MX2008015816A - Proceso para consumo reducido de alcali en la recuperacion de plata. - Google Patents

Abstract

La presente invención se dirige a un proceso de recuperación de metal precioso en el cual sulfatos férricos básicos y/o jarositas son controlados mediante el curado caliente de la suspensión de descarga de la autoclave seguido por la descomposición de argentojarosita usando consumidores de ácido fuerte.

Description

PROCESO PARA CONSUMO REDUCIDO DE ALCALI EN LA RECUPERACION DE PLATA CAMPO DE LA INVENCIÓN La presente invención se relaciona generalmente a la recuperación de plata a partir de materiales sulfidicos y particularmente a la descomposición de sulfato de hierro básico y/o jarositas después de la oxidación a presión de materiales de alimentación de sulfuro que contienen metal precioso . ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN Las menas de sulfuro refractarias son ahora una fuente común de metales preciosos. Las menas de sulfuro de metal precioso "refractarias" se refieren a menas y concentrados que tienen baja eficiencia de lixiviación de cianuro (es decir, recuperación de oro) . En los minerales de sulfuro refractarios, los sulfuros que llevan metal precioso son típicamente calcopirita, pirita y arsenopirita . Para volver los materiales de sulfuro de metal precioso refractarios disponibles para la lixiviación de cianuro, se destruye la matriz de sulfuro. La destrucción de la matriz de sulfuro se puede realizar a través de una variedad de métodos de oxidación, tales como calcinación, lixiviación bacteriana u oxidación a presión. En el proceso de oxidación a presión, los minerales de sulfuro que llevan metal precioso se oxidan en una autoclave a una alta temperatura (190-230°C) y presión superatmosférica mientras que se inyecta oxigeno gaseoso en la pulpa. Los metales preciosos en los residuos de lixiviación de oxidación a presión acidicos son comúnmente recuperados mediante cianuración o lixiviación de tiosulfato de amonio. Antes de la recuperación del metal precioso, la descarga de autoclave es ya sea directamente neutralizada después del enfriamiento o sometida a una separación de sólidos/liquido para remover el ácido y los metales disueltos. Si se emplea la cianuración, el pH de la pulpa debe ser incrementado a por lo menos aproximadamente pH 9.0 para evitar la formación de cianuro de hidrógeno. Las reacciones de oxidación a presión para minerales de sulfuro (pirita FeS2 y arsenopirita FeAsS) pueden ser escritas idealmente como: 4FeS2 -i- 1502 + 8H20 -> 2 e203 + 8H2S04 y 2FeAsS + 702 + 6H20 ? 2FeAs04-2H20 -l- 2H2S04 Pequeñas cantidades de hierro y arsénico en los materiales de sulfuro también se convierten al hierro ferroso disuelto, hierro férrico, arsenito y arseniato. Bajo estas condiciones, el hierro se precipita en la autoclave como hematita (Fe203) y escorodita ( eAs04 · 2H20) , y el ácido sulfúrico se genera en solución. Estos dos compuestos de hierro son muy deseables debido a que son químicamente estables. Es posible formar otros compuestos de Fe-As estables en la autoclave, dependiendo de la temperatura, la relación de Fe/As y la acidez en el licor de la autoclave. Debido a esa estabilidad química, estos compuestos son inertes durante las etapas subsecuentes de neutralización y cianuración y, por lo tanto, no consumen sustancias químicas costosas, tal como cal. Dependiendo de las condiciones químicas prevalecientes en la autoclave, otros compuestos de hierro menos deseables pueden ser formados. Ejemplos de tales compuestos incluyen sulfato de hierro básico, FeOHSO^ y jarosita, X Fe3 (S04) 2 (OH) 6, donde X es típicamente uno de H30+, Na+, K+, NH4+, l/2Pb2+ y Ag+ . Las jarositas y los sulfatos de hierro básicos pueden ser químicamente inestables. Por ejemplo, en la descarga de la autoclave, el sulfato de hierro básico puede reaccionar con la cal durante la neutralización de pre-cianuración para formar hidróxido férrico y sulfato de calcio : FeOHSC + Ca(OH)2 + 2H20 = Fe (OH) 3 + CaS04-2H20 También, algunas jarositas, particularmente jarosita de hidronio, reaccionan con la cal durante la neutralización de pre-cianuración, para formar hidróxido férrico y sulfato de calcio : (H30)Fe3(S04)2(OH)6 -l- 2H20 + 2Ca(OH)2 -> 3Fe(OH)3 -l- 2CaS04-2H20 Aunque la recuperación de oro sa isfactoria se puede obtener al tratar directamente los residuos de lixiviación de oxidación a presión acidicos en un proceso de lixiviación y recuperación de oro apropiado, la recuperación de plata es frecuentemente muy pobre. La causa más probable de la pobre recuperación de plata es la asociación de la plata con compuestos de hierro refractarios (por ejemplo, hematita, sulfato férrico básico, arseniato férrico y varias formas de jarosita) formados mediante las reacciones de hidrólisis y de precipitación que pueden ocurrir durante la oxidación a presión acidica. La presencia y cantidades relativas de estos compuestos pueden tener un mayor impacto sobre el método y la economía de los procesos subsecuentes, y grandemente depende de la naturaleza del material de partida y las condiciones de lixiviación de oxidación a presión acídicas. Generalmente, la oxidación a presión bajo altas condiciones acídicas favorece la formación de sulfato de hierro y posiblemente jarosita mientras que bajas condiciones acídicas favorecen la formación de hematita. Cuando la oxidación a presión se opera bajo condiciones que favorecen la formación de hematita, el contenido de azufre del sulfuro de alimentación se convierte a ácido sulfúrico libre y sulfatos de metal disueltos en la fase de solución (tal como sulfato férrico disuelto) y, si está presente calcio, como sulfato de calcio químicamente estable e inerte en la fase sólida. La neutralización del ácido libre y las sales de sulfato disueltas en este tipo de descarga de autoclave se puede lograr económicamente con piedra caliza (CaC03) , que es un reactivo muy efectivo en costo. Cuando la autoclave se opera bajo condiciones que favorecen la formación de residuos ricos en sulfato de hierro básico y jarosita, esto puede tener un impacto económico negativo significante sobre las operaciones de recuperación de metal precioso subsecuentes, particularmente la recuperación de plata. Los precipitados de sulfato de hierro básico y jarosita no se pueden separar físicamente de los sólidos que contienen metal precioso. Además, la neutralización adecuada del sulfato de hierro básico y/o jarosita solamente se puede realizar con agentes de neutralización más fuertes y más costosos, tal como cal, CaO, o hidróxido de sodio, NaOH. La solicitud de patente norteamericana 2006/0133974, publicada el 22 de Junio del 2006, e intitulada "Reduction of Lime Consumption When Treating Refractory Gold Ores o Concentrates" enseña el uso de un proceso de curado caliente, como un método efectivo, previo a la lixiviación de oro, para reducir el costo de los residuos de . ácido neutralizante de la oxidación a presión. En este proceso, el sulfato de hierro básico y el ácido sulfúrico libre, ambos contenidos en la descarga de la autoclave, reaccionan para formar sulfato férrico disuelto de acuerdo con la siguiente ecuación: 2FeOHS04 -l- H2S04 ? Fe2(S04)3 + 2H20 Este proceso de curado caliente tiene un tiempo de residencia de 1 a 24 horas y un intervalo de temperatura preferido de 85°C a 95°C. Debido a que la solución que contiene sulfato férrico producida puede ser separada mediante técnicas de separación de sólido/liquido del residuo que contiene metal precioso, dejar tiempo para que el sulfato de hierro básico se convierta a sulfato férrico disuelto puede reducir el consumo de cal costosa en la reacción de neutralización de la alimentación de cianuración en favor de la piedra caliza poco costosa. Un beneficio adicional de dejar tiempo para que los diversos componentes de la descarga de la autoclave reaccionen entre si es que la solución de sulfato férrico fuerte producida puede ser recuperada y reciclada para pre-tratar la alimentación a la autoclave. Los iones férricos en la solución reciclada reaccionan con y oxidan los sulfuros en el material de alimentación de la autoclave, para de esta manera reducir el requerimiento y el costo asociado de oxigeno en el proceso de autoclave. Además, cualquier ácido restante en la solución reciclada reaccionará con minerales de carbonato, cuando están presentes en el material de alimentación de la autoclave, y reducen la formación subsecuente de dióxido de carbono dentro de la autoclave y además mejoran la utilización de oxigeno. Mientras que el proceso de curado caliente es bien adecuado para el tratamiento de oxidación a presión de residuos que contienen oro, éste es menos benéfico para el tratamiento de residuos que también contiene niveles económicamente significantes de plata. En la práctica, se ha encontrado que las condiciones utilizadas en el proceso de curado caliente favorecen la conversión de la plata contenida en el residuo a precipitados insolubles, posiblemente argentoj arosita . La plata asociada con este precipitado es extremadamente refractaria al tratamiento de lixiviación con cianuro que da- por resultado extracciones de plata de menos de 5 por ciento. La patente norteamericana 4,632,701 describe un proceso de descomposición alcalina que es un medio efectivo para liberar plata de las jarositas contenidas en los residuos de descarga de la oxidación a presión, en la cual el álcali, usualmente cal apagada, reacciona con las jarositas para formar un sulfato alcalino y un óxido de hierro, tal como goetita. En el caso de la j arosita de hidronio, la reacción con cal hidratada es: (H30) Fe3(S04)2(OH)6 -1- 2H20 + 2Ca(OH)2 -> 3Fe(OH)3 + 2CaS04'2H20 Otras jarositas, incluyendo argentojarosita, también se descomponen en la