MX2008000888A - Procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuros de metales básicos. - Google Patents

Abstract

La presente invención se refiere a la recuperación de metales comunes, en particular pero no exclusivamente cobre, por medio de un procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuros de metales comunes, en particular pero no exclusivamente sulfuros de metales comunes que contienen hierro.

Description

PROCESAMIENTO HIDROMETALÚRGICO Y PIROMETALÚRGICO INTEGRADO DE SULFUROS DE METALES BASICOS CAMPO DE LA INVENCIÓN La presente invención está relacionada con la recuperación de metales básicos, en particular aunque no de forma exclusiva cobre, mediante el procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado de sulfuras de metales básicos, en particular pero no de forma exclusiva sulfuras de metales básicos con contenido de hierro. La presente invención está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación de cobre a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro en los que el cobre está presente como calcopirita y/o bornita, en primer lugar mediante el procesamiento de la materia prima inicial de concentrado de sulfuro de cobre con contenido de hierro en tres fracciones separadas por medio de flotación por espuma u otros procesos de beneficio, en el que las fracciones son una fracción de concentrado de alta calidad, una fracción de concentrado de calidad inferior y una fracción de residuos. Normalmente, los concentrados de alta calidad y de calidad inferior tendrán un contenido de cobre superior a aproximadamente el 25%, e inferior a aproximadamente el 25%, respectivamente. Las fracciones separadas que se recuperan con estos métodos se tratan de forma individual y colectiva en un diagrama de flujo hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado para recuperar cobre en estado metálico o en otro estado adecuado de modo que la recuperación global de cobre sea mayor que la que se obtendría por medio de la fundición o calcinación directa del concentrado de sulfuro de cobre con contenido de hierro. La presente invención está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación de cobre a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro mediante la que el concentrado de cobre de alta calidad que se recupera mediante flotación por espuma o beneficio de la materia prima inicial de concentrado de sulfuro de cobre con contenido de hierro se refina aún más para obtener un producto con un contenido de alrededor del 50% o superior de cobre mediante la reacción con una solución de sulfato de cobre.

La presente invención está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación de cobre a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro mediante la que la solución de sulfato de cobre utilizada para retinar aún más el concentrado de alta calidad recuperado mediante la flotación por espuma o beneficio se produce por medio de la lixiviación del concentrado de cobre de calidad inferior recuperado del circuito de flotación por espuma. La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación combinada de cobre a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro y a partir de escorias, polvos y/o humos procedentes de hornos de fundición pirometalúrgicos por medio de un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la separación de uranio o de cualquier otro posible subproducto como por ejemplo cobalto, níquel y tierras raras presente en la materia prima de concentrado de sulfuro de cobre con contenido de hierro o en los residuos de la flotación. La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación de metales preciosos, en concreto oro y plata, a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro por medio de un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la separación de uranio o de cualquier otro posible subproducto como por ejemplo cobalto, níquel y tierras raras presente en la materia prima de concentrado de sulfuro de cobre con contenido de hierro o en los residuos de la flotación. La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la recuperación de metales preciosos, en concreto oro y plata, a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro por medio de un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado.

La presente invención también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con el rechazo de compuestos con contenido de arsénico ambientalmente estables a partir de concentrados de sulfuro de cobre con contenido de hierro por medio de un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. La presente invención .también está relacionada más específicamente aunque no de forma exclusiva con la refinación adicional del concentrado de alta calidad tras la reacción con solución de sulfato de cobre por medio de flotación por espuma, beneficio o tratamiento posterior de una parte del concentrado refinado para producir solución de sulfato de cobre.

ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN En esta especificación, cuando se haga referencia o se comente un documento, un acto o un conocimiento, dicha referencia o comentario no supone una aceptación de que el documento, el acto o el conocimiento, o cualquier combinación de ellos, en la fecha de prioridad: (i) formaran parte de los conocimientos generales comunes; o bien (ii) se supiera que eran relevantes para intentar solucionar cualquier problema que esté vinculado a esta especificación. El cobre puede recuperarse a partir de varios minerales y concentrados con contenido de cobre por medio de procesos hidrometalúrgicos y pirometalúrgicos. En los casos en los que sea posible, los minerales brutos con contenido de cobre se concentran por medio de varias técnicas de beneficio físico, en particular la flotación por espuma. En algunas plantas de tratamiento del mineral de cobre se sacrifica la recuperación global a fin de maximizar la calidad del cobre del concentrado de flotación. El mineral con contenido de cobre predominante en la mayor parte de depósitos de sulfuro de cobre es la calcopirita. Otros minerales menores con contenido de cobre son la calcocita, la borní ta, la covelita y la enargita. La pirita y, en menor medida, la pirrotita, suelen estar presentes como gangas sulfurosas.

