NO135942B

NO135942B -

Info

Publication number: NO135942B
Application number: NO882/73A
Authority: NO
Inventors: M C Kuhn; N Arbiter
Original assignee: Anaconda Co
Priority date: 1972-03-07
Filing date: 1973-03-05
Publication date: 1977-03-21
Also published as: IL41673A0; IE37431B1; PH10189A; AR196917A1; FI58352B; BR7301658D0; CS209459B2; ZA731445B; CA997567A; IT980495B; FR2175095A1; JPS48102024A; BE796326A; IL41673A; ZA731446B; GB1404243A; AU476026B2; FR2175095B1; DE2311285C3; AU5283373A

Description

Ammoniakalsk utlutning av kobbermalmer og konsentrater har en lang historie. Utlutning av naturlig forekommende kobber og av oksyderte kobbermalmer (kobberoksyder, kobberkarbonater, kobbersilikater osv.) er ikke noe særlig vanskelig for slike stoffer som reagerer lett med ammoniakalske utlutningsreagenser når utlutningen gjennomføres med fri til-gang på luft. Ammoniakkutlutningsfremgangsmåter har vært benyttet i det minste siden den tidligste del av det 20. århundre for å gjenvinne kobber fra naturlig forekommende kobber og fra oksyderte kobbermalmer. Ammoniacal leaching of copper ores and concentrates has a long history. Leaching of naturally occurring copper and oxidized copper ores (copper oxides, copper carbonates, copper silicates, etc.) is not particularly difficult for such substances which react easily with ammoniacal leaching reagents when the leaching is carried out with free access to air. Ammonia leaching processes have been used since at least the earliest part of the 20th century to recover copper from naturally occurring copper and from oxidized copper ores.

Sulfidkobbermineraler er også kjent å være oppløse-lige i ammoniakalske oppløsninger under oksyderende betingelser. Imidlertid er disse ikke så lett oppløselige som de oksyderte mineraler eller naturlig forekommende kobber, og det er vesentlige forskjeller med henblikk på lettheten med hvilken for-skjellige vanlige sulfidkobbermineraler oppløses. F.eks. opp-løses chalcositt (CugS) med minst vanskelighet, mens chalcopyritt (GuFeSg) og enargitt (Cu^AsS^) oppløses kun med betydelig vanskelighet. Forslag til gjenvinning av kobber fra sulfid-mineraler ved ammoniakalsk utlutning går så langt tilbake som til siste del av det 19. århundre. F.eks. foreslår US-patent nr. 58I.I6O å ekstrahere kobber fra kobbersulfider ved utlutning med en oppløsning av vandig ammoniakk og et nitrat slik som ammoniumnitrat. Ingen av disse tidlige fremgangsmåter for direkte utlutning av kobbersulfider viste seg noen gang å være praktiske, og de fleste tidlige arbeider med henblikk på ammoniakalsk utlutning vendte seg snart mot røsting av sulfi-dene i luft og deretter utlutning av det oksyderte kobber fra det røstede produkt, slik som f.eks. beskrevet i US-patent nr. 585.355 °g nr. 883.961. Disse fremgangsmåter kunne ikke kon-kurrere økonomisk med vanlige smiteteknikker, og tilbød heller ikke ellers noen fordel og fant således ingen praktisk utnyt-telse . Copper sulfide minerals are also known to be soluble in ammoniacal solutions under oxidizing conditions. However, these are not as easily soluble as the oxidized minerals or naturally occurring copper, and there are significant differences in terms of the ease with which various common sulphide copper minerals dissolve. E.g. chalcosite (CugS) dissolves with the least difficulty, while chalcopyrite (GuFeSg) and enargite (Cu^AsS^) only dissolve with considerable difficulty. Proposals for the recovery of copper from sulphide minerals by ammoniacal leaching go as far back as the latter part of the 19th century. E.g. US Patent No. 581.160 suggests extracting copper from copper sulfides by leaching with a solution of aqueous ammonia and a nitrate such as ammonium nitrate. None of these early methods of direct leaching of copper sulphides ever proved practical, and most early work on ammoniacal leaching soon turned to roasting the sulphides in air and then leaching the oxidized copper from the roasted product , such as e.g. described in US Patent No. 585,355 and No. 883,961. These methods could not compete economically with normal forging techniques, nor did they otherwise offer any advantage and thus found no practical use.