presencia de álcali. Para inducir la reacción a lo apropiado, el pl-l de suspensión del residuo de oxidación a presión se incrementa a pH 10 o pH 10.5, y la suspensión se mantiene a una temperatura que varia de 80°C a 95°C por un tiempo que varia de 0.5 a 4 horas. Si la etapa de carbonato alcalino se emplea, el tiempo de residencia total se incrementa a aproximadamente 6 horas. La suspensión alcalina luego se somete a un tratamiento de recuperación de plata, tal como cianuración, sin separación de liquido-sólidos. Se ha encontrado que la liberación de plata de los residuos de oxidación a presión puede requerir altos consumos de cal no económicos, con el costo de la cal que excede el valor de la plata liberada. Los requerimientos de cal de 100 a 200 kg/t de la mena no son inusuales, y dependiendo del costo y la cantidad de los reactivos de álcali y el grado de plata, el proceso no puede ser económicamente justificable. Como resultado, hasta ahora no hay proceso satisfactorio que ofrezca un método económico para recuperar plata mediante la oxidación a presión de las menas de sulfuro refractarias . BREVE DESCRIPCIÓN DE LA INVENCIÓN Estas y otras necesidades son dirigidas por las diversas modalidades y configuraciones de la presente invención. La presente invención se dirige generalmente al control de los niveles de sulfato reactivo de fase sólida (por ejemplo, sulfatos férricos básicos y jarositas) en varios puntos en un proceso de recuperación de metal precioso y específicamente a un proceso que combina el curado caliente de una suspensión oxidada a presión para solubilizar los sulfatos férricos con descomposición subsecuente de las jarositas para proporcionar niveles aumentados de recuperación de oro y de plata. En una modalidad de la presente invención, se proporciona un proceso que incluye las etapas de: (a) oxidar una suspensión de alimentación acuosa en una autoclave, la suspensión de alimentación que incluye un material que contiene plata y azufre de sulfuro, la mayoría del azufre de sulfuro que se oxida en la autoclave a azufre de sulfato y algo del azufre de sulfato que está en la forma de un sulfato reactivo de fase sólida; (b) remover, de la autoclave, una suspensión de descarga acuosa que incluye sólidos de descarga y líquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga que incluyen algo de la plata y la mayoría del sulfato reactivo de fase sólida, y la fase líquida de la suspensión de descarga que incluye un ácido; (c) permitir que la mayoría del sulfato reactivo de fase sólida en los sólidos de descarga acuosa reaccionen con el ácido para formar sulfato reactivo de fase líquida, con algo de la plata que es combinada con el sulfato reactivo de fase sólida; (d) después de la etapa (c) , poner en contacto los sólidos de descarga con un consumidor de ácido mientras que se mantiene una temperatura de los sólidos de descarga de aproximadamente 80°C o más alta para convertir la mayoría del sulfato reactivo de fase sólida a una especie que contiene hierro no reactiva; (e) después recuperar la mayoría de la plata de los sólidos de descarga. Mientras que no se desea que sea limitada por alguna teoría, la presente invención está basada en los descubrimientos de que la temperatura y la duración de la etapa de curado caliente está directamente relacionados con la cantidad de sulfatos que permanecen en el residuo, que el contenido de sulfato del residuo está directamente relacionado con la cantidad de sulfato férrico básico en al residuo, que el sulfato reactivo de fase sólida que contiene plata (por ejemplo, argentojarosita) principalmente se forma durante la etapa de curado caliente, que la cantidad de cal y la temperatura requerida para descomponer el sulfato reactivo de fase sólida que contiene plata formado durante el curado caliente depende directamente del contenido de sulfato, y no del hierro o la plata, del residuo curado caliente (con el nivel preferido de consumo de cal que está f ecuentemente en exceso del equivalente molar del sulfato en el residuo curado caliente) y finalmente que la relación entre la recuperación de plata y el consumo de cal no es lineal, con la relación que es la pendiente relativamente baja arriba de un cierto nivel de adición de cal. La etapa de curado caliente se conduce de modo que altos grados de conversión de sulfato reactivo de fase sólida (es decir, sulfato férrico básico) al sulfato reactivo de fase liquida (férrico) se realiza, y en la etapa de descomposición de sulfato reactivo de fase sólida, sólo bastante cal se pone en contacto con el residuo curado caliente para realizar un grado seleccionado (económico) de recuperación de plata. El curado caliente reduce el sulfato reactivo de fase sólida (particularmente sulfato de hierro básico) y el contenido de sulfato de los sólidos de descarga de la autoclave. El efecto negativo de la formación de sulfato de hierro básico sobre los costos de operación del proceso se puede mitigar al proporcionar los componentes de la suspensión de descarga caliente de la autoclave con un tiempo suficiente y temperatura elevada para reaccionar y formar sulfato férrico solubili zado . Una reducción de los niveles de sulfato de hierro básico y sulfato de fase sólida reduce significativamente la demanda de cal en el ajuste del pH antes de la recuperación del metal precioso al minimizar la formación de yeso u otros sulfatos neutros. Para recuperar la plata del residuo curado caliente, que es típicamente hecho no recuperable por los lixiviantes convencionales debido a la formación de compuestos de plata insolubles, los sólidos de la descarga curada caliente se someten a un proceso, conocido como una ebullición de cal. Típicamente, la ebullición de cal trata los sólidos de descarga a una temperatura de aproximadamente 90 °C o más alta y a un pH mayor que aproximadamente pH 9. La ebullición de cal se realiza para optimizar sustancialmente la cantidad de cal requerida para descomponer los sulfatos reactivos de fase sólida. En el proceso de tratamiento de curado caliente y álcali caliente, la cantidad de cal requerida para liberar los compuestos de plata insolubles formados durante el curado caliente es sustancialmente menor que la cal requerida para liberar las especies de plata insolubles de los residuos de la autoclave utilizando técnicas de ebullición de cal convencionales. Esto es debido no solamente a las reducciones en el sulfato reactivo de fase sólida (es decir, sulfatos férricos básicos) y las mejoras consecuenciales erí el consumo de cal realizado cuando el curado caliente precede la adición de álcali caliente sino también a la habilidad para separar el sulfato reactivo de fase líquida, particularmente sulfato férrico, Fe2(S04)3, de los sólidos de descarga antes de que se realice la ebullición de la cal. Idealmente, poco, si lo hay, sulfato férrico básico permanece después de la etapa de curado caliente tal que solamente la jarosita. en el residuo curado caliente necesita ser descompuesta por la ebullición de cal. La remoción de la mayoría del sulfato férrico básico antes de la ebullición de la cal puede proporcionar una disminución dramática en el consumo de cal, y el consumo de cal disminuido produce, con relación a una ebullición de cal convencional, una viscosidad menor en la suspensión hervida de cal, para de esta manera facilitar el manejo corriente abajo de la suspensión y sus componentes. La viscosidad más baja resulta de la disminución sustancial en la producción de yeso, que es un subproducto de la descomposición de sulfato reactivo de fase sólida (jarosita)! ? manera de ilustración, se ha descubierto que la adición de entre aproximadamente 20 kg/t a aproximadamente 60kg/t de álcali a los sólidos que contienen metal precioso curados calientes es un medio efectivo y económico para mejorar la recuperación de plata. Estas y otras ventajas serán evidentes a partir de la descripción de la invención (es ) contenida en la presente. Las siguientes definiciones se utilizan en la presente . "Consumidor de ácido" se refiere a cualquier material que reacciona con ácido sulfúrico. Los consumidores de ácido incluyen bases o cualquier sustancia molecular o iónica que puede combinarse con un protón (ión hidrógeno) para formar un nuevo compuesto. Comúnmente, una base reacciona con los ácidos (neutraliza) para formar sales y frecuentemente agua. Clases ejemplares de consumidores de ácido incluyen carbonatos, óxidos e hidróxidos de metales.

Los consumidores de ácido son comúnmente compuestos con sodio, potasio, magnesio y calcio. Ejemplos específicos de consumidores de ácido incluyen carbonatos, tal como piedra caliza, ceniza de soda, trona, dolomita y calcita; óxidos de metal alcalinotérreo tal como cal; otros óxidos de metal tal como óxido de zinc y óxido de magnesio; hidróxidos de metal alcalino tal como hidróxido de sodio e hidróxido de potasio; otros hidróxidos de metal tales como hidróxido férrico (por ejemplo, limonita y goetita) e hidróxidos de aluminio tales como laterita, gibbsita y diásporo; amoníaco; y varias arcillas . "Por lo menos uno", "uno o más" e "y/o" son expresiones de extremo abierto que son tanto conjuntivas como disyuntivas en la operación. Por ejemplo, cada una de las expresiones "por lo menos uno de A, B y C", "por lo menos uno de A, B, o C", "uno o más de A, B, y C", "uno o más de A, B, o C" y "A, B, y/o C" significa A solo, B solo, C solo, A y B juntos, A y C juntos, B y C juntos, y A, B o C juntos. "Autoclave" se refiere a cualquier reactor que efectúa la oxidación de un reactivo bajo condiciones superatmosféricas . "Sulfato reactivo de fase líquida" se refiere a un sulfato de metal de fase líquida que es reactivo con un consumidor de ácido y específicamente incluye sulfato férrico .

