidad, el proceso de fundición incluye al menos dos etapas de fundición y el concentrado de ripios tiene una Cu:S inferior a 1,4 el proceso incluye:
(a) fundir el concentrado de ripios en una primera etapa que comprende un fundidor de mata para producir un producto de mata de cobre que contiene al menos un 40 % de cobre;
(b) combinar el producto de mata de cobre con un concentrado de cobre para producir un material de alimentación que tenga una relación de Cu:S superior a la del concentrado de ripios; y
(c) fundir el material de alimentación en una segunda etapa que comprende un horno de blíster directo para producir cobre blíster que tiene al menos un 95 % de cobre.
La etapa de fundición (a) se puede llevar a cabo en una fundición instantánea. Alternativamente, la etapa de fundición (a) se puede llevar a cabo en un baño de fundición. Preferentemente, la etapa de fundición (a) se lleva a cabo en una fundición instantánea.
El concentrado de ripio se puede mezclar con otro material que tenga una relación Cu:S más alta que el concentrado de ripio con el fin de aumentar la relación global de Cu:S de la alimentación combinada a la etapa (a). El otro material puede ser un concentrado de cobre que tenga una relación Cu:S superior a 1,4. La alimentación combinada puede tener un contenido total de azufre elemental de 4-8 %.
El producto de mata de cobre que se produce en la etapa (a) también se puede combinar con un concentrado de cobre antes de ser fundido en la segunda etapa de fundición (b). El producto de mata de cobre se puede granular antes de que se combine con el concentrado de Cu. El concentrado de cobre también puede comprender ventajosamente el concentrado de cobre que tiene una relación Cu:S superior a 1,4.
La segunda etapa de fundición (b) se puede realizar en un DBF. La mezcla de mata de cobre y un concentrado de cobre da como resultado que la relación Cu:S general de la alimentación sea más alta que la del concentrado solo. En consecuencia, cuando el concentrado tiene una relación Cu:S relativamente baja, se puede añadir mata de cobre en la cantidad que se desea para aumentar la relación Cu:S global de la alimentación hasta un valor óptimo. Por ejemplo, la relación global Cu:S de la alimentación combinada puede ser un mínimo de 1,4.
El cobre blíster que se produce en la segunda etapa de fundición (b) puede tener 98-99 % Cu.
La invención, tal como se define en la reivindicación 14, proporciona además una planta integrada para su uso en el proceso de recuperación de cobre, uranio y uno o más metales preciosos a partir de un material mineral, tal como se define en la invención, de acuerdo con la reivindicación 1, dicha planta incluye:
medios para formar una pila del material mineral;
medios para suministrar una solución de lixiviación ácida y un gas que contiene oxígeno a la pila para formar una solución de lixiviación cargada y un ripios;
equipos de extracción para extraer cobre y uranio de la solución de lixiviación cargada;
medios para recolectar y transferir la solución de lixiviación cargada que surge de la lixiviación en pilas al equipo de extracción;
equipo de flotación para su uso en la flotación de ripios para producir un concentrado de ripios que contiene cobre y medios para transferir los ripios desde la pila al equipo de flotación; y
un primer y un segundo horno para fundir el concentrado de ripios y obtener un producto de cobre fundido y medios para transferir el concentrado de ripios al primer horno.
Modalidades particulares de la invención de acuerdo con la reivindicación 14 se detallan en las reivindicaciones dependientes 15 y 16.
Cada aspecto hidrometalúrgico del proceso de recuperación de cobre y uranio se puede llevar a cabo mediante el uso de agua salina (como agua de mar o agua subterránea salina) para las soluciones del proceso, en lugar de agua dulce. Esto puede ser beneficioso en regiones con escasez de agua o donde la conservación del agua es
importante. Además, la presencia de iones de cloruro en las soluciones del proceso puede mejorar las tasas de lixiviación de los minerales, como la calcopirita. En particular, la etapa (b) del proceso de lixiviación en pilas se puede llevar a cabo mediante el uso de soluciones de proceso salinas y/o hipersalinas, y se puede llevar a cabo de acuerdo con el número de solicitud de patente en tramitación junto con la presente PCT/AU2015/050806, publicado como WO 2016/094956.
Después de la etapa de flotación, y antes de la etapa de fundición, el concentrado de ripio se puede someter a una etapa de lixiviación de concentrado opcional para eliminar al menos parcialmente los fluoruros en el concentrado de ripio antes de la fundición. La etapa de lixiviación de fluoruro se puede realizar mediante el uso de ácido sulfúrico a temperatura elevada (como 70-80 °C). Alternativamente, los iones de aluminio se pueden usar para complejizar y eliminar parcialmente los fluoruros a niveles aceptables para la fundición. El proceso de lixiviación de concentrado de aluminio incluye la adición de iones de aluminio. (III). La relación de aluminio a fluoruro (relación A1: F) puede oscilar entre 0,5 - 1,5, como alrededor de 1,0. El pH de la lixiviación de fluoruro puede oscilar entre 0,5 a 2,5, por ejemplo, entre 1 - 1,5. La temperatura de lixiviación puede oscilar entre 40 - 70 °C, como alrededor de 50 °C. La lixiviación de fluoruro se puede llevar a cabo durante un período de tiempo de 1 -12 horas, tal como de -6-10 horas. Se ha descubierto que la lixiviación de fluoruro también puede proporcionar algunos beneficios adicionales, incluida una mejora del concentrado de ripios hasta en un 2-6 %. La lixiviación de fluoruro también puede eliminar parte del uranio que se reporta al concentrado de ripios (por ejemplo, 1-3 % de extracción de uranio con respecto al mineral extraído).