Noen få tiår tilbake oppsto det en interesse for en fremgangsmåte for ekstrahering av nikkel fra nikkelsulfid-malmer ved behandling med en ammoniakalsk oppløsning under oksyderende betingelser ved høy temperatur og trykk. Kobber forekommer hyppig sammen med nikkel i slike malmer,og fremgangsmåten ble anvendt på gjenvinning av kobber også. Slike fremgangsmåter slik de f.eks. er beskrevet i US-patent nr. 2.576.314» 2.726.934 og 2.822.263 omfatter fremstilling av en oppslemming av det oppmalte mineral i en vandig ammoniakkopp-løsning og oppvarming av oppslemmingen under kraftig omrøring i en autoklav i flere timer. Luft og ammoniakk mates til autoklaven for å etterfylle behovet for utlutningsreaksjonene. Selv om nevnte patenter beskriver en gjennomføring av en slik utlutning ved atmosfærisk trykk og temperaturer ned til 37,8°G, erkjenner de at utlutningen skjer altfor langsomt under slike betingelser til å være av kommersiell interesse. I henhold til dette beskriver de fremgangsmåter som medfører temperaturer nær eller over kokepunktet (79,4 til 107,2°C) og trykk på 2,1 til 7 kg/cm . Selv under disse betingelser har man ved å følge de ovenfor nevnte patenter ikke hatt noe hell ved utlutning av de vanskelige oppløselige kobbersulfider slik som chalcopyritt og enargitt ; A few decades ago, an interest arose in a process for extracting nickel from nickel sulfide ores by treatment with an ammoniacal solution under oxidizing conditions at high temperature and pressure. Copper frequently occurs together with nickel in such ores, and the method was applied to the recovery of copper as well. Such methods as they e.g. is described in US Patent Nos. 2,576,314, 2,726,934 and 2,822,263 involves preparing a slurry of the ground mineral in an aqueous ammonia solution and heating the slurry with vigorous stirring in an autoclave for several hours. Air and ammonia are fed to the autoclave to replenish the need for the leaching reactions. Although said patents describe carrying out such a leaching at atmospheric pressure and temperatures down to 37.8°G, they recognize that the leaching takes place far too slowly under such conditions to be of commercial interest. Accordingly, they describe processes that involve temperatures close to or above the boiling point (79.4 to 107.2°C) and pressures of 2.1 to 7 kg/cm . Even under these conditions, by following the above-mentioned patents, one has had no success in leaching the difficult-to-dissolve copper sulphides such as chalcopyrite and enargite;

Fremgangsmåtene i de angitte patenter er de eneste ammoniakalske utlutningsfremgangsmåter som noen gang har vært funnet egnet for kommersiell bruk ved ekstraksjon av kobber fra kobbersulfidmineraler. Slik bruk har imidlertid vært be-grenset til behandling av kobberholdige nikkelmalmer, og den høye verdi av gjenvunnet nikkel har uten tvil vært nødvendig for å forsvare den relativt kostbare autoklavdrift. Ingen vellykket kommersiell bruk av fremgangsmåten ved behandling av vanlige kobbermalmer eller konsentrater, hvori kobber er det eneste eller det fremherskende metall er kjent. The processes in the cited patents are the only ammoniacal leaching processes ever found suitable for commercial use in the extraction of copper from copper sulphide minerals. However, such use has been limited to the treatment of copper-containing nickel ores, and the high value of recovered nickel has undoubtedly been necessary to justify the relatively expensive autoclave operation. No successful commercial use of the process in the treatment of common copper ores or concentrates in which copper is the sole or predominant metal is known.