"Especie que contiene hierro no reactivo" se refiere a una especie de hierro, tales como óxidos o hidróxidos férricos, (por ejemplo, goetita), que no es reactivo con un consumidor de ácido. "Sulfato reactivo de fase sólida" se refiere a un sulfato de metal de fase sólida que es reactivo con un consumidor de ácido, tal como cal, y específicamente incluye sulfato de hierro básico y jarosita. Las modalidades y configuraciones descritas en lo anterior son no completas ni exhaustivas. Como será apreciado, otras modalidades de la invención son posibles utilizando, solo o en combinación, una o más de las características expuestas en lo anterior o descritas en detalle enseguida. BREVE DESCRIPCIÓN DE LOS DIBUJOS Las Figs. IA y B son diagramas de flujo de una modalidad de un proceso de recuperación de metal precioso de acuerdo con una modalidad de la presente invención; La Fig. 2 es una gráfica del contenido de sulfato en el residuo de curado caliente contra el tiempo de residencia de curado caliente; La Fig. 3 es una gráfica de la recuperación de plata contra el consumo de cal; La Fig. 4 representa un circuito espesador de acuerdo con una modalidad de la presente invención.

DESCRIPCIÓN DETALLADA Una modalidad de un proceso de la presente invención será discutida con referencia a las F'igs. 1A-1B. Como será apreciado, los conceptos de la presente invención se pueden utilizar en un número infinito de otros procesos y tales procesos se consideran que caen dentro del alcance de la presente invención. Con referencia a la Fig . IA, un material que contiene metal precioso 100 se proporciona a un circuito de pulverización 104 y se pulveriza a un tamaño P8o que varía de malla (Tyler) de aproximadamente 100 a aproximadamente 600. El material 100 es un material de sulfuro refractario, que incluye típicamente de aproximadamente 2 a aproximadamente 60% en peso de minerales de sulfuro, de aproximadamente 1 a aproximadamente 1000 gramos/tonelada de plata, y de aproximadamente 1 a aproximadamente 100 gramos/tonelada de oro. Comúnmente, los minerales de sulfuro son predominantemente pirita, realgar, orpiment, calcopirita y arsenopirita , con cantidades menores de enargita, pirrotita, esfalerita, galena, estibnita, cinnabar, covelita, calcocita y otros minerales de sulfuro que se presentan comúnmente. La plata está típicamente presente en el material 100 como uno o más de acantita, freibergita, polibasita, prousita, pirargirita, tetrahedrita , aguilarita, antimonpearceita, argentita, argentopentlandita, argentopirita , galena argentiferrosa , jalpaita, mckinstirita , miargirita, pearceita¿ pirostilpnita , estefanita, esternbergita, estromeyerita y xantoconita. El circuito de pulverización 104 típicamente incluye las etapas de trituración 106, molienda 108 y espesamiento 110 para producir un material que contiene metal precioso pulverizado suspendido 112 que es típicamente de aproximadamente 20 a aproximadamente 60% en peso de sólidos. El sobreflujo 114 del circuito de espesamiento (que es principalmente agua) se recicla nuevamente en la etapa de molienda para la reutilización. Agua adicional 116 se adiciona al dispositivo de molienda (que es típicamente un Semi-Autógeno o SAG, molino de bolas, rodillo de molienda de alta presión o HPGR, o rodillo de varillas, o combinación de los mismos) como sea necesario para proporcionar la fracción de líquido deseada a la suspensión extraída por la etapa de molienda 108. Para un material de baja contención de sulfuro, la flotación se puede incorporar después de la molienda 108 para incrementar el contenido de azufre en la alimentación de autoclave. Como será apreciado, hay un número grande de otros diseños de circuitos de pulverización y/o componentes que pueden ser utilizados en el proceso de la presente invención. El material que contiene metal precioso pulverizado 112 se somete a una etapa de calentamiento 118 cuando se procesan alimentaciones de bajo contenido de azufre, en las cuales el vapor 120 de la oxidación a presión 122 se pone en contacto con el material 112 para precalentar el material 112 antes de la oxidación a presión 122. De preferencia, el material 112 se calienta a una temperatura de aproximadamente 30 a aproximadamente 115 grados centígrados con calentamiento de una sola etapa antes de ser introducido a la oxidación a presión 122. Opcionalmente , el sobreflujo 154 de la etapa de separación del líquido/sólido 138 se puede reciclar y poner en contacto con el material 112 durante la etapa de precalentamiento/pretratamiento 118 para reducir el consumo de oxígeno y la producción de ácido sulfúrico en la autoclave durante la oxidación de los sulfuros. El sobreflujo reciclado 154 contiene sulfato férrico disuelto y ácido sulfúrico libre, que reaccionan con los sulfuros y carbonatos en el material 112. Cualquier ácido sulfúrico libre restante después de la etapa de precalentamiento/pretratamiento 118, así como cualquier sulfato férrico y sulfato ferroso en solución, de preferencia se neutraliza con un consumidor de ácido 126, tal como piedra caliza para precipitar el hidróxido férrico y el yeso antes de que el material de alimentación entre a la autoclave. El material 112, después de la etapa de precalentamiento/pretratamiento 118, se introduce como una suspensión de alimentación en una autoclave de multicompartimientos para oxidar a presión por lo menos la mayor parte y más de preferencia por lo menos aproximadamente 90% del azufre de sulfuro en el material 112. De preferencia, no más de aproximadamente 1% del metal precioso en la suspensión 118 se solubiliza en la fase liquida de la suspensión oxidada a presión 127 durante la oxidación a presión. La autoclave puede ser operada bajo condiciones para favorecer la formación de hematita o residuos ricos en sulfato de hierro básico y posiblemente jarosita. Como será apreciado, las condiciones que favorecen la formación de hematita incluyen un nivel de ácido libre de no mayor que aproximadamente 30 gramos por litro y de preferencia que varia de aproximadamente 5 a aproximadamente 30 g/1 del liquido de descarga y una temperatura de la autoclave de por lo menos aproximadamente 160 grados centígrados y de preferencia que varía de aproximadamente 160 a aproximadamente 240 grados centígrados, y condiciones que favorecen sulfato líquido básico y, posiblemente, la formación de jarosita incluyen un nivel de ácido libre mayor que 30 gramos por litro del líquido de descarga y/o una temperatura de la autoclave de menos de aproximadamente 160 grados centígrados. Después de la oxidación a presión 122, la suspensión oxidada a presión o de descarga 127 incluye un número de componentes. De preferencia, una concentración de ácido libre de aproximadamente 20 a aproximadamente 50 g/1, una concentración de sulfato reactivo de fase liquida de aproximadamente 30 a aproximadamente 150 gramos/litro, y una concentración de sulfato reactivo de fase sólida de aproximadamente 0 a aproximadamente 15% en peso del residuo. Típicamente, el sulfato reactivo de fase líquida en la suspensión 127 es principalmente sulfato férrico, y un sulfato reactivo de fase sólida está principalmente en la forma de sulfato férrico básico. La suspensión oxidada a presión 127 puede ser evaporada instantáneamente en un recipiente abierto para liberar presión y enfriar evaporativamente la suspensión 127 a través de la liberación de vapor para formar un producto de suspensión evaporado. Para convertir el sulfato reactivo de fase sólida a sulfato reactivo de fase líquida, la fase sólida de la descarga de la autoclave se mantiene, en una etapa de curado caliente 130, a una temperatura preferida de por lo menos aproximadamente 60 grados centígrados, más de preferencia, por lo menos aproximadamente 85 grados centígrados, y aun más de preferencia de aproximadamente 85 a aproximadamente 120 grados centígrados, durante un tiempo suficiente para que la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida reaccione con el ácido sulfúrico libre en la fase líquida de la descarga de la autoclave para formar sulfato reactivo de fase líquida de acuerdo con la siguiente ecuación (en la cual el sulfato férrico básico es el sulfato reactivo de fase sólida y el sulfato férrico es el sulfato reactivo de fase liquida): 2Fe(S04) (OH) + H2S04 = Fe2(S04)3 + 2H20 Como se puede observar en la ecuación anterior, la reacción entre el sulfato férrico básico y el ácido sulfúrico produce el sulfato férrico disuelto, que puede ser separado fácilmente de la fase sólida en un circuito de separación de sólido/liquido. Por otra parte, el sulfato férrico disuelto en la fase liquida separada será fácilmente reaccionado con piedra caliza durante la neutralización subsecuente para producir hidróxido férrico. La duración de la etapa de curado caliente, o el tiempo de residencia del residuo sólido de la oxidación a presión 122 en la etapa de curado caliente, es una función de varios factores. Por una parte, los tiempos de residencia más largos típicamente proponen capacidad de planta inferior y más altos costos de capital de planta y de operación. Por otra parte, los tiempos de residencia más largos proponen sulfatos férricos básicos menos sólidos y posiblemente jarositas para neutralizar y/o descomponer con los consumidores de ácido más costosos, particularmente cal. Mientras que no se desea que sea limitado por alguna teoría, la Fig. 2 se cree que representa, para una temperatura de curado caliente dada, la relación entre el tiempo de residencia de curado caliente y los sulfatos (por ejemplo, sulfato férrico básico sólido) en el residuo. La curva 200 es dependiente relativamente baja en tiempos de residencia más cortos que aproximadamente 6 horas, y dependiente relativamente más baja en tiempos de residencia más largos que aproximadamente 6 horas, con la curva que llega a ser progresivamente más baja en pendiente en tiempos de residencia más largos conforme a la suspensión se aproxima al equilibrio. El impacto del tiempo de residencia sobre el consumo de cal se muestra, a manera de ejemplo, por las lineas de guiones 204 y 208. En un tiempo de residencia de curado caliente de 6 horas, la linea de guiones 208 indica que el sulfato férrico básico restante en el residuo es Xx% en peso y, en un tiempo de residencia de