Después de la etapa de flotación (y cualquier etapa posterior de lixiviación de fluoruro), y antes del paso de fundición, el concentrado también se puede someter a una etapa de deshidratación. El concentrado deshidratado puede tener un contenido de agua no superior al 15% y preferentemente inferior al 12 % en peso. El concentrado deshidratado puede comprender un contenido mínimo de agua del 6 % en peso, como alrededor del 10 % en peso. El concentrado deshidratado se puede secar convenientemente mediante el uso de un secador de vapor o un secador instantáneo.
Breve descripción de las figuras
A continuación, se describirán modalidades específicas, solo a modo de ejemplo, con referencia a las figuras adjuntas en las que:
La Figura 1 muestra un diagrama de flujo de un proceso para recuperar cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral;
La figura 2 muestra un diagrama de flujo para un proceso de fundición de cobre.
La Figura 3 es un gráfico de la extracción promedio de Cu y U (%) frente al tiempo de lixiviación (días) para una gama de mineralogías de minerales durante la etapa de lixiviación en pilas del proceso de recuperación que se divulga.
La Figura 4 es un gráfico de barras que muestra la recuperación total de cobre mediante el uso de una combinación de lixiviación en pilas y flotación y fundición.
Las Figuras 5 (a) y (b) representan la recuperación de cobre y oro, respectivamente, del mineral de alimentación y del mineral flotado.
La Figura 6 es un gráfico de la recuperación de cobre a partir de concentrado de ripio flotado en agua de mar en comparación con ripio flotado mediante el uso de agua del grifo.
Descripción detallada de las modalidades específicas
En cada una de las Figuras 1 y 2, se usan números de referencia similares para indicar partes similares o similares. Con referencia en primer lugar a la Figura 1, se muestra un diagrama de flujo 10 que ilustra un proceso para recuperar cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral.
El mineral extraído 12, que comprende sulfuros de cobre, minerales de uranio y minerales de ganga (siderita, hematita y clorita), se entrega a una pila de almacenamiento de mineral, y luego se somete a una etapa de trituración 14. La etapa de trituración 14 puede comprender una o más etapas de trituración, como hasta tres etapas de trituración: primaria, secundaria y terciaria.
El mineral triturado 15 pasa a una etapa de aglomeración 16, donde se pone en contacto con agua y refinado y/o ácido y/o una solución que contiene condiciones salinas en un tambor para unir las partículas finas de mineral a los terrones más grandes.
El mineral aglomerado 17 se reporta a un paso de lixiviación en pilas 20. El mineral se apila en uno o más montones hasta una altura de aproximadamente 6 a 10 m mediante un apilador (no mostrado), tal como un apilador de puente móvil. El mineral se apila en una plataforma reutilizable recubierta (no se muestra) que tiene una capa de drenaje, tuberías de drenaje y tuberías de aireación, y se riega a través de un sistema de goteo (tampoco se muestra) con
licor acidificado 30. La(s) pila/s se alimentan con aire 32 soplado en la pila. El mineral apilado se puede curar por un período de hasta 30 días o más antes del comienzo de la lixiviación ácida.
Durante la etapa de lixiviación en pilas 20, los minerales de ganga siderita y clorita se lixivian con el licor ácido 30 y liberan hierro ferroso en solución. Este hierro ferroso se convierte en hierro férrico en presencia del oxígeno suministrado por el aire soplado en la pila. El mineral de ganga hematita también se disuelve y libera hierro férrico en solución. Los iones férricos lixivian los minerales de sulfuro de cobre (por ejemplo, calcopirita, bornita y calcocita) liberando cobre y más hierro ferroso. El licor se recircula y el hierro ferroso se reoxida a iones férricos por el oxígeno del aire. El hierro férrico y el ácido también lixivian uranio en solución a partir de los minerales de uranio en el mineral. La etapa de lixiviación en pilas 20 produce una primera solución de lixiviación cargada 40 que contiene cobre y uranio disueltos y un ripios 42.
La solución de lixiviación cargada 40 informa a una etapa de extracción 52 en la que se extraen el cobre y el uranio de la solución. La etapa de extracción 52 recupera cobre y uranio que se disuelven durante el paso de lixiviación en pilas 20.
El cobre se extrae mediante el uso de una etapa de extracción por solventes/electroobtención de cobre (CuSXEW) 53. En la etapa CuSXEW 53, la solución de lixiviación cargada 40 se pone en contacto en un flujo a contracorriente con una fase orgánica que carga cobre para producir una corriente orgánica cargada y una corriente acuosa empobrecida en cobre (el refinado de cobre sX, 56). La materia orgánica cargada se lava y luego el cobre se desprende mediante un licor de ácido fuerte (por ejemplo, electrolito gastado). El licor de banda cargado se envía a una instalación de electro-obtención donde el cobre acuoso se deposita en placas de cátodo en blanco. El cobre se desprende de las placas y se vende. El electrolito gastado y la fase orgánica se reciclan.
El refinado de cobre 56 se envía a una instalación de extracción y refinación por solventes de uranio 54. Esto es mayormente análogo a la etapa CuSXEW 53, con la excepción de que la extracción se lleva a cabo con amoníaco acuoso y el uranio se precipita de la solución como diuranato de amonio. El diuranato de amonio se calcina para formar óxido de uranio como producto final. El refinado 57 de la etapa de extracción de uranio con solvente se recicla nuevamente a la pila 20.