Los concentrados con contenido de sulfuro de cobre de alta calidad (por norma general superiores a aproximadamente el 25% de Cu) suelen tratarse por medio de procesos pirometalúrgicos, mientras que los métodos hidrometalúrgicos por lo general se aplican a concentrados de cobre de calidad inferior. El método de procesamiento más favorable desde un punto de vista económico y técnico también se ve influenciado por la presencia y concentración de metales menores, como el zinc y el plomo, y de metales valiosos, como la plata, el oro y el platino, así como de metales nocivos, como el arsénico, presentes en la materia prima. Los métodos de procesamiento hidrometalúrgico suelen estar caracterizadas por su complejidad, con un elevado número de fases y grandes cargas circulantes de cobre. Los tres principales métodos pirometalúrgicos para el procesamiento de los concentrados de sulfuro de cobre de alta calidad son la fundición de la mata seguida de la conversión a cobre blister, la fundición a blister directa y la calcinación. La eficacia de la tecnología de fundición viene determinada por, entre otros factores, la relación Cu/S y la concentración de componentes de formación de escoria, especialmente hierro, magnesio y sílice. Los procesos de fundición convencionales no suelen ser aplicables a los concentrados de cobre de calidad inferior. No todo el contenido de cobre de la materia prima original se recupera como cobre blister; el cobre restante permanece en la escoria y en los polvos o humos procedentes de hornos de fundición que se recuperan de los gases residuales del horno de fundición. La calcinación consiste en la conversión del contenido de cobre en una sustancia soluble en agua, que se recupera de la calcinación por medio de lixiviación, extracción de disolventes y electroobtención. A menudo la calcinación es ineficaz, ya que durante la fase de calcinación se pueden formar fases de ferrita insolubles con contenido de cobre. Se han propuesto numerosos procesos hidrometalúrgicos para el tratamiento de los concentrados con contenido de cobre, en especial los concentrados con contenido de calcopirita. Este hecho refleja la denominada naturaleza refractaria de la calcopirita. Los procesos de este tipo más significativos son: (a) La lixiviación oxidativa en condiciones ácidas a temperaturas y presiones elevadas. (b) La lixiviación oxidativa mediante bacterias. (c) La lixiviación oxidativa con sulfato férrico a presión ambiente. (d) La lixiviación oxidativa en condiciones alcalinas (amoaniacales) a temperaturas y presiones elevadas. (e) La lixiviación con cloruro o cloro. Un número muy reducido de los procesos propuestos ha alcanzado un desarrollo comercial a plena escala por distintas razones, entre las que se incluyen la necesidad de una molienda ultrafina, tiempos de retención prolongados, problemas con la generación y neutralización/precipitación de los licores de hierro con un alto contenido férrico, las dificultades en la recuperación de cualquier metal precioso en la materia prima original, y la generación de soluciones de cobre relativamente diluidas. Todos estos factores aumentan los costes operativos y de capital, en particular cuando se aplican a concentrados de cobre (calcopirita) de una calidad relativamente inferior. A menudo, la recuperación total de cobre que se obtiene con muchos de los procesos propuestos no resulta económicamente aceptable debido a una reacción incompleta y/o a las pérdidas en forma de residuos de lixiviación por medio de procesos de precipitación y/o absorción. La recuperación de cobre a partir de concentrado de cobre con contenido de calcopirita que también cuenta con un contenido de uranio apreciable es sustancialmente más compleja, ya que es necesario efectuar una separación eficaz del cobre y el uranio antes de la recuperación del cobre electroobtenido/electrorefinado. En la mayoría de condiciones de procesamiento hidrometalúrgico es difícil lograr una lixiviación selectiva del cobre sobre el uranio o del uranio sobre el cobre, de modo que la mayoría de circuitos hidrometalúrgicos producen una solución de cobre-uranio cargada. Para la separación del cobre soluble del uranio es necesaria la instalación y el funcionamiento de un circuito de extracción de disolventes complejo que provoca un aumento de los costes operativos y de capital. El procesamiento del mineral de cobre-uranio producido en el proyecto de la mina Olympic Dam en Australia es un buen ejemplo de estos diagramas de flujo de tan elevada complejidad.

Como alternativa al tratamiento hidrometalúrgico directo de los concentrados de cobre, se han propuesto varios métodos de refinación química del contenido de cobre presente en la materia prima. El producto intermedio refinado con contenido de cobre se puede procesar aún más por medio de tecnologías pirometalúrgicas e hidrometalúrgicas conocidas. Uno de estos métodos se basa en el denominado proceso de metátesis en el que el componente de calcopirita del concentrado se hace reaccionar con una solución de sulfato de cobre para producir sulfuro de cobre con un contenido bajo de hierro (p. ej. digenita) y una solución ácida de sulfato ferroso. 3CuFeS2 + 6CuS04 + 4H20 ? 5Cu1 8S + 3FeS04 + 4H2S04 (1) Una reacción similar también se produce con cualquier cantidad de bornita presente en el concentrado de cobre. 3Cu5FeS4 + 6CuS04 + 4H20 ? 5Cu1 8S + 6Cu2S + 3FeS04 + 4H2S04 (2) También se producen reacciones similares que representan la recuperación de arsénico y hierro a partir de energita, así como cobalto y níquel a partir de diversos minerales que pueden coexistir con los minerales predominantes con contenido de cobre, por ejemplo la cobaltita y la carrolita, entre otros. Una o ambas de estas reacciones (1 ) y (2) constituyen un aspecto de las patentes de EE.UU. n.° 2.568.963, 2.662.009, 2.744.172 y 4.024.218, de la patente de Canadá n.° 1.258.181 y del n.° de publicación de patente WIPO WO 2004/106561. Todas estas patentes proponen la transmisión del concentrado de sulfuro de cobre refinado, que suele contener cerca del 50% de Cu, a un horno de fundición o a su posterior procesamiento por otros métodos. Los diagramas de flujo reivindicados son deficientes en varios aspectos en el sentido de que, por ejemplo, no revelan cómo se genera el lixiviador del sulfato de cobre, exigen fases de flotación adicionales, exigen la adición de un reductor para facilitar la metalurgia del proceso, o logran una conversión incompleta (metátesis) para asegurar que la solución ácida de sulfato ferroso resultante que se desecha tenga un contenido de cobre aceptablemente bajo. La presente invención supera estas deficiencias y es capaz de maximizar la recuperación global de cobre, más específicamente aunque no de forma exclusiva a partir de todos los concentrados y residuos de la flotación, o de los polvos, humos y escorias del horno de fundición, junto con, cuando sea pertinente, una separación eficaz del cobre y el uranio del concentrado, al tiempo que se minimizan los componentes de coste operativo y de capital del diagrama de flujo del procesamiento completo. Los objetos y ventajas de la invención descrita en las presentes especificaciones deben leerse de forma disyuntiva con el objeto de, por lo menos, ofrecer al público una alternativa útil.

BREVE DESCRIPCION DE LA INVENCIÓN En un aspecto, la presente invención proporciona un método para la recuperación a partir de un concentrado con contenido de valor metálico de uno o más valores metálicos entre los que se incluye, como mínimo, un valor metálico primario; dicho método se basa en un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado y consta de las siguientes fases: i. realizar una fase de cribado de separación y para ello someter el concentrado con contenido de metal a una o más fases de beneficio para permitir la formación de, como mínimo, tres fracciones con contenido de metal por separado, entre las que se incluye una fracción de concentrado de metal de alta calidad, una fracción de contenido de metal de calidad inferior y una fracción de residuos. ii. someter la fracción de concentrado de metal de calidad inferior a un proceso de lixiviación ácida para permitir la formación de una solución de refinación ácida que contenga una forma solubilizada del valor metálico primario. iii. someter la fracción de concentrado de metal de alta calidad a una fase de refinación del valor metálico por medio de una reacción con por lo menos una parte de la solución de refinación ácida formada en el paso (ii) para producir una fracción de concentrado de metal refinada con una concentración p/p más elevada del valor metálico primario. iv. someter la fracción de concentrado de metal refinado derivada del paso (iii) a un proceso de fundición para obtener por lo menos el valor metálico primario.