Foreliggende fremgangsmåte frembringer en forbedret prosess for utlutning av sulfidkobbermineraler med en ammoniakalsk oppløsning for å gjenvinn-e kobberinnholdet ved bruk av en eller flere utlutningsbeholdere som drives atmosfærisk trykk eller så nær atmosfærisk trykk (ikke utover 0,7 kg/cm manometertrykk og heller under 0,56 kg/cm manometertrykk) at alle de vanskeligheter og omkostninger som følger med høyt trykk eller autoklavdrift unngås. The present process provides an improved process for leaching sulphide copper minerals with an ammoniacal solution to recover the copper content using one or more leaching vessels operated at or near atmospheric pressure (not exceeding 0.7 kg/cm gauge pressure and rather below 0 .56 kg/cm manometer pressure) that all the difficulties and costs that come with high pressure or autoclave operation are avoided.

Foreliggende oppfinnelse angår således en fremgangsmåte ved utvinning av kobber fra sulfidiske mineraler, omfattende opprettelse av en oppslemming av nevnte mineraler i fint oppdelt form i en vandig oppløsning inneholdende ammoniumsulfat og fri ammoniakk, føring av oppslemmingen ved trykk under det som krever autoklavutstyr til en lukket utlutningsbeholder, omrøring av oppslemmingen i beholderen, mens det opprettholdes en oppslemmingstemperatur innen området 50-80°C og under tilførsel av oksygen til den omrørte oppslemming i en vesentlig dybde under overflaten og avtrekking fra beholderen av en oppslemming inneholdende kobber komplekst bundet med ammoniakk oppløst i den vandige fase, og mineral-stoffer utarmet på kobber i den faste fase, og fremgangsmåten karakteriseres ved at oppslemmingen i beholderen omrøres heftig ved en energitilførsel på minst 1,7^5 hestekrefter/m-^. The present invention thus relates to a method for the extraction of copper from sulphidic minerals, comprising the creation of a slurry of said minerals in finely divided form in an aqueous solution containing ammonium sulphate and free ammonia, conveying the slurry at a pressure below that which requires autoclave equipment to a closed leaching container , stirring the slurry in the container, while maintaining a slurry temperature within the range of 50-80°C and while supplying oxygen to the stirred slurry at a significant depth below the surface and withdrawing from the container a slurry containing copper complexed with ammonia dissolved in it aqueous phase, and mineral substances depleted of copper in the solid phase, and the method is characterized by the slurry in the container being vigorously stirred at an energy input of at least 1.7^5 horsepower/m-^.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen medfører at det oppnås høye gjenvinningsgrader (opptil 99%) ?ra kobberkonsentrater som inneholder vesentlige andeler av slike meget vanskelig oppløselige mineraler som chalcopyritt og enargitt. Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen arbeider videre ved temperaturer lave nokk til å oppnås og opprettholdes hovedsakelig autogent på grunn av de eksoterme utlutningsreaksjoner. The method according to the invention means that high recovery rates (up to 99%) are achieved for raw copper concentrates which contain significant proportions of such very difficult-to-dissolve minerals as chalcopyrite and enargite. The method according to the invention further works at temperatures low enough to be achieved and maintained mainly autogenously due to the exothermic leaching reactions.

Den nye utlutningsprosess unngår dannelse av svo-veloksyder og andre stoffer som kan forurense atmosfæren fra kobbersulfidmineralene selv, og den vesentlige mengde av jern-sulfider (pyritter og pyrotitt) som nesten bestandig er tilstede i sulfidkobbermalmer og konsentrater, borblir uberørt i lett dispoherbar fast form. Den ammoniakalske kobberholdige utlutningsoppløsning som fremkommer ved den nye fremgangsmåte behandles lett for å oppnå metallisk kobber i salgbar form, for å regenerere det ammoniakalske utlutningsreagens og for i lett disponerbar fast form å kassere svovelinnholdet i kobbermine-ralene. The new leaching process avoids the formation of sulfur oxides and other substances that can pollute the atmosphere from the copper sulphide minerals themselves, and the significant amount of iron sulphides (pyrites and pyrrhotite) which are almost always present in sulphide copper ores and concentrates, remains untouched in an easily disposable solid form . The ammoniacal copper-containing leaching solution produced by the new method is easily processed to obtain metallic copper in salable form, to regenerate the ammoniacal leaching reagent and to dispose of the sulfur content in the copper minerals in an easily available solid form.