curado caliente de 12 horas, la linea de guiones 204 indica que el sulfato férrico básico restante en el residuo es X2 % en peso. La diferencia entre X y X2, o la distancia 212, indica el consumo de cal adicionado requerido para un tiempo de residencia de 6 horas como es opuesto a un tiempo de residencia de 12 horas. De preferencia, la suspensión 127 se mantiene en la etapa de curado caliente 130 bastante tiempo para que por lo menos la mayor parte, más de preferencia por lo menos aproximadamente 80%, aun más de preferencia de por lo menos aproximadamente 90%, y aun más de preferencia de por lo menos aproximadamente 98% de los sulfatos de fase sólida (la mayor parte de los cuales son sulfatos férricos básicos) sean convertidos en los sulfatos de fase liquida (o sulfato férrico disuelto (o soluble) ) . Establecido de otra manera, el tiempo de residencia de la suspensión 127 en la etapa de curado caliente 130 típicamente varía de aproximadamente 1 a aproximadamente 24 horas, aun más típicamente de aproximadamente 6 a aproximadamente 24 horas, y aun más típicamente de aproximadamente 10 a aproximadamente 24 horas. Como será apreciado, las temperaturas de curado caliente más altas requieren menos tiempo de residencia para un grado seleccionado de conversión de sulfato de fase sólida a sulfato de fase líquida. La etapa de curado caliente 130 de preferencia se lleva a cabo en uno o más reactores de tanque agitado a presión atmosférica. Aunque la reacción del curado caliente es ligeramente exotérmica, la preservación de la temperatura de la suspensión dentro del curado caliente es necesaria y puede requerir la adaptación de medidas de conservación de calor y/o necesitar la adición del vapor 120 de la oxidación a presión 122 para asegurar la temperatura de la suspensión que esté dentro del intervalo óptimo. Después de que se completa la etapa de curado caliente 130, la suspensión curada caliente 134 de preferencia incluye de aproximadamente 10 a aproximadamente 150 g/1 y aun más de preferencia de aproximadamente 50 a aproximadamente 150 g/1 de sulfatos reactivos de fase liquida (por ejemplo, sulfato férrico disuelto (como Fe2(S04)3) ), no más de aproximadamente 5% en peso, más de preferencia no más de aproximadamente 2% en peso, y aun más de preferencia no más de aproximadamente 1% en peso de sulfato reactivo de fase sólida (y sulfatos totales), no más de aproximadamente 0.5% en peso de sulfato férrico básico, de aproximadamente 10 a aproximadamente 50 g/1 de hierro férrico, y de aproximadamente 10 a aproximadamente 40 g/1 de ácido sulfúrico. De preferencia, la temperatura de la suspensión curada caliente extraída 134 de manera típica es por lo menos aproximadamente 85°C y más típicamente varía de aproximadamente 70 a aproximadamente 100°C. La conversión de sulfato férrico básico a sulfato férrico disuelto es sustancialmente completa. De preferencia, por lo menos 80%, más de preferencia por lo menos aproximadamente 90%, y aun más de preferencia por lo menos aproximadamente 98% a los sulfatos reactivos de fase sólida se convierten en sulfatos reactivos de fase líquida, y, en los moles restantes de sulfatos reactivos de fase sólida, comúnmente por lo menos aproximadamente 10% están en la forma de argentoj arosita . Para una concentración de ácido suficientemente alta y temperatura de curado caliente, aun niveles de entrada altos de sulfatos en el residuo se convierten de manera sustancial completamente a sulfato férrico disuelto, cuando el tiempo de residencia es suficientemente largo. Mientras que no se desea que sea limitado por alguna teoría, se ha observado que el por ciento de conversión está relacionado directamente con el contenido de sulfato de residuo de entrada y que, para niveles de sulfato ya sea altos o bajos en el residuo de entrada, la conversión sustancialmente completa a sulfatos disueltos se puede realizar económicamente a través del curado caliente. Así, la autoclave se puede operar bajo condiciones que favorecen la formación de sulfato férrico básico, y posiblemente jarosita, y desfavorecer la formación de hematita, siempre y cuando el ácido suficiente esté presente en la suspensión de salida para reaccionar, durante el curado caliente y dentro del tiempo de residencia seleccionado, de manera sustancial completamente con el sulfato férrico básico. Por ejemplo, las concentraciones de ácido sulfúrico más altas en la autoclave favorecen la formación de sulfato férrico básico y benéficamente proporciona altos niveles de ácido en la suspensión de salida. La suspensión 134 enseguida se somete a la separación líquido-sólido 138, mediante cualquiera de las técnicas adecuadas, para remover de las especies disueltas del residuo, tal como el sulfato férrico disuelto, y ácido sulfúrico, y producir un subflujo 142 que incluye (por lo menos) la mayor parte de la fracción sólida y un sobreflujo 124 que incluye (por lo menos) la mayor parte de la fracción liquida de la suspensión 134. El sobreflujo 124 separado típicamente incluye por lo menos aproximadamente 90% y más típicamente por lo menos aproximadamente 98% del hierro férrico disuelto en la suspensión curada caliente 134 o por lo menos aproximadamente 90% y más típicamente por lo menos aproximadamente 98% de los sulfatos de metal disueltos y ácido sulfúrico libre. En contraste, el subflujo 142 separado típicamente incluye no más de aproximadamente 10% y más típicamente no más de aproximadamente 2% del hierro férrico disuelto en la suspensión curada caliente 134 o no más de aproximadamente 10% y más típicamente no más de aproximadamente 2% de los sulfatos de metal disueltos y ácido sulfúrico libre. El subflujo 142 de preferencia no contiene más de aproximadamente 5% en peso, más típicamente no más de aproximadamente 2% en peso, y aun más típicamente no más de aproximadamente 1% en peso de sulfatos férricos básicos totales y/o jarositas en la fase sólida. Típicamente, el sobreflujo 124 contiene no más de aproximadamente 1% en peso de sólidos. De preferencia, la separación 138 se realiza mediante un número de espesadores conectados en serie en una configuración de flujo a contracorriente. Con referencia al ejemplo de la Fig. 4, la etapa de separación de líquido/sólido 138 normalmente se realiza en un espesador primario 400, que remueve la mayor parte, y de preferencia por lo menos aproximadamente 75%, del liquido en la suspensión 134 como el sobreflujo de espesador primario 404. Un circuito de espesador de lavado 408, con los espesadores secundarios 412a-n en el circuito de espesador de lavado 408 que están arreglados en configuración de flujo a contracorriente .(por ejemplo, en una configuración de Decantación a Contracorriente o CCD) , se utiliza para completar la separación de liquido/sólido y volver a formar en pulpa el residuo en el subflujo de espesador primario 416. El agua de lavado 116, que puede ser agua recuperada del depósito de decantación de residuos u otra agua que contiene una fuente de álcali, se pone en contacto con el circuito 408 para lavar y volver a formar en pulpa el residuo sólido y producir un subflujo suspendido 142 que tiene una densidad de aproximadamente 15 a aproximadamente 45% de sólidos y un sobreflujo de circuito de lavado 420. El circuito de lavado y los sobreflujos de espesador primario 420 y 404 colectivamente forman el sobreflujo 154. Un floculante adecuado pueden se adicionado al agua de lavado para mejorar la efectividad de la separación de sólido/liquido. El circuito espesador de lavado 408 de preferencia tiene entre 2 y 4 etapas espesadoras. El consumidor de ácido puede ser adicionado antes, durante o después de la formación de nuevo de pulpa en el circuito de lavado 408; establecido de otra manera, el consumidor de ácido se puede adicionar corriente arriba del circuito espesador de lavado 408 (y corriente abajo del espesador primario 400) , en el circuito espesador de lavado 408 (por ejemplo, en el agua de lavado 116 utilizado en el circuito) y/o corriente abajo del circuito espesador de lavado 408. En una configuración, el agua de lavado comprende un consumidor de ácido débil, poco costoso, tal como piedra caliza, para neutralizar una porción, de preferencia la mayor parte, más de preferencia por lo menos aproximadamente 80% y aun más de preferencia por lo menos aproximadamente 90% del sulfato férrico disuelto y ácido sulfúrico en el subflujo del espesador primario. Esta configuración se utiliza donde una eficiencia de lavado inferior se logra en la etapa de separación de liquido/sólido 138. La neutralización del sulfato férrico disuelto y el ácido sulfúrico antes de la descomposición del sulfato reactivo de fase sólida restante utilizando consumidores de ácido menos costosos puede reducir el consumo corriente abajo de consumidores de ácido más costosos, particularmente cal. Para mejorar el balance de calor del proceso, la temperatura del subflujo 142 y el agua de lavado 116 de preferencia se mantiene a una temperatura de por lo menos aproximadamente 60°C, más de preferencia por lo menos aproximadamente 65°C, y aun más de preferencia por lo menos aproximadamente 70°C, utilizando vapor 120 de la oxidación a la presión 122 para precalentar el agua de lavado 116 (tal como en un intercambiador de calor) antes de su uso en el circuito CCD. Sin embargo, va a ser entendido, que el precalentamiento del agua de lavado 116 no es necesario para la efectividad del proceso de la recuperación de metales preciosos. Esto es asi debido a que la jarosita de plata se presenta para formarse durante el curado caliente. El sulfato reactivo de fase sólida en el subflujo 142 se descompone en la siguiente etapa 146 para formar una suspensión tratada descompuesta 194. En esta etapa, de preferencia por lo menos la mayor parte, más de preferencia por lo menos aproximadamente 75%, y aun más de preferencia por lo menos aproximadamente 85% del sulfato reactivo de fase sólida se descompone. Típicamente, por lo menos aproximadamente 90% y aun más típicamente por lo menos aproximadamente 95% del sulfato reactivo de fase sólida en el subflujo 142 está en la forma de jarositas como un resultado de la descomposición de sulfato férrico básico durante la etapa de curado caliente. Como se expone en la ecuación anterior, los jarositas se convierten en yeso e hidróxidos férricos. La descomposición es causada por la reacción de un consumidor de ácido fuerte, tal como cal, con jarositas. La descomposición de la jarosita vuelve a la plata recuperable por los lixiviantes, tal como cianuro. De preferencia, después de la etapa de descomposición 146, no más de aproximadamente 25%, y más de preferencia no más de aproximadamente 10%, de hierro en la suspensión tratada descompuesta 194 está en la forma de sulfato reactivo de fase sólida (o jarositas) . Para reducir los costos de operación, la cantidad de consumidor de ácido empleada de preferencia se mantiene tan baja como sea posible para el grado deseado de recuperación de plata. Mientras que no se desea que sea limitada por alguna teoría, la Fig . 