Los ripios 42 producidos a partir de la lixiviación en pilas 20 se reportan a una etapa de molienda 50. En esta etapa, los ripios se muelen en un molino de bolas o de guijarros. Si es necesario, se puede añadir agua 51 y cal.
El ripios molidos 60 pasan a una etapa de flotación 62 la cual recupera aproximadamente 93 - 95 % de los sulfuros de cobre y 70 - 73 % de los metales preciosos al concentrado de ripios 68. Este concentrado de ripios 68 representa aproximadamente el 1-2 % de la masa total del mineral. El concentrado de ripios 68 se espesa en la etapa de espesamiento del concentrado 70 hasta aproximadamente un 40 % - 50 % de sólidos. El exceso de agua 72 se devuelve a la etapa de molienda 50.
Los relaves de flotación 74 se espesan hasta aproximadamente un 68-70 % de sólidos en la etapa de espesamiento de los relaves de flotación 76. El agua decantada 78 de la etapa de espesamiento de relaves de flotación 76 se devuelve a la etapa de molienda 50. El flujo inferior 80 de la etapa de espesamiento de relaves de flotación 76 se dirige a la instalación de almacenamiento de relaves 82.
El concentrado de ripios espesado 84 que resulta de la etapa de espesamiento 70 contiene principalmente sulfuros de cobre, pirita, azufre elemental, hematita y sílice. También puede contener radionucleidos naturales, elementos de tierras raras y materiales de ganga. En algunos casos, el fluoruro de calcio está presente y puede ser necesario eliminarlo mediante lixiviación o limpieza adicional por flotación. El tamaño de partícula es típicamente un P80 de 35 |jm, sin embargo, puede oscilar entre 20 jm a 105 jm. La ley del concentrado de cobre es típicamente alrededor del 25 % en peso de Cu, sin embargo, puede oscilar entre el 15 % en peso al 45 % en peso.
La densidad de sólidos de la suspensión de concentrado de ripios se puede aumentar desde aproximadamente un 25 % en peso hasta un 60 % en peso (oscila de 45 % en peso a 65 % en peso) en la etapa de espesamiento 70. El flujo inferior del espesante se deshidrata mediante el uso de un filtro de presión 85 para producir una torta de filtración que tiene un contenido de humedad preferentemente inferior al 15 %, y puede estar en el intervalo del 6 % en peso al 12 % en peso, como aproximadamente el 10 % en peso. El exprimido de la torta del filtro y la purga de aire se pueden usar para garantizar un bajo contenido de humedad. En el caso de que se apague el horno de fundición principal, el flujo inferior del espesante se puede bombear a un estanque de almacenamiento de concentrado (no se muestra) desde el cual el concentrado de ripios puede ser recuperado y procesado por los espesantes cuando sea necesario.
La torta de filtración 86 del filtro 85 se puede transportar a un transportador de lanzadera (no mostrado) que distribuye la torta de filtración 86 como alimentación de concentrado de ripios en depósitos de compensación de concentrado (tampoco se muestra). Estos contenedores se pueden rellenar con gas inerte (típicamente nitrógeno) para minimizar la oxidación y el autocalentamiento de la alimentación de concentrado de ripios.
La alimentación de concentrado de ripios se complementa con una proporción del concentrado convencional de la planta de procesamiento de mineral preexistente.
La alimentación de concentrado de ripios y el concentrado convencional se dosifican desde los contenedores de concentrado hacia un transportador de recolección que alimenta el concentrado húmedo mezclado a una etapa de secado.
La etapa de secado puede comprender el uso de un secador de vapor rotatorio. El secador de vapor rotativo puede usar el vapor producido en la etapa de fundición posterior o en las calderas de la planta de ácido (descrito más abajo). La presión del vapor se puede reducir a menos de 10 bar, potencialmente tan bajo como 7 bar, para reducir la temperatura y los correspondientes riesgos de sobrecalentamiento del azufre elemental en el concentrado. El secador puede tener una purga de gas inerte para minimizar el contenido de oxígeno. El gas inerte preferido es nitrógeno.
Una alternativa al secador de vapor rotatorio es usar un secador instantáneo donde se quema un combustible fósil y el gas de combustión se usa para transportar y secar el concentrado durante un período corto de tiempo. El concentrado seco de cualquiera de las opciones de secado tendrá preferentemente un contenido de humedad inferior al 0,5 % y típicamente alrededor del 0,2 %.
El polvo de la secadora se puede recolectar. Esto se puede hacer en un ciclón, cámara de filtros o depurador de partículas. La configuración preferida tiene el secador de vapor rotativo con cámara de filtros. El aislamiento de la cámara de filtros se puede instalar para reducir la deposición de azufre elemental a medida que se enfrían las corrientes de gases.
La alimentación de concentrado seco 87 se puede luego transferir neumáticamente a silos de almacenamiento de concentrado (no mostrados) para proporcionar un tiempo de residencia adicional. La transferencia neumática se puede completar con nitrógeno para minimizar los riesgos de autocalentamiento del concentrado. La alimentación de concentrado seco 87 luego se transporta neumáticamente, nuevamente con nitrógeno, a un contenedor diario de concentrado seco antes de ser introducido en el fundidor primario de mata 88. La fundición 88 puede ser de tipo baño o de tipo instantánea, siendo la fundición instantánea la preferida. Si el fundidor primario de mata 88 es un fundidor instantáneo, el concentrado mezclado se debe secar a <0,5% de humedad antes de la fundición instantánea. Sin embargo, si el autocalentamiento del concentrado mezclado causa problemas durante el secado y el concentrado no se puede secar a <0,5 %, entonces se puede usar la fundición en baño en la primera etapa de fundición (a). Si se instalara un tipo de fundición de baño, el secador se podría reemplazar potencialmente por un aglomerador y la alimentación húmeda se transferiría mediante transporte.