El valor metálico primario presente en el concentrado con contenido de valor metálico puede ser de varios metales como el cobre, el zinc o el níquel. Preferiblemente, el valor metálico primario presente en el concentrado con contenido de valor metálico es el cobre. Preferiblemente, la solución de refinación ácida del paso (ii) es una solución de sulfato de cobre ácida. En la fase o fases de beneficio del paso (i) se pueden incluir procesos de molienda, gravedad, magnéticos y/o de flotación. Preferiblemente, la fracción de residuos obtenida en el paso (i) se puede someter a un proceso de lixiviación ácida para formar una solución ácida apta para su uso en los procesos del paso (ii) o (iii), y/o para continuar con el tratamiento hidrometalúrgico a fin de recuperar cualquier valor metálico soluble adicional que pueda estar presente en la fracción de residuos. En un modo de realización preferido, las escorias o el polvo del tragante del horno de fundición derivados del proceso de fundición del paso (iv) se someten a un tratamiento hidrometalúrgico adicional con una solución ácida para formar un flujo de remanente con los componentes insolubles y un flujo de rebose con las formas solubles del valor metálico primario, en el que el flujo del remanente se recicla para su uso en el paso (iii) o (iv) y/o el flujo del rebose se recicla para su procesamiento con la fracción de concentrado de metal de calidad inferior o con la fracción de residuos a fin de facilitar la recuperación de cualquier valor metálico contenido. Preferiblemente, la fase adicional de tratamiento de las escorias o el polvo del tragante del horno de fundición consiste en un proceso de una o dos fases, en el que en la segunda fase el producto de remanente formado se vuelve a tratar, antes de su uso en el paso (iii) o (iv), mediante la reacción con una solución ácida más fuerte para facilitar una mayor eliminación del hierro férrico o de otras impurezas lixiviables de cualquier tipo que pueda haber presentes. Preferiblemente, el flujo de remanente también se trata mediante procesos de retrituración y/o flotación para producir un caudal de concentrado apto para el uso en el paso (iii) o (iv) para su combinación con la fracción de concentrado de metal de alta calidad. Preferiblemente, en el proceso de lixiviación ácida del paso (ii) se incluye un circuito de oxidación a presión en el que una reacción de lixiviación oxidativa prosigue hasta que sustancialmente la totalidad del valor metálico primario presente en la fracción de concentrado de metal de calidad inferior se disuelva en la solución de refinación ácida y la concentración de iones férricos de la solución de refinación ácida sea inferior a aproximadamente 10 g/L. Más preferiblemente, todos los residuos de la lixiviación formados en el circuito de oxidación a presión se vuelven a procesar o se reciclan con la fracción de residuos. El concentrado con contenido de valor metálico también puede contar con un valor de metal precioso, por lo general oro y plata, en cuyo caso los residuos de la lixiviación formados en cualquiera de las fases hidrometalúrgicas y pirometalúrgicas se someten a un procesamiento adicional para recuperar el valor de metal precioso. Más preferiblemente, el procesamiento adicional destinado a recuperar el valor de metal precioso se realiza por medio de lixiviación con cianuro. Preferiblemente, el concentrado con contenido de valor metálico consiste en lodos de mineral con contenido de, por lo menos, uno de los minerales seleccionados del grupo formado por covelita, calcocita, calcopirita, bornita y enargita. En un modo de realización preferido, la fracción de concentrado de metal de alta calidad incluye más del 20-35% p/p del valor metálico primario y la fracción de metal de calidad inferior incluye menos del 20-35% p/p del valor metálico primario. La fracción de concentrado de metal de alta calidad y/o la fracción de concentrado de metal de calidad inferior separadas del paso (i) también se pueden someter a un procesamiento adicional en el que se incluyan procesos de trituración, flotación, filtrado, dilución, espesamiento, lavado y/u otros procesos de depuración. Preferiblemente, antes del paso (iii) o (iv), la diferencia entre la concentración del valor metálico primario de la fracción de concentrado de metal de alta calidad en comparación con la de la fracción de concentrado de metal de calidad inferior se aumenta mediante un procesamiento adicional para facilitar la recuperación del valor metálico primario. En un modo de realización de la invención, la fase de refinación hidrometalúrgica (iii) incluye el uso de un autoclave o digestor simple o multicompartimentado para producir una fracción de concentrado de metal refinado con una mayor concentración de valor metálico primario.

Una fuente de dióxido de azufre también se puede obtener a partir de los gases residuales procedentes del proceso de fundición del paso (iv) y se pueden utilizar en el paso de refinación hidrometalúrgica (iii) para facilitar la reducción de los iones férricos que pueda haber presentes. En otro modo de realización preferido, la concentración de valor metálico primario de la fracción de concentrado de metal refinado se aumenta a una concentración superior a aproximadamente el 45-50% p/p. Antes del proceso de fundición del paso (iv), la fracción de concentrado de metal refinado obtenida en el paso (iii) se puede procesar de forma adicional mediante, como mínimo, un proceso de lavado, flotación, desagüe o secado y mezcla con flujos, y/o someterse a un cribado de separación adicional para formar un caudal más refinado para el proceso de fundición del paso (iv) y un caudal de reciclado secundario para el paso (iii). En otro modo de realización de la invención, valores de metales preciosos o secundarios como el uranio, el cobalto, el níquel, el oro y la plata se recuperan, normalmente durante el proceso de fundición, cuando están presentes en el concentrado con contenido de valor metálico o en cualquiera de las fracciones, ya sea la fracción de residuos, la fracción de concentrado de metal de calidad inferior o la fracción de metal de alta calidad. Además, todo el arsénico que pueda haber presente en el concentrado con contenido de valor metálico se puede transformar en un componente ambientalmente estable apto para su posterior almacenamiento. Por razones prácticas, el siguiente resumen de la invención, así como su descripción detallada, se refieren de forma específica a la recuperación de cobre a partir de concentrados con contenido de calcopirita, bornita y/o enargita mediante la aplicación del proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. Los expertos en la materia apreciarán que los mismos principios de procesamiento se pueden aplicar a otras materias primas con contenido de metales básicos o preciosos y que, como tal, los inventores incluyen la aplicación de dichas materias primas en el alcance de la presente invención.