3 representa la relación que se cree que existe entre la recuperación de plata y la adición de cal. Como se puede observar de la curva 300, una primera porción 304 de la curva es relativamente baja en pendiente mientras que una segunda porción 312 es dependiente relativamente más baja. El punto de operación preferido 308 está en la intersección de la primera y la segunda porción 304 y 312. En este punto, la cantidad de cal consumida para el grado correspondiente de plata recuperada es sustancialmente óptima desde el punto de vista de la economía del proceso. En una aplicación típica, la cantidad de consumidor de ácido (cal) correspondiente al punto 308 es por lo menos la cantidad estequiométrica con relación al contenido de sulfato total del residuo con curado caliente en el subflujo. Típicamente, suficiente consumidor de ácido se adiciona para elevar el pH del subflujo a nivel de pH deseado. En términos absolutos, la cantidad de consumidor de ácido equivalente en cal utilizado es de preferencia no más de aproximadamente 100 kg/tonelada, más de preferencia en el intervalo de aproximadamente 20 a aproximadamente 80 kg/tonelada, y aun más de preferencia en el intervalo de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de residuo en el subflujo 142. Cantidades adicionales de consumidores de ácido débil y menos costoso, tal como piedra caliza, se pueden adicionar para elevar el pl-l del subflujo 142 al nivel deseado para la etapa 146. Típicamente, la cantidad de consumidores de ácido débil adicionados al subflujo de espesador primario varía de aproximadamente 20 a aproximadamente 40 kg/tonelada de residuo en el subflujo de espesador primario. Los consumidores de ácido débil normalmente se adicionan' al subflujo espesador antes de la adición de los consumidores de ácido fuerte. Para obtener la cinética de reacción deseada de la descomposición del sulfato reactivo de fase sólida, las condiciones de reacción se controlan cuidadosamente. La temperatura preferida del subflujo 142 de la etapa 146 es por lo menos aproximadamente 80°C, aun más de preferencia por lo menos aproximadamente 90 °C, y aun más de preferencia varía de aproximadamente 80 a aproximadamente 100 °C. El pl-l inicial del subflujo 142 antes de la etapa 146 típicamente varía de aproximadamente pH 2 a aproximadamente pl-l 5 mientras que el H preferido del subflujo 142 durante la etapa 146 de preferencia es por lo menos aproximadamente pH 7, más de preferencia es por lo menos aproximadamente pl-l 9, y aun más de preferencia varia de aproximadamente pH 10 a aproximadamente pH 12. El tiempo de residencia del subflujo 142 en la etapa 146 de preferencia varia de aproximadamente 0.5 a aproximadamente 12 horas, más de preferencia de aproximadamente 1 a aproximadamente 3 a aproximadamente 10 horas, y aun más de preferencia de aproximadamente 5 a aproximadamente 8 horas. La etapa 146 de preferencia se realiza en una sola etapa o en múltiples etapas. La descomposición ocurre en un recipiente ( s ) agitado en el cual el subflujo 142 se agita durante la descomposición para dispersar y suspender el residuo en la solución. El consumidor de ácido se adiciona mientras que se agita el subflujo 142. En una configuración, el consumidor de ácido fuerte se adiciona como parte del agua de lavado utilizada en el circuito de lavado. En esta configuración, la descomposición de los sulfatos férricos ocurre, completamente o parcialmente, en el circuito de lavado. En esta configuración, una suspensión de piedra caliza se puede adicionar para elevar el pH a un pH en el intervalo de aproximadamente pH 4 a pH 5 y luego se puede adicionar para elevar el pH a aproximadamente pl-I 10.5 o más alto.

Los metales preciosos, incluyendo tanto oro como plata, se disuelven al lixiviar la suspensión tratada descompuesta 194 en la etapa de lixiviación de metal precioso 170. La lixiviación típicamente se realiza sin separación de líquido/sólido adicional u operaciones de ajustes de densidad de pulpa que es realizado en la suspensión tratada descompuesta 194. El agente de lixiviación o lixiviante 174 es típicamente basado en álcali o en ácido, con lixiviantes ejemplares que son cianuro, haluros (yoduro, bromuro, cloruro), tiosulfato de amonio o de sodio, y tiourea. En una configuración, la etapa de lixiviación 170 se realiza a presión atmosférica y bajo condiciones alcalinas (en o arriba de un pH de aproximadamente pH 7) para producir una solución de lixiviación pregnante 178 que contiene (por lo menos) la mayor parte del contenido de metal precioso de la suspensión 194. La etapa de lixiviación de metal precioso 170 se puede hacer mediante cualquier técnica adecuada que incluye la utilización de lixiviación con cianuro y técnicas de carbón-en-Pulpa o CIP, técnicas de Carbon-En-Lixiviación o CIL, técnicas de cementación, técnicas de Resina-en-Pulpa o RIP, técnicas de Resina-En-Lixiviación o RIL o al circular una solución y/o suspensión de lixiviación pregnante a través de uno o más columnas sorbentes de metal precioso. En las técnicas CIL, CIP, RIP, RIL y otras técnicas basadas en sorbente, un sorbente, tal como carbón activado o una resina de intercambio iónico, sorbe el metal precioso disuelto en el lixiviante. El metal precioso sorbido es separado del sorbente mediante un eluyente acidico o alcalino para formar un sorbente estéril para el reciclado a la etapa de lixiviación 170 con y/o sin regeneración, y un eluato pregnante que contiene la mayor parte del metal precioso se sorbe sobre el sorbente. En la etapa de recuperación de metal precioso 182, el metal precioso se recupera de la solución de lixiviación pregnante 178 (o eluato pregnante) por técnicas adecuadas, tal como electrodeposición o cementación seguido por fundición, para formar el producto de metal precioso 186. Cuando es requerido, el residuo sólido estéril 190 de la etapa de lixiviación 170 se somete a la destoxificación con cianuro o destrucción y se descarta como desechos 162. Regresando a la etapa de separación de liquido/sólido 138, el sobreflujo 124 se somete a la neutralización de ácido 146 en la cual los consumidores de ácido, tal como los desechos de flotación que contienen carbonato, piedra caliza y cal, se ponen en contacto con el sobreflujo 124 para incrementar el pH de un pH de partida de aproximadamente pH 0.5 a aproximadamente pH 1.3 a un pH final de aproximadamente pl-I 4.5 a aproximadamente pH 10.0. La suspensión neutralizada en pH . arriba de 7.0 se somete a una separación de liquido/sólido 150 (que de preferencia se hace mediante un proceso de lodo de alta densidad o HDS) para producir un sobreflujo adicional o fracción liquida 154 y un residuo sólido 158. De preferencia, por lo menos la mayor parte y más de preferencia por lo menos aproximadamente 98% del hierro férrico disuelto y el ácido sulfúrico se reporta al sobreflujo 124. Esto efectúa una reducción sustancial en el consumo de cal en la etapa de neutralización 166. La etapa de neutralización 146 de preferencia se realiza en dos etapas. En la primera etapa, que puede tener múltiples reactores, los desechos de flotación libres o piedra caliza de poco costo se pone en contacto con el sulfato férrico disuelto y el ácido sulfúrico libre para formar hidróxido férrico y yeso. En una segunda etapa, para lograr un pH más alto, típicamente por lo menos aproximadamente 90% del sulfato férrico disuelto es precipitado. En la segunda etapa que también puede tener múltiples reactores, la cal se pone en contacto con la suspensión descargada de la primera etapa de la neutralización para alcanzar el pH final normalmente arriba de 7.0. El residuo sólido 158 se reporta al área de represa de desechos 162 mientras que el sobreflujo 154 se recicla a la etapa de separación de líquido/sólido 138. EJEMPLOS La mena utilizada para los ejemplos 1, 2 y 3 contuvo lo siguiente Elemento Unidad Concentración Au g/t 3.46 Ag g/t 43.5 S O, 0 7.53 Fe o o 6.14 Cloruro g/t 230 La mena se oxidó en una autoclave a una densidad de pulpa de 28% durante 1 hora. La autoclave se operó a 100 psi de sobrepresión de 02 y 230°C. La solución alimentada a la autoclave contuvo 25 g/L de ácido libre como H2S04 más 7.5 g/L de Fe3+ y 7.5 g/L de Fe2+. La fracción sólida de la descarga de la autoclave contuvo 12% de sulfato y la fracción de solución contuvo 55 g/L de ácido libre y lOg/L de hierro. Ejemplo 1 El residuo de descarga de la autoclave que contiene 12% de sulfato en la fracción de sólidos y 55 g/L de ácido libre y lOg/L de hierro en la solución se filtró. La fracción de sólidos se lavó y se volvió a formar en pulpa en agua a una densidad de 21%. El pH de la suspensión formada de nuevo en pulpa se ajustó a 10 con 138 kg/t de cal (como Ca(OH2)) y se calentó con agitación durante 6 horas a 90°C. En la terminación de la etapa de ebullición .de cal, el oro y la plata se recuperaron de . la suspensión utilizando la cianuración de Carbón en Lixiviación (CIL) de rodillo de botella de 24 horas con 1 g/L cianuro de sodio. Cal adicional no se requirió durante la cianuración, por lo tanto el consumo de cal total- para las etapas de ebullición de cal y cianuración fue 138 kg/t. La recuperación de oro y plata fue 95.2 y 58.9%, respectivamente. Este ejemplo demuestra el alto consumo de cal y la recuperaciones de plata marginales que ocurren cuando se emplean las técnicas de ebullición de cal convencionales como es enseñado por la patente norteamericana 4,632,701, esto es, cuando se realiza una ebullición de cal en la ausencia de una etapa de curado caliente.