For gjenvinning av kobber fra sulfidiske kobbermineraler dannes en oppslemming av nevnte mineraler i fint opp- For the recovery of copper from sulphidic copper minerals, a slurry of said minerals is formed in a fine

delt form i en vandig oppløsning som inneholder ammoniumsul- split form in an aqueous solution containing ammonium sul-

fat og fri ammoniakk (ammoniumhydroksyd). Oppslemmingen blir, hvis det brukes flere beholdere, ved et trykk som ikke overskrider 0,7 kg/cm manometertrykk ført gjennom en serie av etter hverandre følgende separate lukkede utlutningsbeholdere. Oppslemmingstemperaturen holdes innen området 50°-80°C, mens barrels and free ammonia (ammonium hydroxide). The slurry is, if several vessels are used, at a pressure not exceeding 0.7 kg/cm gauge pressure passed through a series of consecutive separate closed leaching vessels. The slurry temperature is kept within the range 50°-80°C, while

den føres gjennom utlutningsbeholderne og holdes noen få °C høyere i hver etterfølgende beholder av i det minste de første beholdere enn i de etterfølgende beholdere i serien. it is passed through the leaching vessels and is kept a few °C higher in each successive vessel by at least the first vessels than in the subsequent vessels in the series.

Omrøringen skjer ifølge oppfinnelsen heftig under gjennomføring av utlutningen. Dette skjer fordelaktig ved hjelp av et motordrevet røreverk som strekker seg gjennom den lukkede topp av hver utlutningsbeholder. Heftigheten av om-røringen bør være stor, minst 1,75 hestekrefter og helst 3>5 hestekrefter eller mer til impelleren pr. m-^ oppslemming i beholderen. Dette tilsvarer i det vesentlige agiteringsheftig-heten for massen-i en skumfIotasjonscelle. Med mindre heftig agitering, blir effektiviteten og kobberoppløsningsgraden fra konsentratet eller andre faststoffer utilbørlig redusert. According to the invention, the stirring takes place vigorously during the leaching. This is advantageously done by means of a motor-driven agitator which extends through the closed top of each leaching vessel. The intensity of the agitation should be great, at least 1.75 horsepower and preferably 3>5 horsepower or more to the impeller per m-^ slurry in the container. This essentially corresponds to the agitation intensity for the mass in a foam flotation cell. Without vigorous agitation, the efficiency and degree of copper dissolution from the concentrate or other solids is unduly reduced.