El fundente de sílice puede ser transferido a un depósito de día de flujo y a un sistema de transporte (no mostrado) que alimenta el fundente al fundidor primario de mata 88.
Una porción del polvo sulfatado producido en la caldera de calor residual o el precipitador electrostático de la fundición 88 se puede reciclar de vuelta al fundidor primario de mata 88. El circuito de preparación de alimentación existente procesará el concentrado convencional restante. El concentrado se procesará a través del espesante, los filtros y los secadores de concentrado de serpentín existentes para producir concentrado seco de alta calidad. El concentrado seco se transporta neumáticamente a los silos de concentrado.
Con referencia a la Figura 2, se muestra un diagrama de flujo 90 para la fundición de la alimentación de concentrado seco 87. El fundidor primario de mata 88 comprende un fundidor instantáneo.
En el diagrama de flujo que se muestra en la Figura 2, la alimentación de concentrado seco 87 se distribuye uniformemente al quemador de concentrado en el fundidor primario de mata 88 para lograr una distribución uniforme de la carga seca al eje de reacción. El aire enriquecido con oxígeno 92 (típicamente 80 % en volumen de oxígeno, que oscila entre 50 % a 90 %) se sopla a través del quemador de concentrado como aire de proceso. El aire de distribución se sopla horizontalmente a través de la punta del quemador de concentrado para distribuir uniformemente la carga.
El fundidor primario de mata 88 produce mata de cobre 94 (que típicamente contiene 70 % en peso de Cu, en un intervalo de 60 % a 75 %), escoria de silicato de hierro 96 (con una relación típica de Fe:SiO2 de 1,2 y 2 % en peso de Cu) un gas de escape que contiene dióxido de azufre.
La mata se extrae periódicamente del fundidor primario de mata 88 y se lava a una corta distancia del fundidor directamente al sistema de granulación de mata.
Para la alternativa en la que el fundidor primario de mata 88 consta de un fundidor de baño, el fundente mezclado, el concentrado y el polvo se alimentan al fundidor primario de mata 88 a través de un transportador. El oxígeno enriquecido se introduce más abajo del baño de metal fundido a través de una lanza que mezcla y oxida los materiales para producir una mata de cobre, escoria de silicato de hierro y gas de escape que contiene dióxido de
azufre. La mata y la escoria del fundidor primario de mata 88 se colarán juntas y se separarán en un horno de mantenimiento rotatorio antes de la granulación de la mata.
En ambos casos, se puede suministrar calor adicional al fundidor de mata primario 88 a través de la introducción de fuelóleo pesado o gas licuado de petróleo (LPG) a través de quemadores. El balance general de calor también se puede controlar al ajustar el enriquecimiento de oxígeno del aire que ingresa al horno.
La escoria 96, que típicamente contiene 2 % en peso de Cu (varía entre 0,5 % a 8 %, normalmente entre 1 % a 6 %, tal como entre 1 % a 5 %), se extrae del fundidor primario de mata 88 (normalmente el extremo del eje de captación del sedimentador de la fundición instantánea (o el horno de mantenimiento rotatorio de la fundición de baño) y se envía al concentrador de escoria 100 para una mayor recuperación de cobre.
El gas de escape del fundidor primario de mata 88 se dirige a la caldera de calor residual del fundidor primario para generar vapor saturado (por ejemplo, a 70 bar). Si la producción de vapor supera los requisitos, se puede tratar en un condensador enfriado por aire o en una turbina de vapor y generar electricidad a partir del exceso de vapor para devolverlo a la red.
El gas de escape que sale de la caldera de calor residual de la fundición primaria se puede enviar a un precipitador electrostático y luego a la limpieza de gas húmedo. El sistema de limpieza de gas húmedo incluye una torre de enfriamiento rápido, un lavador de flujo radial, una torre de enfriamiento de gas y precipitadores electrostáticos húmedos. Esta corriente de gas entra luego en una planta de ácido 102 donde el SO2 del gas se convierte en ácido sulfúrico.
El polvo recolectado de la caldera de calor residual de la fundición primaria y el precipitador electrostático puede contener altos niveles de algunos radionúclidos y se pueden reciclar al fundidor primario de mata 88 o se puede purgar a un tanque de disolución de polvo. La solución de cobre de la lixiviación de polvo se puede reciclar a las instalaciones de lixiviación en pilas CuSX/EW 52 o a las instalaciones de lixiviación de relaves CuSX/EW existentes. La mata granulada 94 se procesa a través de un molino que muele y seca la mata. La mata molida seca y el concentrado convencional seco junto con el fundente de sílice o cal se alimentan posteriormente al horno de fundición secundario 98 que comprende un Horno Híbrido Directo a Blíster (DBF). El horno DBF convencionalmente solo trataría concentrado. Sin embargo, en el presente proceso, la conversión de la mata a blíster y el tratamiento del concentrado directamente a blíster en el mismo horno al mismo tiempo permite que se vea como una aplicación DBF "híbrida" (tratamiento de los productos mata y concentrado). El tratamiento simultáneo de mata y concentrado juntos en un solo horno DBF evita la necesidad de un horno de conversión para tratar solo la mata.