Los expertos en la material también apreciarán que el funcionamiento eficaz del diagrama de flujo hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado depende del control estricto de los equilibrios de agua, masa y calor. Como tal, en aquellos casos en los que los flujos de proceso se dividen antes de su transmisión a las fases de unidades descendentes y ascendentes, las proporciones de dichas divisiones o fracciones vienen determinadas por el cumplimiento de estos requisitos en cuanto a los equilibrios y vendrán determinadas, en parte, por las propiedades químicas, físicas y mineralógicas de cada flujo de proceso. Además, en un aspecto en particular, la presente invención proporciona un novedoso diagrama de flujo según el que, en primer lugar, se tratan los lodos de mineral, como por ejemplo lodos de mineral brutos habituales, después de la fase o fases necesarias y adecuadas de trituración, hasta una fase de flotación por espuma convencional para formar tres flujos o fracciones: una fracción de concentrado de cobre de alta calidad (normalmente superior a aproximadamente el 25% de Cu), una fracción de concentrado de cobre de calidad inferior (normalmente inferior a aproximadamente el 25% de Cu) y una fracción de residuos. A continuación, cada uno de estos flujos o fracciones se somete a un procesamiento adicional por medio del diagrama de flujo hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. Si es pertinente, los concentrados de cobre separados de alta calidad y de calidad inferior producidos a partir de la materia prima original con contenido de cobre se pueden volver a moler y reflotar, filtrar, lavar o purificar por medio de otro métodos conocidos antes del tratamiento con el diagrama de flujo de procesamiento hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado, si la separación de minerales mejora con una distribución de tamaño más fino o bien si especies químicas nocivas solubles en agua, como por ejemplo los haluros, se pueden separar del concentrado de forma práctica. La división de masa y cobre entre las fracciones de concentrado de cobre de alta calidad y de calidad inferior se puede ajustar para optimizar la recuperación de cobre para la refinación y fundición, y limitar el traspaso de minerales de hierro, en particular pirita y pirrotita, al flujo de alta calidad. En un modo de realización, la fracción de concentrado de alta calidad puede hacerse reaccionar con una solución de iones rica en cobre y con bajo contenido férrico en un autoclave agitado simple o multicompartimentado o en un digestor no agitado para producir un concentrado de cobre refinado, por lo general con un contenido superior a aproximadamente el 45-50% de Cu, según las reacciones (1) y (2). El concentrado de cobre refinado se puede lavar, desaguar, secar y mezclar con flujos antes de su fundición por métodos conocidos, a fin de producir cobre blister, escorias del horno de fundición con contenido de cobre y subproductos del polvo del horno de fundición. La solución de iones rica en cobre y con bajo contenido férrico se puede obtener mediante la lixiviación oxidativa de, por ejemplo, el concentrado de calidad inferior, o de forma opcional se puede suplementar con el rebose del circuito de lixiviación del polvo del horno de fundición. El lodo de concentrado de calidad inferior se puede lixiviar en un autoclave agitado simple o multicompartimentado en presencia de oxígeno o aire de aspersión, iones férricos y ácido sulfúrico, o de forma opcional se puede suplementar con el rebose del circuito de lixiviación del polvo del horno de fundición. Las condiciones de la reacción se pueden ajustar en cuanto a la temperatura y a los iones férricos y de cobre presentes en la solución. La densidad de la pasta del lodo se puede ajustar para que se adecué a la reactividad y a la distribución por tamaños del concentrado de calidad inferior, y para controlar el equilibrio térmico y de agua y/o la concentración de ácido libre en los distintos procesos de lixiviación. Preferiblemente, la reacción de lixiviación oxidativa se continúa en uno o más compartimentos con o sin espesamiento intermedio hasta que esencialmente todos los minerales de cobre contenidos en el concentrado de calidad inferior se disuelven en la solución de lixiviación cargada mientras que la concentración de iones férricos se controla a menos de alrededor de 10 g/L. A continuación, el producto procedente del circuito de lixiviación del concentrado de calidad inferior se puede tratar por medio de los métodos adecuados, como por ejemplo con un espesante a presión o convencional, a fin de efectuar la separación de sólidos/líquidos. El remanente o el rebose del espesante se puede enfriar de forma instantánea para liberar calor del circuito. Acto seguido, el rebose de licor rico en cobre se puede transmitir como la fuente de cobre soluble para la lixiviación del concentrado de alta calidad o se puede transferir bajo presión para preservar la capacidad calorífica para el procesamiento descendente. En este modo de realización preferido, la fracción sin contenido de cobre (remanente) se transmite a continuación al circuito de residuos.