Samtidig med slik heftig agitering av oppslemmingen er det en heftig resirkulering av den oksygenholdige gass fra over oppslemmingen i hver beholder til et punkt godt under oppslemmingens overflate. Dette skjer best ved å frembringe et eksternt sirkuleringssystem inkludert en pumpe eller vifte for kontinuerlig å trekke av gass fra den øvre del av det indre av beholderen og føre dette tilbake til beholderen ved et punkt nær bunnen av oppslemmingslegemet. I små utlutningsbeholdere (mindre enn 2 m oppslemmingsdybde) er det mulig å bruke en "sub-aeration" flotasjonsimpeller både for å agitere oppslemmingen og for å. resirkulere gassfasen gjennom oppslemmingen. "Imidlertid krever økonomisk drift større utlutningsbeholdere, hvori oppslemmingene kan stå til en dybde av 3 til 3>6 m>°g i •slike beholdere er det nødvendig at gassresirkulasjonen er uavhengig av oppslemmingsagiteringen. Oppslemming som inneholder oppløst kobber, komplekst bundet med ammoniakk, i den vandige fase, samt mineralsk stoff som er fattig på kobber i den faste fase trekkes av fra den siste beholderen i serien og den kobberholdige oppløsning separeres fra de ikke oppløste faststoffer. Simultaneously with such vigorous agitation of the slurry, there is a vigorous recirculation of the oxygen-containing gas from above the slurry in each container to a point well below the surface of the slurry. This is best done by providing an external circulation system including a pump or fan to continuously draw off gas from the upper part of the interior of the container and return it to the container at a point near the bottom of the slurry body. In small leaching vessels (less than 2 m slurry depth) it is possible to use a sub-aeration flotation impeller both to agitate the slurry and to recirculate the gas phase through the slurry. "However, economic operation requires larger leaching vessels, in which the slurries can stand to a depth of 3 to 3>6 m>°g in •such vessels it is necessary that the gas recirculation is independent of the slurry agitation. Slurry containing dissolved copper, complexly bound with ammonia, in the aqueous phase, as well as mineral matter that is poor in copper in the solid phase, is drawn off from the last container in the series and the copper-containing solution is separated from the undissolved solids.

De sulfidiske kobbermineraler kan bestå av kobber-malm eller konsentrater. Ekvivalent til slike sulfidiske stoffer for bruk i fremgangsmåten er naturlig forekommende eller metallisk kobber eller et hvilket som helst annet naturlig forekommende produkt, spillprodukt eller mellomprodukt som inneholder kobber i form av et sulfid med eller uten metallisk kobber, f.eks. sementkobber som er tilstede. Slike metallverdier som nikkel, sink, molybden, sølv og gull som ofte finnes i forbindelse med kobbermineralfer i naturen kan være tilstede eller ikke. Produktet som er spesielt egnet til behandling ved den nye fremgangsmåte er vanlige kobberfIotasjonskonsentrater som vanligvis inneholder chalcositt og hyppig også chalcopyritt og andre kobbermineraler. The sulphidic copper minerals can consist of copper ore or concentrates. Equivalent to such sulphidic substances for use in the process is naturally occurring or metallic copper or any other naturally occurring product, waste product or intermediate containing copper in the form of a sulphide with or without metallic copper, e.g. cement copper that is present. Such metal values as nickel, zinc, molybdenum, silver and gold which are often found in connection with copper minerals in nature may or may not be present. The product which is particularly suitable for treatment by the new method is ordinary copper flotation concentrates which usually contain chalcosite and frequently also chalcopyrite and other copper minerals.

Det er ikke vesentlig at ammoniumsulfat er tilstede i oppslemmingen som fremstilles for tilføring til den første utlutningsbeholder, men ammoniumsulfat dannes ved oksydasjon av sulf idkobbermineralene iløpet av--utlutningen. Videre vil re-generert ammoniakalsk oppløsning som fremstilles fra utlutnings-væskeproduktet vanligvis inneholde i det minste noe ammoniumsulfat slik at dette således er tilstede i oppløsningen under prosessen. It is not essential that ammonium sulphate is present in the slurry which is prepared for supply to the first leaching container, but ammonium sulphate is formed by oxidation of the sulphide copper minerals during the leaching. Furthermore, regenerated ammoniacal solution produced from the leach liquid product will usually contain at least some ammonium sulphate so that this is thus present in the solution during the process.