El fundidor secundario 98 produce cobre blíster 104a, escoria 106 y dióxido de azufre que contiene gases de escape. El cobre blíster del DBF Híbrido se extraerá y se lavará en hornos de ánodos.
La escoria 106a del fundidor secundario 98 se extrae por lotes a un horno eléctrico 108 para recuperar cobre mediante la reducción de óxido de cobre mediante el uso de coque. El contenido típico de cobre de escoria de horno eléctrico objetivo es del 4 %, pero puede oscilar entre el 2 % y el 8 %.
El cobre blíster 104b del horno eléctrico 108 se lava a los hornos de ánodo existentes. La escoria del horno eléctrico 106b se envía al concentrador de escoria 100 para la recuperación de cobre.
El cobre blíster 104a, 104b del fundidor secundario 98 y el horno eléctrico 108 entrarán en un horno de ánodo (no mostrado). El aire de la planta se inyecta a través de toberas en el baño fundido del horno de ánodo para oxidar el azufre en el cobre blíster 104a, 104b. Después de la oxidación, se completa un ciclo de reducción al inyectar LPG/Nitrógeno en las toberas para controlar el contenido de oxígeno del cobre blíster. La escoria de los hornos de ánodos se puede desnatar y reciclar para recuperar el cobre.
El cobre del ánodo se funde en ánodos en una rueda de fundición. Los ánodos se envían a una electrorrefinería 110 para la producción de cobre catódico 112. Los ánodos de cobre se cargan en celdas llenas de una solución electrolítica de ácido sulfúrico y sulfato de cobre. Al lado de cada ánodo de cobre hay un cátodo de acero inoxidable. Una corriente continua de hasta 31000 amperios pasa a través de la solución electrolítica, desde el ánodo hasta la placa base. El cobre del ánodo se disuelve y se vuelve a depositar como cobre puro al 99,99 % en la placa base de acero inoxidable.
Después de un período de tiempo (típicamente alrededor de 10 días), el cobre se retira de las placas del cátodo y se empaqueta para su envío. Una vez que se ha disuelto una porción de los ánodos de cobre (típicamente alrededor del 16 % de su peso original), la chatarra remanente se retira, se lava y se vuelve a fundir.
Los lodos anódicos generados por impurezas insolubles en los ánodos de cobre caen al fondo de la celda. Estos lodos se recolectan, tratan y bombean a una sala de oro para extraer oro y plata 114.
Los lodos se lixivian primero para eliminar el cobre mediante lixiviación en ácido fuerte aireado. Esta etapa también elimina algo de selenio y telurio. Los lodos sin cobre se neutralizan a un pH de 8 o más antes de que se transfieran a tanques de cianuración donde se agrega cianuro en una relación predeterminada y se inyecta oxígeno. El oro y la plata se disuelven en la solución de cianuro, dejando impurezas insolubles. La solución se filtra y se bombea al tanque de almacenamiento de licor cargado. El residuo se repulpa con solución estéril y sulfato ferroso para estabilizar el cianuro restante antes de bombearlo al circuito de relaves.
La solución cargada se bombea a un tanque de precipitación de zinc donde el oro y la plata se precipitan fuera de la solución. Luego, el precipitado se filtra en un filtro a presión y se lava y vuelve a reducir a pulpa en agua potable. Luego, la torta se somete a otra etapa de lixiviación, en el que el zinc se lixivia en ácido sulfúrico. Esto también lixivia el selenio por oxidación con ácido nítrico y/o peróxido de hidrógeno.
Luego se agregan agua y sal a la solución para lixiviar la plata, que luego se precipita como cloruro de plata. Luego, el cloruro de plata y el oro metálico se filtran y recolectan.
Los sólidos se repulpan en una pequeña cantidad de agua potable para mantener la consistencia de una pasta. El material se introduce en un secador transportador para eliminar la mayor parte de la humedad antes de que llegue al tostador.
Se agregan carbonato de sodio, fundente de sílice y bórax al tostador para convertir el cloruro de plata en plata metálica y eliminar cualquier plomo que esté presente en el precipitado. El material fundido del tostador se vierte en botones Dore y bandejas de escoria. El Dore se introduce en el horno Dore. El horno Dore eliminará el plomo restante, incluido el Pb210 y el selenio, mediante oxidación y volatilización. Luego, el Dore se vierte en moldes que vierten el metal en ánodos.
Los ánodos Dore se someten a electrólisis con el fin de eliminar las impurezas. El 99,9 % de la plata se produce en el cátodo de electrólisis y el oro dentro de los ánodos se presenta como lodo. El lodo se dirige a la jaula de oro para su posterior procesamiento y la plata se centrifuga, pesa y moldea en lingotes de plata.
El lodo de oro se seca y se agregan reactivos y fundentes. Luego, el oro se funde en ánodos de electrólisis donde se colocan en una celda de electrólisis y se aplica corriente. Se produce un cátodo de oro resultante, se extrae, se lava y se seca. Luego, el cátodo de oro se funde y se convierte en lingotes de oro.
Las ventajas del proceso y la planta divulgados son:
• El uso de una operación de fundición de etapas múltiples sobre el concentrado de cobre es un medio eficiente y económico de recuperar cobre de un concentrado que tiene una relación Cu:S relativamente baja. En particular, el uso de una primera etapa de fundición para producir mata de cobre a partir de una alimentación de concentrado con bajo contenido de Cu:S, seguida de una segunda etapa en la que la mata y el concentrado se funden en un horno DBF proporciona un medio más eficiente y económico de recuperar cobre cuando en comparación con el procesamiento hidrometalúrgico del concentrado de ripios. Por lo tanto, el proceso permite el uso del equipo existente en el sitio para fundir concentrados de mineral a pesar de cambiar la composición del concentrado durante la vida útil de la mina, lo que permite una ventaja de costos significativa.