Ejemplo 2 El residuo de descarga de la autoclave que contiene 12% de sulfato en la fracción de sólidos y 55 g/L de ácido libre y 10 g/L de hierro, se curó en caliente a 90°C durante 16 horas en un tanque agitado. El contenido de ácido libre en la porción de solución se redujo de 55 g/L a 30 g/L y el contenido de hierro se incrementó de 10 g/L a 30 g/L durante el curado caliente. El nivel del sulfato en la fracción de sólido se redujo de 12% a 0.39%. La suspensión curada caliente se filtró y la fracción de sólidos que contiene 0.39% de sulfato se volvió a formar en pulpa en agua a una densidad de 23%. El oro y la plata se recuperaron de la suspensión utilizando (CIL) de rodillo de botella de 24 horas con 1 g/L de cianuro de sodio. El pH de la suspensión de nuevo formado en pulpas se ajustó y se mantuvo a pH 10 con un total de 3.25 kg/t de cal (Ca(OH2)) durante la CIL. Las recuperaciones de oro y plata fueron 94.9% y 0.4% respectivamente . Este ejemplo demuestra la alta recuperación de oro y bajos consumos de cal que ocurren cuando la concentración de sulfatos de hierro básicos en el residuo de lixiviación de autoclave se reduce mediante el curado caliente como es enseñado por el documento US 2006/0133974. Debido a la formación de especies de plata insolubles durante el curado caliente, la recuperación de plata es baja.

Ejemplo 3 El residuo de descarga de la autoclave que contiene 12% de sulfato en la fracción de sólido y 55 g/L de ácido libre y 10g/L de hierro en la solución, se calentó con agitación a 90 °C durante 16 horas. El contenido de ácido libre en la solución se redujo de 55 g/L a 30 g/L y el contenido de hierro se incrementó de 10 g/L a 30g/L. El nivel de sulfato en el residuo se redujo de 12% a 0.39%. La suspensión curada caliente se filtró y los sólidos que contienen 0.39% de sulfato se volvieron a formar en pulpa con agua a una densidad de 23%. La alcalinidad de la suspensión se incrementó mediante la adición de 29.9 kg/t de cal (Ca(OH2)) y se calentó durante 6 horas a 90°C en un recipiente agitado. En la terminación de la etapa de tratamiento con álcali caliente, la recuperación de oro y plata se realizó utilizando CIL de rodillo de botella de 24 horas con una concentración de cianuro de 1 g/L. Cal adicional no se requirió durante la cianuración; por lo tanto el consumo de cal total para las etapas de ebullición de cal y de cianuración fue 29.9 kg/t. La recuperación de oro y plata fue 96.2 y 89.6%, respectivamente. Este ejemplo demuestra que la recuperación más alta de plata (89.6%) se puede lograr cuando las técnicas de curado caliente y de tratamiento con álcali caliente se utilizan conjuntamente antes que separadamente como en los ejemplos 1 (58.9%) y 2 (0.4%). La cal requerida para la etapa de ebullición de cal se reduce con la llegada del curado caliente. La ebullición de cal convencional mostrada en el ejemplo 1 consumió 138 kg/t de cal, arriba de 100 kg/t más que aquella requerida cuando el tratamiento con álcali caliente fue precedido por el curado caliente.

Ejemplo 4 La mena de alimentación empleada para este ejemplo contiene una concentración menor de plata que la mena utilizada en los ejemplos 1, 2, y 3. La composición de la mena es como sigue: La mena se oxidó en una autoclave a una densidad de pulpa de 28% durante 1 hora. La autoclave se operó a 100 psi de 02 a 230°C. La alimentación de solución a la autoclave contuvo 25 g/L de ácido libre, H2S04 más 7.5 g/L de Fe3+ y 7.5 g/L de Fe2+. La suspensión curada caliente se filtró y los sólidos que contienen 0.81% de sulfato se volvieron a formar en pulpa con agua a una densidad de 23%. La alcalinidad de la suspensión se incrementó mediante la adición de 36.5 kg/t de cal (Ca(OH2)) y se calentó durante 6 horas a 90°C en un recipiente agitado. En la terminación de la etapa de tratamiento con álcali caliente, la recuperación de oro y plata se realizó utilizando CIL de rodillo de botella de 24 horas con 1 g/L de cianuro de sodio. Cal adicional no se digirió durante la cianuración, por lo tanto el consumo de cal total para las etapas de tratamiento con álcali caliente y cianuración fue de 36.5 kg/t. La recuperación de oro y plata fueron 96.1% y 90.5%, respectivamente. Este ejemplo muestra que la combinación del curado caliente y el tratamiento con álcali caliente es efectivo en recuperar plata de los residuos que contienen menores concentraciones de plata. Procesamiento del Residuo de la Adición de Cal Recuperación de Recuperación de Autoclave Total kg/t Plata Oro Curado Caliente Separación de Liquido Sólido 36.8 90.5 96.1 Repulpa, Tratamiento con Álcali Caliente CIL Ejemplo 5 Experimentos adicionales se realizaron siguientes muestras de mena 3 y 4 : una operación continua, ambas muestras de mena y 4 se oxidaron en una autoclave a 41 - 50% de sólidos a una presión total de 490 psi, durante 50 - 60 minutos a una temperatura que varia de 219 a 230°C. La descarga de la autoclave luego se sometió al curado caliente por cuatro horas a 85 - 100°C. El curado caliente redujo la cantidad de sulfato en el residuo de descarga de la autoclave a menos de 0.5%, además los niveles de ácidos se redujeron de 31.8 g/L y 40.5 g/L a 11.1 y 15.5 g/L, para las muestras 3 y 4 respectivamente. Después del curado caliente, la separación de liquido sólido se realizó utilizando la decantación a contracorriente. El subflujo del CCD se hirvió con cal a un pH mayor que 10.5, y una temperatura entre 84 y 90°C durante aproximadamente 4 horas. La recuperación de oro y plata mediante el carbón en lixiviación, produjo recuperaciones similarmente altas de plata y oro con consumo de cal reducido, como es observado en el procesamiento por lotes mostrado en el ejemplo 3. El consumo de cal total (ebullición de cal y CIL) para la Muestra 3 y la Muestra 4 fue 26.7 y 28.2 kg/t con recuperaciones de plata respectivos de 88.9% y 79.3%. Muestra 3 Muestra 4 Descarga de la Autoclave (Alimentación al Curado Caliente) Sólidos % 41% 49.2% Sulfato (residuo) % 3.62 (compartimiento) 2.85 Sulfato (solución) g/L 61 62 Ácido Libre g/L 31.77 40.50 Hierro Total g/L 6.83 7.18 Hierro Ferroso g/L 0.25 0.26 Descarga del Curado Caliente Sulfato (residuo) % 0.4 0.31 Sulfato (solución) g/L 114 139 Ácido Libre g/L 11.07 15.50 Hierro Total g/L 27.60 34.12 Hierro Ferroso g/L 0.93 1.99 % de disminución de sólidos 15.4 14.7 Ebullición con Cal PH 10.7 11.1 Adición de Cal (Ebullición de Cal) kg/t 24 25 Adición de Cal Total kg/t 27.6 28.2 Sulfato (residuo) % 0.34 0.22 Recuperación de Oro % 93.2 97.5 Recuperación de Plata % 88.9 78.3 Estos experimentos muestran que altas recuperaciones de plata se pueden obtener a niveles razonables y económicos de la adición de cal cuando un curado caliente precede a la ebullición de cal y que el curado caliente del residuo de oxidación a presión puede ser muy efectivo en disolver los sulfatos de fase sólida, ya sea reactivos o no reactivos, en la fase liquida. Un número de variaciones y modificaciones de la invención pueden ser utilizados. Seria posible proporcionar algunas características de la invención sin proporcionar otras . Por ejemplo, en una modalidad alternativa, se omite la etapa de separación de líquido/sólido 138. Más bien, se realiza un proceso de neutralización de dos etapas, con la segunda etapa de neutralización que también causa descomposición del sulfato reactivo de fase sólida. En esta modalidad, la primera etapa de la neutralización se realiza utilizando un consumidor de ácido débil y menos costoso, tal como piedra caliza, para reaccionar con sustancialmente todo, y aun más de preferencia, por lo menos aproximadamente 90% de los sulfatos férricos disueltos y ácido sulfúrico para formar, en este último caso, yeso. En la segunda etapa, un consumidor de ácido fuerte, con cal que es preferido, se pone en contacto con la suspensión parcialmente neutralizada para reaccionar con cualquier sulfato férrico disuelto restante y el ácido sulfúrico y descomponer los sulfatos férricos básicos y jarositas. La separación del liquido/sólido después se puede realizar para remover el residuo en el subflujo. Alternativamente, la suspensión descompuesta se puede someter a la recuperación de metal precioso en la ausencia de separación de liquido/sólido. En otra modalidad, la lixiviación de oro y/o recuperación precede la etapa de descomposición 194. En esta modalidad, el subflujo 142 se neutraliza con un consumidor de ácido débil, tal como piedra caliza, para elevar el pH de por lo menos aproximadamente pH 7. El oro luego se lixivia utilizando un lixiviante adecuado para disolver la mayor parte del oro en una solución de lixiviación pregnante. La solución de lixiviación pregnante se separa del residuo. El oro se recupera de la solución de lixiviación pregnante mientras que el residuo se pone en contacto con un consumidor de ácido fuerte, tal como cal, y se calienta por lo menos aproximadamente 80 °C para descomponer los sulfatos