Los residuos de la flotación se pueden espesar para gestionar el balance hídrico en la molienda, en la flotación y en los circuitos de lixiviación de los residuos, con la opción de transmitir el remanente a un circuito de lixiviación en el que se hace reaccionar con una solución rica en contenido férrico derivada del circuito de lixiviación del concentrado de calidad inferior, suplementada con ácido sulfúrico adicional y, de forma opcional, con el rebose procedente de un circuito separado de lixiviación del polvo del horno de fundición, a fin de favorecer la lixiviación del cobre residual y de cualquier impureza metálica contenida en los residuos de la flotación. La temperatura y el tiempo de retención de lixiviación de los residuos se pueden ajustar para que se adecúen a la reactividad del cobre y de las impurezas metálicas contenidas en los residuos de la flotación. En este sentido, de forma opcional se puede emplear vapor instantáneo procedente de la lixiviación oxidativa para proporcionar calor adicional a lixiviación de los residuos. El lodo que sale del circuito de lixiviación de los residuos de la flotación a continuación se puede someter a una separación de sólidos/líquidos por medio de los métodos adecuados, como por ejemplo con un espesante CCD convencional. El residuo de la lixiviación, al igual que el remanente de CCD, se puede desechar en instalaciones de almacenamiento de residuos adecuadas. La solución de lixiviación cargada, al igual que el rebose de CCD, se procesa por medio de métodos conocidos para la recuperación del cobre o se purifica más mediante la separación y recuperación del uranio u otros metales como subproductos. La lixiviación opcional de los polvos procedentes de los hornos de fundición se puede llevar a cabo en condiciones de procesamiento flexibles a fin de maximizar la eliminación de impurezas al tiempo que se asiste en el balance hídrico global en los circuitos de lixiviación del concentrado de alta calidad y de calidad inferior. El circuito de lixiviación del polvo del horno de fundición se puede llevar a cabo en una sola fase, o alternativamente en dos fases separadas. En ésta última configuración, la primera fase consiste en la reacción con un lixiviador ácido relativamente bajo para disolver el componente de cobre de fácil disolución. Este componente se recupera mediante una fase adecuada de separación de sólidos/líquidos, como por ejemplo con un espesante CCD convencional. A continuación, la solución cargada, al igual que el rebose de CCD, se pueden transmitir al circuito de lixiviación del concentrado de calidad inferior. El residuo de la lixiviación de la primera fase, al igual que el remanente de CCD, se transmite a la segunda fase de lixiviación, en la que se hace reaccionar con una solución ácida más fuerte para aumentar la eliminación de hierro con contenido férrico de los residuos del polvo del horno de fundición, así como para disolver una mayor proporción de las impurezas presentes en el polvo original del horno de fundición. En este modo de realización preferido, tras la separación de líquidos/sólidos por medio de métodos adecuados, como por ejemplo con un espesante CCD convencional, el rebose de CCD se transmite al circuito de lixiviación de los residuos de la flotación junto con los residuos, mientras que el remanente de CCD, que contiene el cobre insoluble (refractario), se transfiere a la fase de refinación del concentrado de alta calidad. El tratamiento opcional de las escorias del horno de fundición también puede consistir en una combinación de fases de retrituración y flotación para recuperar un concentrado rico en cobre que se puede combinar con el caudal de refinación o la fracción de concentrado de alta calidad. Este caudal adicional con contenido de cobre contribuye a la reducción del hierro férrico presente en el circuito de refinación del concentrado de alta calidad. Como alternativa, un flujo lateral de dióxido de sulfuro procedente de los gases residuales del horno de fundición se puede inyectar en el circuito de refinación del concentrado de alta calidad para favorecer las reacciones de reducción de los iones férricos. Una de las ventajas de la presente invención consiste en que se maximiza la recuperación total de cobre a partir de la material prima original con contenido de cobre. Otra de las ventajas hay que buscarla en el hecho de que se pueden tratar de forma económica mezclas minerales variables, mezclas de concentrado o diversas fuentes de mineral de cobre sin necesidad de desechar ningún componente sin tratar de la materia prima original. Otras de las ventajas del presente diagrama de flujo del proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado es la fácil transferencia de productos de solución y energía de un circuito a otro, de modo que la eficiencia química y, por tanto, la economía del proceso global integrado, se ven mejoradas. El diagrama de flujo del proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado también facilita la recuperación óptima de subproductos como el uranio, el cobalto, el níquel y metales preciosos, en especial oro y/o plata, presentes en la materia prima original.

Igualmente, el diagrama de flujo del proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado facilita la transformación del arsénico contenido en la materia prima original en un componente benigno para el medio ambiente y que se puede desechar de forma segura en instalaciones convencionales de almacenamiento de residuos.

BREVE DESCRIPCIÓN DE LOS DIBUJOS La invención se describe a modo de ejemplo, con referencia a las ilustraciones adjuntas: En la figura 1 se muestra un diagrama de flujo global de una realización de la presente invención que abarca un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado para la recuperación de un valor metálico primario a partir de un concentrado de metal básico.

En la figura 2 se muestra un diagrama de flujo global de otra realización de la presente invención que abarca un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado para la recuperación de un valor metálico primario a partir de un concentrado de metal básico.

DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LA INVENCIÓN La siguiente descripción detallada de un modo de realización preferido de la presente invención hace referencia al diagrama de flujo global del proceso que se ilustra en la figura 1. En este modo de realización preferido en concreto se incorpora el tratamiento opcional del polvo y las escorias del horno de fundición, a fin de maximizar la recuperación total del contendido de cobre de los minerales brutos originales. El lodo procedente de un circuito de trituración de mineral de cobre bruto [10] se transmite a un circuito de flotación por espuma [100] en el que se separa en tres flujos por medio de métodos de flotación conocidos: un concentrado de alta calidad [31], un concentrado de calidad inferior [21] y residuos [11]. Normalmente, los concentrados de alta calidad y de calidad inferior tendrán un contenido de cobre superior a aproximadamente el 25% e inferior a aproximadamente el 25%, respectivamente. Los concentrados de alta calidad y de calidad inferior se pueden volver a moler y tratar por medio de métodos de flotación conocidos para mejorar la división de cobre entre los flujos de concentrado y/o influir en el alcance de la reacción en los procesos descendentes. Los flujos de concentrado también se pueden lavar y desaguar para eliminar las impurezas solubles, como por ejemplo los haluros, antes de proseguir con su tratamiento. Todo el cobre del lodo bruto que sale del circuito de trituración [10] se transmite a uno de los tres flujos de producto derivados del circuito de flotación [100] y se transmitirá para su tratamiento en el diagrama de flujo hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado. De este modo, se mejora la recuperación de cobre a partir del mineral bruto inicial.

Normalmente, el concentrado de alta calidad [31] contendrá la mayor parte de los minerales simples de sulfuro de cobre (covelita y calcocita), así como la mayor parte de los minerales de sulfuro de cobre con contenido de hierro (calcopirita y bornita). Por lo general, el concentrado de calidad inferior [21] contendrá la mayor parte de los minerales de sulfuro de cobre y de sulfuro de cobre-hierro restantes con una proporción menor de minerales de sulfuro de hierro (pirita y pirrotita). Normalmente, los residuos [11] contendrán los minerales de sulfuro de hierro restantes, minerales de ganga (rocas trituradas) y óxidos minerales de las impurezas metálicas. Otros minerales de cobre y de valores metálicos pueden estar presentes en los concentrados [21] y [31]. El concentrado de alta calidad [31] se desagua y transmite a un depósito de repulpado adecuado [131] con una solución de sulfato de cobre [26], tras lo cual todo el uranio lixiviado se puede recuperar por medio de un espesante/filtro [131 A] en el que se desagua y/o lava parcialmente a fin de mantener el balance hídrico en el circuito de alta calidad. La solución de sulfato de cobre [26] rebosa del espesante y trata el lodo que sale del circuito de espesamiento de enfriamiento instantáneo [123] del primer compartimento del reactor de lixiviación oxidativa primaria (autoclave) [ 122 A] hacia el depósito de repulpado [ 131 ] . El concentrado de alta calidad repulpado [32 A] suele encontrarse en el punto de ebullición de la presión ambiente y se transmite a un reactor de temperatura media [132], que suele funcionar a 110- 190°C y más habitualmente a 140-180°C, al que se añade el licor de rebose [28] del espesante [124] que trata el lodo que sale del último compartimento del reactor de lixiviación oxidativa primaria (autoclave) [122B] y una parte de los residuos de la lixiviación del polvo del horno de fundición [40] que sale del espesante de la lixiviación del polvo del horno de fundición [136].