• Robustez: Los tiempos de respuesta de la etapa de lixiviación en pilas son muy largos. Esto significa que las etapas de lixiviación en pilas y molienda/flotación se pueden desacoplar. El concentrado de cobre que surge de la flotación es un flujo relativamente pequeño y se le puede dar un tiempo de almacenamiento razonable y, por lo tanto, es posible una capacidad de sobretensión razonable entre las etapas/equipo. No hay otras dependencias.
• Yeso y jarosita: La formación de cristales semilla de yeso y jarosita durante la etapa de curado promueve la formación de estos precipitados dentro de la pila y no en las tuberías que se usan durante el procesamiento posterior. Esto reduce los requisitos de mantenimiento.
• Tamaño de la planta: las operaciones de lixiviación en pilas se pueden expandir fácilmente hasta tonelajes muy grandes y son adecuadas para operaciones mineras a cielo abierto de gran escala.
• Recuperación de uranio: el trabajo de prueba ha sugerido que el empleo de un paso de lixiviación en pilas puede mejorar la disolución de uranio de las muestras de mineral Etapa de extracción: el Cobre SX/EW puede recibir una alimentación limpia con bajo contenido de TSS (sales solubles totales), bajo contenido de ácido y tenores de cobre que resultan en una eficiente recuperación de cobre. La etapa de extracción de uranio aún puede obtener la formación de CRUD a partir de circonio y bismuto, pero los datos hasta la fecha sugieren que las concentraciones de circonio y bismuto se reducen significativamente.
• Economía mejorada: la combinación de pérdidas mínimas de uranio soluble y un tiempo de lixiviación prolongado permitido por la lixiviación en pilas de bajo costo da como resultado una mayor producción de uranio. La combinación de altas recuperaciones de cobre de la solución junto con un rendimiento de flotación equivalente en los ripios como se logra en el mineral también da como resultado mayores recuperaciones de cobre en general. La lixiviación en pilas proporciona un capital más bajo y un entorno de lixiviación menos
agresivo. Esto último conduce a menores costos operativos. La combinación de todo lo anterior genera un mayor retorno de la inversión.
Se ha encontrado que en el método que se divulga la velocidad de oxidación del hierro ferroso es proporcional al cuadrado de la concentración de iones ferrosos. El proceso y la planta divulgados son particularmente eficientes para el yacimiento de Olympic Dam porque la combinación de ganga y minerales valiosos en este yacimiento crea tenores de hierro elevados que permiten que este proceso opere a un ritmo eficiente.
Ejemplo
Lixiviación en Pilas y Flotación de Ripios
Las muestras de mineral, que tenían una gama diversa de mineralogía que reflejaba la gama real de mineralogía de mineral en Olympic Dam, se sometieron a lixiviación en pilas (es decir, la etapa (a) del proceso divulgado) en columnas mediante el uso una solución de lixiviación salina ácida que contiene hierro en la presencia de aire. Las relaciones Cu:S de las muestras de mineral oscilaron entre aproximadamente 3 a menos de 1. El mineral contenía varios minerales que contenían hierro, como la siderita y la clorita, que proporcionaban una fuente de hierro en la solución de lixiviación. El consumo de ácido de las muestras también varió de alto a bajo, lo que refleja la variación en la mineralogía de la ganga. La ley de U3O8 del mineral era variable y oscilaba entre aproximadamente 200 ppm y 1000 ppm.
La disolución de cobre y uranio se midió a lo largo del tiempo. La Figura 3 muestra los resultados de estas pruebas. La disolución promedio (%) de U3O8 y Cu se representan en función del tiempo (días). Los valores reales de extracción de Cu y U oscilaron entre 20 % a 80 % y entre 30 % a 90 %, respectivamente, después de 250 días de lixiviación. Se puede observar que después de aproximadamente 250 días, la disolución promedio de uranio fue de aproximadamente 72 % y de cobre de 57 %.
Los ripios resultantes de la etapa de lixiviación en pilas anterior se molieron a un tamaño de partícula entre 150 y 50 micrones y se sometieron a flotación. La flotación resultó en buenas recuperaciones de cobre y metales preciosos en la fracción flotante de los ripios de aproximadamente más del 90 % tal como 93 % y más del 65 %, tal como 73 % respectivamente.
La Figura 4 es un gráfico de barras que muestra la recuperación total de cobre de una serie de pruebas de planta piloto de flotación de ripios y lixiviación en pilas "cuna" a mayor escala. Cada barra representa la recuperación total de cobre de una muestra de mineral mediante el uso una combinación de lixiviación en pilas y flotación de los ripios después de la lixiviación en pilas. La sección inferior y más clara de cada barra representa el % de disolución de cobre de la lixiviación en pilas de la muestra en un ensamblaje de cuna. La sección superior, más oscura, de cada barra representa la cantidad de cobre en la fracción flotante de ripios (es decir, recuperado de los ripios de lixiviación en pilas después de la flotación de ripios). (La fracción de flotación se convertiría entonces en la alimentación del posible proceso de lixiviación de impurezas del concentrado aguas abajo y del posterior proceso de fundición). Las cunas 2 a 9 se flotaron mediante el uso de agua no salina (nominada como menos de 5 gpl de cloruros), mientras que las cunas 10 a 31 se flotaron mediante el uso de agua salada con 10-35 gpl de cloruros, pero típicamente a 15 25 gpl de cloruros. Como se puede ver, a pesar de la variación en la cantidad de cobre disuelto de las muestras de mineral durante la lixiviación en pilas (que va desde alrededor del 29 % al 92 %), hubo una alta recuperación del cobre remanente en la muestra mediante el uso de la flotación, lo que resultó en una recuperación global de cobre de al menos el 90 %.