férricos básicos y las jarositas y volver la plata disponible a la lixiviación. La plata luego es lixiviada utilizando un lixiviante adecuado y recuperada de la solución de lixiviación pregnante por técnicas conocidas. La presente invención, en varias modalidades, incluye componentes, métodos, procesos, sistemas y/o aparatos sustancialmente como es representado y descrito en la presente, incluyendo varias modalidades, subcombinaciones y subconjuntos de las mismas. Aquellos expertos en la técnica entenderán como hacer y utilizar la presente invención después del entendimiento de la presente descripción. La presente invención, en varias modalidades, incluye proporcionar dispositivos y procesos en la ausencia de artículos no representados y/o descritos en la presente o en varias modalidades de los mismos, incluyendo en la ausencia de tales artículos como pueden haber sido utilizados en varios dispositivos o procesos, por ejemplo, para mejorar el desempeño, lograr facilidad y/o reducción de costo de la implementación . La discusión anterior de la invención se ha presentado para propósitos de ilustración y descripción. Lo anterior no se propone para limitar la invención a la forma o formas divulgadas en la presente. En la Descripción Detallada anterior por ejemplo, varias características de la invención se agrupan conjuntamente en una o más modalidades para el propósito de simplificar la descripción. Este método de descripción no va a ser interpretado como que refleja una intención de que la invención reclamada requiere más características que son expresamente mencionadas en cada reivindicación. Más bien, como las siguientes reivindicaciones reflejan, los aspectos inventivos dependen de menos de todas las características de una sola modalidad divulgada anterior. Así, las siguientes reivindicaciones son incorporadas por la presente en esta Descripción Detallada, con cada reivindicación que depende por su propia cuenta como una modalidad preferida separada de la invención. Por otra parte, aunque la descripción de la invención ha incluido la descripción de una o más modalidades y ciertas variaciones y modificaciones, otras variaciones y modificaciones están dentro del alcance de la invención, por ejemplo, como puede ser dentro de la habilidad y el conocimiento de aquellos en la técnica, después del entendimiento de la presente descripción. Se propone obtener los derechos que incluyen modalidades alternativas al grado permitido, incluyendo estructuras, funciones, intervalos o etapas alternas, intercambiables y/o equivalentes a aquellas reclamadas, ya sea o no de tales estructuras, funciones, intervalos o etapas alternas, intercambiables y/o equivalentes que son divulgadas en la presente, y sin proponer dedicar públicamente cualquier materia sujeto patentable .

Claims (23)

1. REIVINDICACIONES 1. Un proceso de recuperación de metal precioso, caracterizado porque comprende: (a) oxidar una suspensión de alimentación acuosa en una autoclave, la suspensión de alimentación que comprende un material que contiene plata y azufre de sulfuro, en donde por lo menos la mayor parte del azufre de sulfuro se oxida en la autoclave a azufre de sulfato y en donde por lo menos una porción del azufre de sulfato está en la forma de un sulfato reactivo de fase sólida; (b) remover, de la autoclave, una suspensión de descarga acuosa que comprende sólidos de descarga y liquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga que comprenden por lo menos una porción de la plata y por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida y en donde una fase liquida de la suspensión de descarga acuosa comprende un ácido; (c) dejar por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida en los sólidos de descarga acuosa reaccionar con el ácido para formar sulfato reactivo de fase liquida, en donde, después de la etapa (c) , por lo menos una porción del sulfato reactivo de fase sólida comprende plata y los sólidos de descarga tienen un contenido de sulfato de no más de aproximadamente 2% en peso. (d) después de la etapa (c) , poner en contacto los sólidos de descarga con un consumidor de ácido mientras que se mantiene una temperatura de los sólidos de descarga de por lo menos aproximadamente 80 °C para convertir por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida a una especie que contiene hierro no reactiva; (e) después recuperar por lo menos la mayor parte de la plata de los sólidos de descarga .
2. 2. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque el sulfato reactivo de fase sólida comprende sulfato férrico básico, el sulfato reactivo de fase liquida comprende sulfato férrico disuelto, la especie que contiene hierro no reactiva comprende hidróxido de hierro, y el ácido comprende ácido sulfúrico, en donde, en la etapa (c) , la temperatura de la suspensión de descarga se mantiene en o arriba de 60 grados centígrados, y en donde, en la etapa (c) la suspensión se mantiene en un recipiente agitado y además que comprende: (f) después de la etapa (c) y antes de la etapa (e) , separar por lo menos una porción del líquido de descarga acuosa de los sólidos de descarga y en donde, en la etapa (c) , por lo menos la mayor parte de los sulfatos férricos básicos se convierten en sulfato férrico disuelto de acuerdo con la siguiente ecuación: 2Fe(S04) (OH) + H2S04 = Fe2(S04)3 + 2H20.
3. 3. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque el sulfato reactivo de fase sólida comprende sulfato de hierro básico, el sulfato reactivo de fase liquida comprende sulfato férrico, la especie que contiene hierro disuelto comprende hidróxido de hierro y el ácido comprende ácido sulfúrico en donde el consumidor de ácido utilizado en la etapa (d) es predominantemente cal, en donde, en la etapa (c) por lo menos aproximadamente 90% del sulfato reactivo de fase sólida se convierte en sulfato reactivo de fase liquida, y en donde, en la etapa (d) , el pH de los sólidos de descarga se incrementa a un pH en el intervalo de pH 9.0 a aproximadamente pH 12.0, y además que comprende : (f) poner en contacto el sulfato férrico disuelto en el liquido de descarga acuosa con un segundo consumidor de ácido diferente del consumidor de ácido utilizado en la etapa (d) para convertir por lo menos la mayor parte del sulfato férrico disuelto a hidróxido férrico.
4. 4. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque, después de la etapa (c) , la suspensión de descarga acuosa comprende de aproximadamente 50 a aproximadamente 150 g/1 de sulfato reactivo de fase liquida, no más de aproximadamente 5% en peso sulfato reactivo de fase sólida, y de aproximadamente 10 a 140 g/1 de ácido sulfúrico, y en donde la suspensión de descarga acuosa comprende no más de aproximadamente 0.5% en peso sulfato férrico básico.
5. 5. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque en la etapa (d) el consumidor de ácido es cal y la cantidad de cal puesta en contacto con los sólidos de descarga es no más de aproximadamente 60 kg/tonelada , en donde por lo menos aproximadamente 10% de los sulfatos reactivos de fase sólida presentes antes de la etapa (d) está en la forma de argentoj arosita , y en donde, después de la etapa (d) , no más de aproximadamente 25% del hierro está en la forma de un sulfato reactivo de fase sólida.
6. 6. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque además comprende después de la etapa (c) y antes de la etapa (d) : (f) separar por lo menos la mayor parte del liquido de descarga de los sólidos de descarga, el liquido de descarga que comprende la mayor parte del sulfato reactivo de fase liquida y ácido y los sólidos de descarga que comprenden la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida ; (g) poner en contacto el liquido de descarga con un consumidor de ácido para neutralizar el sulfato reactivo de fase liquida y el ácido; (h) lavar los sólidos de descarga, en donde la solución de lavado comprende un consumidor de ácido para neutralizar la mayor parte de cualquier sulfato reactivo de fase liquida restante y ácido, en donde una cantidad total del consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (d) , con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de los sólidos de descarga.
7. 7. El proceso de conformidad con la reivindicación 6, caracterizado porque la cantidad total de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (d) con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de los sólidos de descarga después de la etapa (c) y antes de la etapa (d) , en donde el material que contiene plata comprende oro y en donde la etapa (e) comprende las subetapas: (El) poner en contacto los sólidos de descarga con un lixiviante para disolver, en una solución de lixiviación pregnante, por lo menos la mayor parte de la plata y el oro en los sólidos de descarga; y (E2) recuperar por lo menos la mayor parte de la plata y oro disueltos de la solución de lixiviación pregnante.