La temperatura del licor de rebose del espesante suele ser de entre 200-210°C o de aproximadamente 100°C respecto al espesamiento atmosférico. Las reacciones denominadas de metátesis (1) y (2) se producen en el reactor de refinación (autoclave o digestor) [ 132] . La velocidad de reacción variará en función de la distribución por tamaños, la temperatura y la mineralogía del concentrado de alta calidad [31] y de las condiciones de procesamiento del reactor. El cobre presente en la solución sustituye al hierro en los minerales de sulfuro de cobre con contenido de hierro por desplazamiento para elevar el contenido de cobre del concentrado refinado [33], normalmente por encima de alrededor del 50%. El concentrado refinado [33] y la parte restante de los residuos de la lixiviación del polvo del horno de fundición [40] se someten a fases de lavado, desagüe y secado [133] por medio de procesos conocidos, o se pueden tratar de forma adicional tal y como se muestra en la figura 2 por medio de flotación u otros métodos de separación conocidos para dividir el concentrado refinado en flujos de distintas calidades para la lixiviación oxidativa [33A] y la fundición [33B]. El licor caliente de desagüe del concentrado refinado [37A, 37B] se recicla hacia los circuitos del concentrado de calidad inferior y de los residuos. El concentrado refinado seco [34] se combina con flujos adecuados [41] y se introduce en un horno de fundición de cobre convencional [134]. La producción del horno de fundición (cobre blister) se transmite a un circuito convencional de fundición/electrorefinamiento del ánodo de cobre. Todos los metales preciosos (oro y plata) inicialmente presentes en el concentrado de alta calidad pasan al concentrado refinado y se pueden recuperar a partir de los fangos anódicos producidos en el circuito de electrorefinamiento del cobre. Los gases residuales del horno de fundición se capturan, depuran y convierten en ácido sulfúrico en una planta de ácido por contacto. La purga de electrolitos de la refinería puede suplementar la solución de lixiviación del polvo del horno de fundición o repulpar el concentrado de calidad inferior o de alta calidad, o bien puede destinarse a otros fines de balance de los circuitos en función de los flujos de agua, cobre o ácido. El polvo [35] recuperado de los gases residuales del horno de fundición se lodifica con una parte del refino ácido [18C] que sale del circuito de extracción de disolventes [115] utilizado para recuperar el cobre soluble del circuito de tratamiento de los residuos [11], u otro licor estéril o purga de electrolitos, junto con una cantidad adecuada de ácido sulfúrico [38] derivado de la planta de ácido por contacto o de alguna otra fuente. La lixiviación del polvo [135] se puede llevar a cabo en una fase o en dos fases contracorriente para conservar el consumo de ácido y controlar la disolución no deseada de impurezas. El polvo del horno de fundición lixiviado [36] se desagua parcialmente en un espesante convencional [136]. El rebose del espesante de la lixiviación del polvo [42] transporta las impurezas solubles al proceso de lixiviación de calidad inferior o de los residuos [112] en función del balance de cobre. El remanente del espesante de la lixiviación del polvo [40] se retorna de forma ascendente al reactor de refinación (autoclave o digestor) [132] y/o al circuito de lavado/filtrado/secado del concentrado refinado [133] y forma parte del caudal [34] que se envía al circuito de fundición instantánea [134]. De este modo, el contenido de cobre refractario de polvo del horno de fundición se recuperará en última instancia durante las fases de fundición/refinado. El concentrado de calidad inferior [21 ] producido en el circuito de beneficio de los minerales brutos [ 100] se desagua en un espesante convencional o por medio de otros métodos adecuados para mantener el balance hídrico en el circuito de lixiviación de calidad inferior. A continuación, se repulpa [121] con el lodo [27] del remanente del espesante enfriado instantáneamente del primer compartimento del reactor de oxidación primaria (autoclave) [27] y/o con el licor de desagüe concentrado y refinado [37A] y/o con el concentrado empobrecido [33 A] para formar el caudal de oxidación primaria [22]. El lodo del caudal de la oxidación primaria [22] se oxidiza en un autoclave agitado compartimentado [122] en el que se inyecta oxígeno y/o aire enriquecido con oxígeno [24]. El primer compartimento del autoclave de oxidación primaria [122 A] tiene el tamaño adecuado para acoger alrededor del 80-95% de las reacciones de oxidación y suele funcionar a temperaturas de 200-220°C con una presión parcial de oxígeno de aproximadamente 600 kPa. La temperatura de funcionamiento del primer compartimento del autoclave de oxidación primaria [122 A] se mantiene por medio de un circuito de enfriamiento instantáneo/enfriamiento de reciclado del espesante [123]. El primer compartimento de oxidación primaria descarga parcialmente [23 A] en la fase de espesante de enfriamiento instantáneo [ 123] y permite la estabilidad térmica al hacer funcionar el autoclave oxidativo a densidades de lodo de alta concentración. El lodo parcialmente oxidizado restante del primer compartimento [23 B] fluye hacia los compartimentos descendientes del autoclave de oxidación primaria [122B]. El hierro férrico en [37A] se oxidiza en el autoclave en última instancia en sulfato férrico básico pero no sin participar en la oxidación del concentrado de calidad inferior. El retorno de [37 A] a [121] asegura que todo el cobre no precipitado de los licores de [132] se someta a un proceso cíclico de cierre en los circuitos de autoclave combinados de oxidación y refinación. Únicamente pequeñas cantidades de cobre soluble salen de los circuitos de oxidación y refinación del concentrado en flujos de licor [25] y [37B]. El lodo de descarga de la oxidación primaria [23] que sale del último compartimento del autoclave de oxidación primaria [ 122B] se separa por medio de métodos adecuados, como por ejemplo con un espesante a presión o bien sometiéndolo instantáneamente a presión atmosférica antes del espesamiento convencional [ 124] . El flujo de rebose [28] consiste en una solución ácida de sulfato de cobre y se transmite al autoclave de refinación [132] como la solución rica en cobre o el lixiviador (reactivo) para las reacciones de metátesis que se producen en el autoclave de refinación [132]. El remanente del espesante de producto de la oxidación primaria [25] se transmite al circuito de lixiviación férrica [125] para una mayor disolución del hierro. El contenido de hierro férrico del remanente del espesante [25] se lixivia con la parte necesaria [37B] que sale del rebose del espesante de refinación [133] y la parte necesaria [18B] del refino ácido que sale del circuito de extracción de disolventes [115] utilizado para recuperar el cobre soluble de la última fase del circuito de retratamiento de los residuos. La solución férrica ácida [29] generada en el circuito de lixiviación férrica [125] se transmite a la fase de lixiviación de los residuos [112], en la que se usa para disolver las fases secundarias de cobre con contenido de sulfuro presentes en los residuos de la flotación. Los residuos de la flotación [11] derivados del circuito de beneficio de los minerales brutos [100] se espesan [111] para mantener el balance hídrico en los circuitos de molienda y flotación [100]. El rebose de espesante [16] vuelve a los circuitos ascendentes [100] o a una ubicación de almacenamiento (no mostrada) antes de su reutilización. El remanente del espesante [ 12] se lixivia a presión atmosférica en un reactor agitado adecuado [112] con ácido sulfúrico [17], derivado de la planta de ácido por contacto utilizada para tratar os gases residuales del horno de fundición, y que se suplementa con el licor rico en contenido férrico [29] derivado del circuito de lixiviación férrica [125] que trata el remanente del espesante de la oxidación primaria [25]. El lixiviador férrico ácido disolverá todas las fases con contenido de cobre junto con el uranio y otras impurezas minerales solubles presentes en el remanente de los residuos. Se puede inyectar vapor directo o vapor instantáneo del autoclave en los depósitos de lixiviación de los residuos para elevar la temperatura del lodo y con ello acelerar la velocidad de reacción y maximizar el alcance la lixiviación de los contenidos de cobre y uranio. El lodo lixiviado [13] se somete a fases de CCD y de lavado [113] mediante refino reciclado [18 A] y el remanente de CCD [14A] se descarga como residuo final en un dique de residuos adecuado. El rebose de CCD cargado [14] se clarifica por medio de métodos conocidos (no mostrados) antes de que el cobre soluble se recupere mediante fases conocidas de extracción de disolventes y electroobtencion [114]. El licor estéril [15] se procesa aún más [115] para recuperar uranio, impurezas y/o subproductos metálicos por medio de la extracción de disolventes, la precipitación u otros métodos conocidos. La solución de refino estéril [18] se distribuye a aplicaciones de lavado y lixiviación [18A, 18B, 18C] en los tres circuitos de proceso, o también puede almacenarse para su uso en el futuro.