Las Figuras 5 (a) y (b) representan la recuperación de cobre y oro, respectivamente, a partir de mineral de alimentación (mineral extraído (ROM)) y flotado. Cada punto de datos compara el % de recuperación del mineral flotado con el % de recuperación del mineral ROM. El cobre se lixivia parcialmente durante la lixiviación en pilas, mientras que el oro es mínimo o no se lixivia. Los gráficos son aproximadamente lineales, lo que indica que la recuperación de metal del mineral flotado es similar a la del mineral ROM. Dado que la flotación del mineral envejecido o meteorizado generalmente se ve impedida debido a la presencia de superficies oxidadas o recubiertas, se espera que la flotación de los ripios también se vea impedida debido a las condiciones experimentadas durante la lixiviación en pilas. Los resultados que se muestran por las Figuras 5 (a) y (b) fueron, por lo tanto, sorprendentes porque la recuperación de metal de ripios fue inesperadamente similar a la de la ROM.
La Figura 6 es un gráfico de la recuperación de cobre a partir de concentrado de ripio flotado en agua de mar salina en comparación con la recuperación de ripio flotado mediante el uso de agua no salina (del grifo). El gráfico es aproximadamente lineal, lo que indica que la flotación se puede llevar a cabo con tanto éxito mediante el uso de agua salada como mediante el uso de agua no salina.
Fundición de Concentrado de Ripios
La Tabla 1 muestra un ejemplo de las composiciones mineralógicas y químicas de un concentrado convencional y de un concentrado de ripios que se produce mediante el uso del proceso de la presente divulgación. Como se
señaló anteriormente, el concentrado convencional se produjo a partir de la flotación del mineral extraído de la mina. Por el contrario, el concentrado de ripios se produjo a partir de la flotación de los ripios restantes después de la lixiviación en pilas del mineral de acuerdo con la presente divulgación. El concentrado de ripios tiende a tener menores cantidades de sulfuros secundarios (como CusFeS2 , Cu2S, CuS) y una mayor cantidad de calcopirita. También incluye azufre elemental. En consecuencia, el concentrado de ripios tiene un contenido total de cobre más bajo y un contenido de azufre más alto que el concentrado convencional. Esto se traduce en que el concentrado de ripios tiene una relación Cu:S más baja (0,83) que la del concentrado convencional (1,66) en esta prueba.
Tabla 1 Composiciones de concentrados convencionales y de ripios
Mineral Fórmula Concentrado Concentrado de ripios Convencional
Sulfuros secundarios Cu5FeS2 , Cu2S, CuS 47,4 15,6
Calcopirita CuFeS2 31,0 44,4
Azufre S - 9,8
Hematita Fe2O3 9,7 14,0
Pirita FeS2 5,4 3,0
Cuarzo SiO2 2,1 4,6
Moscovita KAl2(Si3Al)O1ü(OH,F)2 2,1 6,3
Magnetita Fe2+Fe3+2O4 0,4 -Fluorita CaF2 0,06 0,4
Otros 1,8 1,9
Elemento
Cu 44,4 25,1
Fe 21,2 25,9
Stot 26 7 30,2
S0 9,8
SO42" 0,47 0,46
Cu: S 1,66 0,83
Se realizaron tres pruebas de fundición mediante el uso de concentrados convencionales y/o de ripios, y los resultados de esas pruebas se muestran en la Tabla 2. Las pruebas de fundición se realizaron en un fundidor primario de mata, que comprende una fundición instantánea.
Tabla 2: Pruebas de fundición (Fundición primaria)
Muestra de fundición 1 2 3
Material de alimentación Concentrado 50:50 Convencional Concentrado de ripios Convencionales Con Ripios Con
Mata
Ley de Cu (%) 70,8 76,2 70,7
Ley de Fe 7,1 2,7 7,2
Ley de S 19,9 19,9 20,5
Escoria
Ley de Cu (%) 3,3 5,9 3,6
Ley de Fe (%) 43,9 43,8 38,6
Ley de SiO2 (%) 24,4 24,7 27
Ley de S (%) 0,6 0,2 0,6
Fe:SiO2 1,80 1,77 1,42
Cada una de las pruebas de la Tabla 2 produjo mata de cobre de alto grado, es decir, más del 70 %.
La mata producida en la fundición primaria se granuló y se alimentó a una fundición secundaria para convertirla en cobre blíster. La fundición secundaria en este caso era una DBF "Híbrida". Mientras que convencionalmente un DBF solo trataría el concentrado, en el presente proceso, el horno trata una combinación de mata y productos concentrados simultáneamente, evitando así la necesidad de un horno de conversión para tratar solo la mata. La Tabla 3 muestra los resultados de tres pruebas de fundición en el Híbrido DBF con diferentes materiales de alimentación. En la Muestra 4, el material de alimentación comprendía una combinación de mata convencional (que
se produce de acuerdo con la Muestra 1) y mata de ripios (que se produce de acuerdo con la Muestra 3). El material de alimentación para la Muestra 5 fue concentrado convencional (ver Tabla 1) y mata convencional (que se produce de acuerdo con la Muestra 1). El material de alimentación para la Muestra 6 fue concentrado convencional (ver Tabla 1) y mata de ripios/convencional (que se produce de acuerdo con la Muestra 2). En cada muestra, el cobre blíster resultante presentaba una ley >99 % de cobre y contenía poco azufre y Fe:SiO2 controlado, lo que indica que se puede producir un blíster de alta calidad de acuerdo con el presente proceso.