8. 8. El proceso de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque, en la etapa (d) , los sólidos de descarga están en una suspensión que tiene un pl-l de por lo menos aproximadamente pH 10, una temperatura de por lo menos aproximadamente 90 °C, y la cantidad de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto con los sólidos varia de aproximadamente 20 kg/tonelada a aproximadamente 60 kg/tonelada .
9. 9. El proceso de conformidad con la reivindicación 6, caracterizado porque, en las etapas (f) y (g) , los sólidos de descarga se mantienen a una temperatura de por lo menos aproximadamente 60 °C.
10. 10. El proceso de conformidad con la reivindicación 6, caracterizado porque además comprende antes de la etapa (a) : (g) poner en contacto por lo menos una porción del liquido de descarga acuosa separado con el material que contiene metal precioso, en donde el liquido de descarga acuosa reciclado comprende sulfato reactivo de fase liquida y ácido sulfúrico libre para " oxidar parcialmente el azufre de sulfuro en el material antes de la etapa (a) .
11. 11. Un proceso de recuperación de metal precioso, caracterizado porque comprende: (a) oxidar, en una autoclave, azufre de sulfuro en una suspensión de alimentación acuosa, la suspensión de alimentación que comprende un material que contiene metal precioso, en donde por lo menos la mayor parte del azufre de sulfuro se oxida a azufre de sulfato, en donde el metal precioso comprende plata y oro, y en donde por lo menos una porción del azufre de sulfato está en la forma de sulfato reactivo de fase sólida; (b) remover, de la autoclave una suspensión de descarga acuosa que comprende sólidos de descarga y liquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga comprende por lo menos una porción del metal precioso y por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida, y en donde una fase liquida de la suspensión de descarga acuosa comprende ácido sulfúrico; (c) dejar por lo menos aproximadamente 90% del sulfato reactivo de fase sólida en los sólidos de descarga acuosa reaccionar con el ácido sulfúrico para formar sulfato férrico disuelto en el liquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga que tienen, después de la etapa (c) , un contenido de sulfato reactivo total de no más de aproximadamente 2% en peso; (d) después separar el liquido de descarga acuosa de los sólidos de descarga, en donde por lo menos la mayor parte del sulfato férrico disuelto y el ácido restante están en el liquido de descarga acuosa separado; (e) poner en contacto los sólidos de descarga separados con un consumidor de ácido para descomponer el sulfato reactivo de fase sólida a óxidos de hierro, en donde una cantidad total de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (e) , con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de los sólidos de descarga; (f) después poner en contacto un lixiviante, o un pH arriba de aproximadamente pH 7.0, con los sólidos de descarga para disolver por lo menos la mayor parte de la plata y oro en los sólidos; y (g) recuperar la plata y oro disueltos.
12. 12. El proceso de conformidad con la rei indicación 11, caracterizado porque el sulfato reactivo de fase sólida comprende sulfato férrico base y jarosita, en donde el consumidor de ácido comprende cal, y en donde, en la etapa (d) , los sólidos de descarga se mantienen a una temperatura de por lo menos aproximadamente 80°C y en una fase liquida que tiene un pH de por lo menos aproximadamente pH 9, y en donde, en la etapa (c) la temperatura de la suspensión de descarga se mantiene en o arriba de 60 grados centígrados.
13. 13. El proceso de conformidad con la reivindicación 11, caracterizado porque el consumidor de ácido es cal y en donde no más de aproximadamente 60 kg/tonelada de consumidor de ácido se pone en contacto con los sólidos de descarga en la etapa (c) y además que comprende: (h) poner en contacto el sulfato férrico disuelto en el líquido de descarga acuosa con cal y/o piedra caliza para convertir por lo menos la mayor parte del sulfato férrico disuelto a hidróxido férrico.
14. 14. El proceso de conformidad con la reivindicación 11, caracterizado porque, en la etapa (d) los sólidos de descarga se mantienen a una temperatura de por lo menos aproximadamente 60 °C, en donde, después de la etapa (c) la suspensión de descarga acuosa comprende de aproximadamente 50 a aproximadamente 150 g/L de sulfato férrico disuelto, no más de aproximadamente 1% en peso de sulfato reactivo de fase sólida, y de aproximadamente 10 g/L a aproximadamente 40 g/L de ácido sulfúrico, en donde el liquido de descarga acuosa comprende por lo menos aproximadamente 80% del hierro férrico disuelto en la suspensión de descarga acuosa después de la etapa (c) en donde el liquido de descarga acuosa separado comprende no más de aproximadamente 1% en peso de sólidos, y en donde los sólidos de descarga acuosa separados comprenden no más de aproximadamente 70% en peso del liquido.
15. 15. Un proceso de recuperación de metal precioso, caracterizado porque comprende: (a) oxidar azufre de sulfuro en una suspensión alimentación acuosa en una autoclave, la suspensión de alimentación que comprende un material que contiene plata, en donde por lo menos la mayor parte del azufre de sulfuro se oxida a azufre de sulfato y en donde por lo menos una porción del azufre de sulfato está en la forma de sulfato reactivo de fase sólida; (b) remover, de la autoclave una suspensión de descarga acuosa que comprende sólidos de descarga y liquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga que comprenden por lo menos una porción de la plata y por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase sólida, y en donde una fase liquida de la suspensión de descarga acuosa comprende ácido sulfúrico; (c) dejar por lo menos aproximadamente 85% del sulfato reactivo de fase sólida en los sólidos de descarga acuosa reaccionar con el ácido sulfúrico para formar sulfato reactivo de fase liquida en el liquido de descarga acuosa, los sólidos de descarga después de la etapa (c) , que tiene un contenido de sulfato de no más de aproximadamente 2% en peso; (d) después separar el liquido de descarga acuosa de los sólidos de descarga, en donde por lo menos la mayor parte del sulfato reactivo de fase liquida y el ácido restante están en el liquido de descarga acuosa separado y por lo menos la mayor parte de la plata en los sólidos de descarga está en la forma de argento arosita ; (e) poner en contacto los sólidos de descarga separados con cal para descomponer por lo menos la mayor parte de la argento arosita a hidróxido de hierro y yeso; (f) después poner en contacto un lixiviante, o un pH arriba de aproximadamente pH 7.0, con los sólidos de descarga para disolver por lo menos la mayor parte de la plata en los sólidos; y (g) recuperar la plata disuelta.
16. 16. El proceso de conformidad con la reivindicación 15, caracterizado porque el sulfato reactivo de fase sólida comprende sulfato férrico básico y jarosita, y en donde, en la etapa (e) , los sólidos de descarga se mantienen a una temperatura de por lo menos aproximadamente 80 °C y en una fase liquida que tiene un pH de por lo menos aproximadamente pl-I 9 y en donde, en la etapa (d) la temperatura de la suspensión de descarga se mantiene en o arriba de 60 grados centígrados .
17. 17. El proceso de conformidad con la reivindicación 15, caracterizado porque el consumidor de ácido es cal y en donde no más de aproximadamente 60 kg/tonelada de consumidor de ácido se pone en contacto con los sólidos de descarga en la etapa (e) y además que comprende: (h) poner en contacto el sulfato reactivo de fase liquida en el liquido de descarga acuosa con cal y/o piedra caliza para convertir por lo menos la mayor parte del sulfato férrico disuelto a hidróxido férrico.
18. 18. El proceso de conformidad con la reivindicación 15, caracterizado porque en la etapa (d) , los sólidos de descarga se mantienen a una temperatura de por lo menos aproximadamente 60°C y en donde, después de la etapa (c) , la suspensión de descarga acuosa comprende de aproximadamente 50 a aproximadamente 150 g/L de sulfato reactivo de fase liquida, no más de aproximadamente 1% en peso de sulfato reactivo de fase sólida y de aproximadamente 10 g/L a aproximadamente 40 g/L de ácido sulfúrico.
19. 19. El proceso de conformidad con la rei indicación 15, caracterizado porque durante la etapa (d) , un segundo consumidor de ácido diferente de cal se pone en contacto con los sólidos de descarga y en donde una cantidad total de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (e) , con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de los sólidos de descarga.
20. 20. El proceso de conformidad con la reivindicación 19, caracterizado porque el segundo consumidor de ácido es piedra caliza.
21. 21. El proceso de conformidad con la rei indicación 15, caracterizado porque además comprende antes de la etapa (a) : (h) poner en contacto por lo menos una porción del liquido de descarga acuosa separado con el material que contiene metal precioso no oxidado, en donde el liquido de descarga acuosa reciclado comprende sulfato reactivo de fase liquida y ácido sulfúrico libre para oxidar parcialmente el azufre de sulfuro en el material no oxidado.
22. 22. El proceso de conformidad con la reivindicación 15, caracterizado porque la duración de la etapa (c) es por lo menos aproximadamente 6 horas y en donde una cantidad total de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (e), con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60kg/tonelada de los sólidos de descarga.
23. 23. El proceso de conformidad con la reivindicación 15, caracterizado porque la duración de la etapa (c) es por lo menos aproximadamente 12 horas y en donde una cantidad total de cal equivalente al consumidor de ácido puesto en contacto, en la etapa (e) , con los sólidos de descarga varia de aproximadamente 20 a aproximadamente 60 kg/tonelada de los sólidos de descarga.