Ejemplo 1 Un concentrado de sulfuro de cobre-hierro con un contenido aproximado de un 34,5% de cobre y un 1,9% de hierro, formado principalmente por calcopirita y con una gama de tamaños en aproximadamente el 80% superior a las 75 mieras, se sometió a oxidación a presión a 225°C con una densidad de pulpa del 20% de sólidos (p/p). Más del 99% del contenido de cobre fue lixiviado al cabo de 120 minutos. Una segunda parte del mismo concentrado se trituró a una gama de tamaños en un 80% superior a 23 mieras y se hizo reaccionar a una densidad de pulpa del 40% de sólidos (p/p) a 180°C con una solución de sulfato de cobre con un contenido de 90 g/L de cobre derivada de la prueba de oxidación a presión anterior. No se añadió ningún reactivo ni componente químico a la fase de refinación. El cobre presente en la solución disminuyó hasta menos de 1 g/L al cabo de 15 minutos, y el contenido de cobre del concentrado aumentó por encima del 45% p/p mientras que el contenido de hierro se redujo hasta aproximadamente el 14% p/p.

Ejemplo 2 El mismo concentrado de sulfuro de cobre-hierro descrito en el ejemplo 1 se sometió a oxidación a presión a 210°C y con una densidad de pulpa del 25% de sólidos (p/p) durante un período de 180 minutos. La extracción de cobre fue superior al 97%. Otra parte del mismo concentrado se hizo reaccionar a una densidad de pulpa del 21,5 % de sólidos (p/p) a 180°C con una solución de sulfato de cobre con un contenido de 82 g/L de cobre derivada de la fase de oxidación a presión anterior. No se añadió ningún reactivo ni componente químico a la fase de refinación. El cobre presente en la solución disminuyó hasta menos de 6 g/L al cabo de 180 minutos, y el contenido de cobre del concentrado aumentó por encima del 55% p/p mientras que el contenido de hierro se redujo por debajo del 9% p/p. En la descripción anterior de la invención y en las reivindicaciones que aparecen a continuación, salvo en los casos en los que el contexto exija lo contrario debido a expresiones idiomáticas o a implicaciones necesarias, el término "consta de" u otras variaciones similares se utiliza con un sentido inclusivo, es decir, especifica la presencia de las características declaradas, pero sin excluir la presencia o la adición de otras características en diversos modos de realización de la invención. Se debe tener en cuenta que esta invención y los modos de realización preferidos no están limitados a los materiales concretos descritos, ya que éstos pueden variar. También se debe tener en cuenta que la terminología utilizada en el presente documento se utiliza con el fin de describir solamente modos de realización concretos, y que no está destinada a limitar el alcance de la presente invención de ningún modo. También se debe considerar que, tal y como se utilizan en el presente documento, en las formas en singular de "un/a" y "el/la" también se incluye el plural, a menos que el contacto exija lo contrario de forma clara. A menos que se definan de otro modo, todos los términos técnicos y científicos utilizados en el presente documento tienen los mismos significados que los conocidos comúnmente por las personas con un conocimiento normal del sector al que pertenece la invención.

Claims (24)

REIVINDICACIONES

1. Un método para la recuperación a partir de un concentrado con contenido de valor metálico de uno o más valores metálicos entre los que se incluye, como mínimo, un valor metálico primario; dicho método se basa en un proceso hidrometalúrgico y pirometalúrgico integrado y consta de las siguientes fases: i. realizar una fase de cribado de separación y para ello someter el concentrado con contenido de metal a una o más fases de beneficio para permitir la formación de, como mínimo, tres fracciones con contenido de metal por separado, entre las que se incluye una fracción de concentrado de metal de alta calidad, una fracción de contenido de metal de calidad inferior y una fracción de residuos. ii. someter la fracción de concentrado de metal de calidad inferior a un proceso de lixiviación ácida para permitir la formación de una solución de refinación ácida que contenga una forma solubilizada del valor metálico primario. iii. someter la fracción de concentrado de metal de alta calidad a una fase de refinación del valor metálico por medio de una reacción con por lo menos una parte de la solución de refinación ácida formada en el paso (ii) para producir una fracción de concentrado de metal refinada con una concentración p/p más elevada del valor metálico primario. iv. someter la fracción de concentrado de metal refinado derivada del paso (iii) a un proceso de fundición para obtener por lo menos el valor metálico primario.