Tabla 3 Pruebas de fundición (Fundición secundaria)
Muestra de fundición 4 5 6
Material de alimentación Mata Convencional Concentrado Concentrado
(Muestra 1) Mata de Convencional MataConvencional Mata
Ripios (Muestra 3) Convencional Convencional/Ripios
(Muestra 1) (Muestra 2)
Blíster
Ley de Cu (%) 99,9 99,9 99,9
Ley de Fe (%) 0,008 0,011 0,206
Ley de S (%) <0,05 <0,05 <0,05
Escoria
Ley de Cu (%) 34,3 31,6 25,9
Ley de Fe (%) 22,8 31,2 34,2
Ley de SO 2 (%) 12,8 14,7 14,6
Ley de S (%) <0,1 <0,1 <0,1
Fe:SiO2 1,8 2,1 2,3
Claims (16)
1. Un proceso para recuperar cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral, que incluye:
a. formar una pila del material mineral;
b. someter la pila del material mineral a una lixiviación ácida en pilas mediante el uso de una solución de lixiviación ácida que contiene hierro en presencia de un gas que contiene oxígeno, y producir una solución de lixiviación cargada y unos ripios;
c. someter los ripios a flotación para producir un concentrado de ripios que contiene cobre y relaves; y d. someter el concentrado de ripios a un proceso de fundición para producir un producto de cobre fundido.
e. recuperar cobre y uranio de la solución de lixiviación cargada.
2. El proceso de la reivindicación 1, que incluye además las etapas:
f. electrorrefinar el producto de cobre fundido para producir cobre catódico y lodos anódicos que contienen metales preciosos; y
g. recuperar el uno o más metales preciosos de los lodos.
3. El proceso de la reivindicación 1, en donde el material mineral contiene sulfuros de cobre y minerales de uranio.
4. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde el proceso de fundición incluye al menos una etapa de fundición primaria, preferentemente que se realiza en un horno de fundición de mata, y una etapa de fundición secundaria, preferentemente que se realiza en un horno de blíster directo.
5. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde el material mineral también contiene uno o más minerales que contienen hierro que comprenden parcial o totalmente la fuente del hierro en la solución de lixiviación ácida que contiene hierro.
6. El proceso de la reivindicación 5, en donde el uno o más minerales que contienen hierro incluyen minerales de ganga, que comprenden preferentemente uno o más de hematita, siderita y clorita.
7. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde el gas que contiene oxígeno es aire o aire enriquecido con oxígeno.
8. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde la solución de lixiviación cargada contiene cobre y uranio.
9. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde la solución de lixiviación ácida que contiene hierro contiene iones férricos que oxidan el material mineral para disolver cobre y uranio, lo que da como resultado la reducción a iones ferrosos que se reoxidan a iones férricos por reacción con el gas que contiene oxígeno.
10. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde la lixiviación ácida en pilas se lleva a cabo en más de una etapa.
11. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde los ripios se muelen antes de la flotación en la etapa (c).
12. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde el concentrado de ripios comprende sulfuros que contienen cobre, minerales de uranio y uno o más metales preciosos, en donde el metal precioso es preferentemente oro y/o plata.
13. El proceso de cualquier reivindicación anterior, en donde el proceso de fundición incluye al menos dos etapas de fundición y el concentrado de ripios tiene una relación de Cu:S por debajo de 1,4, el proceso incluye:
(a) fundir el concentrado de ripios en una primera etapa que comprende un fundidor de mata para producir un producto de mata de cobre que contiene al menos un 40 % de cobre;
(b) combinar el producto de mata de cobre con un concentrado de cobre para producir un material de alimentación que tiene una relación de Cu:S superior a la del concentrado de ripios; y
(c) fundir el material de alimentación en una segunda etapa que comprende un horno de blíster directo para producir cobre blíster que tiene al menos un 95 % de cobre.
14. Una planta integrada para su uso en el proceso de recuperación de cobre, uranio y uno o más metales preciosos de un material mineral como se define en la reivindicación 1, dicha planta incluye:
medios para formar una pila del material mineral;
medios para suministrar una solución de lixiviación ácida y un gas que contiene oxígeno a la pila para formar una solución de lixiviación cargada y unos ripios;
equipos de extracción para extraer cobre y uranio de la solución de lixiviación cargada;
medios para recolectar y transferir la solución de lixiviación cargada que surge de la lixiviación en pilas al equipo de extracción;
equipos de flotación para su uso en la flotación de los ripios para producir un concentrado de cobre y medios para transferir los ripios desde la pila al equipo de flotación; y
uno o más hornos para fundir el concentrado de cobre para producir un producto de cobre fundido y medios para transferir el concentrado de cobre al uno o más hornos.
15. La planta de la reivindicación 14, que además incluye equipo de electrorrefinación para procesar electrolíticamente el producto de cobre fundido para producir cobre catódico.
16. La planta de la reivindicación 15, en donde uno o más hornos para fundir el concentrado de cobre para producir un producto de cobre fundido comprende un fundidor de mata para fundir el primer concentrado de cobre en una primera etapa y dirigirlo al horno blíster para fundir el material de alimentación en una segunda etapa.
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