2. El método de acuerdo con la reivindicación 1 , según la cual el valor metálico primario presente en el concentrado con contenido de valor metálico es el cobre.

3. El método de acuerdo con la reivindicación 2, según la cual en el paso (ii) la solución de refinación ácida es una solución de sulfato de cobre ácida.

4. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 3, según las cuales en la fase o fases de beneficio del paso (i) se pueden incluir procesos de molienda, gravedad, magnéticos y/o de flotación.

5. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 4, que de forma adicional incluye el paso consistente en someter la fracción de residuos obtenida en el paso (i) a un proceso de lixiviación ácida para formar una solución ácida apta para su uso en los procesos del paso (ii) o (iii).

6. El método de acuerdo con la reivindicación 5, que de forma adicional incluye el paso consistente en someter la fracción de residuos aun tratamiento hidrometalúrgico adicional a fin de recuperar cualquier valor metálico soluble adicional que pueda estar presente.

7. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 6, que de forma adicional incluye el paso consistente en someter las escorias o el polvo del tragante del horno de fundición derivados del proceso de fundición del paso (iv) a un tratamiento hidrometalúrgico con una solución ácida para formar un flujo de remanente con los componentes insolubles y un flujo de rebose con las formas solubles del valor metálico primario, en el que el flujo del remanente se recicla para su uso en el paso (iii) o (iv) y/o el flujo del rebose se recicla para su procesamiento con la fracción de concentrado de metal de calidad inferior o con la fracción de residuos a fin de facilitar la recuperación de cualquier valor metálico contenido.

8. El método de acuerdo con la reivindicación 7, según la cual la fase de tratamiento de las escorias o el polvo del tragante del horno de fundición consiste en un proceso de una o dos fases, en el que en la segunda fase el producto de remanente formado se vuelve a tratar, antes de su uso en el paso (iii) o (iv), mediante la reacción con una solución ácida más fuerte para facilitar una mayor eliminación del hierro férrico o de otras impurezas lixiviables de cualquier tipo que pueda haber presentes.

9. El método de acuerdo con la reivindicación 7 u 8, según la cual el flujo de remanente se trata de forma adicional mediante procesos de retrituración y/o flotación para producir un caudal de concentrado apto para el uso en el paso (iii) o (iv) para su combinación con la fracción de concentrado de metal de alta calidad.

10. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 9, según las cuales en el proceso de lixiviación ácida del paso (ii) se incluye un circuito de oxidación a presión en el que una reacción de lixiviación oxidativa prosigue hasta que sustancialmente la totalidad del valor metálico primario presente en la fracción de concentrado de metal de calidad inferior se disuelva en la solución de refinación ácida y la concentración de iones férricos de la solución de refinación ácida sea inferior a aproximadamente 10 g/L.

11. El método de la reivindicación 10, según la cual todos los residuos de la lixiviación formados en el circuito de oxidación a presión se vuelven a procesar o se reciclan con la fracción de residuos.

12. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 11 , según las cuales el concentrado con contenido de valor metálico cuenta con un valor de metal precioso, en cuyo caso los residuos de la lixiviación formados en cualquiera de las fases hidrometalúrgicas y pirometalúrgicas se someten a un procesamiento adicional para recuperar el valor de metal precioso.

13. El método de acuerdo con la reivindicación 12, según la cual el procesamiento adicional destinado a recuperar el valor de metal precioso se realiza por medio de lixiviación con cianuro.

14. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 13 , según las cuales el concentrado con contenido de valor metálico consiste en lodos de mineral con contenido de, por lo menos, uno de los minerales seleccionados del grupo formado por covelita, calcocita, calcopirita, bornita y enargita.

15. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 14, según las cuales la fracción de concentrado de metal de alta calidad incluye más del 20-35% p/p del valor metálico primario y la fracción de metal de calidad inferior incluye menos del 20-35% p/p del valor metálico primario.

16. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 15, según las cuales en el paso (i) se incluye someter la fracción de concentrado de metal de alta calidad y/o la fracción de concentrado de metal de calidad inferior separadas a un procesamiento adicional en el que se incluyan procesos de trituración, flotación, filtrado, dilución, espesamiento, lavado y/u otros procesos de depuración.

17. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 16, según las cuales antes del paso (iii) o (iv), la diferencia entre la concentración del valor metálico primario de la fracción de concentrado de metal de alta calidad en comparación con la de la fracción de concentrado de metal de calidad inferior se aumenta mediante un procesamiento adicional para facilitar la recuperación del valor metálico primario.

18. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 17, según las cuales en la fase de refinación hidrometalúrgica (iii) se incluye el uso de un autoclave o digestor simple o multicompartimentado para producir una fracción de concentrado de metal refinado con una mayor concentración de valor metálico primario.

19. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 18, según las cuales una fuente de dióxido de azufre obtenida a partir de los gases residuales procedentes del proceso de fundición del paso (iv) se utiliza en el paso de refinación hidrometalúrgica (iii) para facilitar la reducción de los iones férricos que pueda haber presentes.

20. El método de acuerdo con la reivindicación 19, según la cual la concentración de valor metálico primario de la fracción de concentrado de metal refinado se aumenta a una concentración superior a aproximadamente el 45-50% p/p.

21. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 20, según las cuales antes del proceso de fundición del paso (iv), la fracción de concentrado de metal refinado obtenida en el paso (iii) se procesa de forma adicional mediante, como mínimo, un proceso de lavado, flotación, desagüe o secado y mezcla con flujos.

22. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 21, según las cuales antes del proceso de fundición del paso (iv), la fracción de concentrado de metal refinado obtenida en el paso (iii) se somete a un cribado de separación adicional para formar un caudal más refinado para el proceso de fundición del paso (iv) y un caudal de reciclado secundario para el paso (iii).

23. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 22, que de forma adicional incluyen la recuperación de los valores metálicos de uranio, cobalto, níquel, oro y/o plata, en aquellos casos en los que estén presentes en el concentrado con contenido de valor metálico.

24. El método de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 1 a 23, que de forma adicional incluyen la transformación de todo el contenido de arsénico, en aquellos casos en los que esté presente en el concentrado con contenido de valor metálico, en una forma ambientalmente segura.