pH-verdien i den vandige fase i oppslemmingen opprettholdes helst innen området fra 9~H under utlutningen for å sikre nærvær av fri ammoniakk i optimal konsentrasjon for effektivt å gjennomføre utlutningsreaksjonene. Dette kan skje ved å tilsette fri ammoniakk (helst som gassformig ammoniakk) til oppslemmingen i det minste i den første beholder eller de første få utlutningsbeholdere. Konsentrasjonen av fri ammoniakk i hver utlutningsbeholder sammenholdes helst med temperaturen i oppslemmingen i denne beholder for å holde pH-verdien i oppslemmingen på en verdi mellom 9 og 11, slik at summen av partialtrykkene av ammoniakk og vanndamp over oppslemmingen holdes i det minste noe under det totale trykk i beholderen. Det er selvfølgelig nødvendig at det totale trykk overskrider summen av ammoniakk og vanndamp-partialtrykkene for å tillate tilførsel av oksygen til systemet, og det er ønskelig at oksygentrykket helst er omkring 0,35 °g 0>42 kg/cm . The pH value in the aqueous phase in the slurry is preferably maintained within the range from 9~H during the leaching to ensure the presence of free ammonia in optimal concentration to efficiently carry out the leaching reactions. This can be done by adding free ammonia (preferably gaseous ammonia) to the slurry at least in the first vessel or the first few leach vessels. The concentration of free ammonia in each leaching vessel is preferably matched to the temperature of the slurry in that vessel to maintain the pH value of the slurry at a value between 9 and 11, so that the sum of the partial pressures of ammonia and water vapor over the slurry is kept at least slightly below total pressure in the container. It is of course necessary that the total pressure exceeds the sum of the ammonia and water vapor partial pressures to allow the supply of oxygen to the system, and it is desirable that the oxygen pressure is preferably around 0.35 °g 0>42 kg/cm .

Mens luft kan benyttes for å tilføre oksygen til systemet er det foretrukket å benytte kommersiell-oksygen. Bruken av luft medfører tillegg av et betydelig partialtrykk av nitrogen til det totale trykk i systemet og siden det er fordelaktig å arbeide ved eller nær atmosfærisk trykk, er det best å tilsette i det vesentlige rent oksygen for å unngå den kon-tinuerlige tilførsel av nitrogen som vil ledsage tilførselen av luft. While air can be used to supply oxygen to the system, it is preferred to use commercial oxygen. The use of air entails the addition of a significant partial pressure of nitrogen to the total pressure in the system and since it is advantageous to work at or near atmospheric pressure, it is best to add essentially pure oxygen to avoid the continuous supply of nitrogen which will accompany the supply of air.

De mer lett oppløselige kobbersulfider oppløses først i den første eller de første få i serien av utlutningsbeholdere. Disse stoffer kan utlutes ved lavere temperaturer i området fra 50-80°C, og reaksjonen favoriseres ved å øke tilgjengeligheten for fri ammoniakk. Således kan det til den første utlutningsbeholder der utlutningstemperaturen er lavest tilføres ammoniakk i en mengde tilstrekkelig til å opprette en pH-verdi på omkring 10 eller mer. Imidlertid må pH-verdien' ikke overskride 11 for da blir Cu(0Bf)2 et mer stabilt kobber-produkt og forhindrer dannelsen av det oppløselige ammoniakk-kompleks. I den siste utlutningsbeholder i serien, hvor kun de mer vanskelige oppløselige kobbersulfider fremdeles befinner seg i fast fase, og hvor temperaturen bør være i den øvre del av området for å favorisere oppløsning av disse sulfider, reduseres pH-verdien i oppslemmingen fordelaktig til omkring 9»5 for å sikre et gunstig oksygenpartialtrykk. The more easily soluble copper sulphides are first dissolved in the first or the first few of the series of leaching vessels. These substances can be leached at lower temperatures in the range of 50-80°C, and the reaction is favored by increasing the availability of free ammonia. Thus, ammonia can be added to the first leaching container where the leaching temperature is lowest in an amount sufficient to create a pH value of around 10 or more. However, the pH value must not exceed 11 because then Cu(0Bf)2 becomes a more stable copper product and prevents the formation of the soluble ammonia complex. In the last leaching vessel in the series, where only the more difficult-to-dissolve copper sulphides are still in the solid phase, and where the temperature should be in the upper part of the range to favor dissolution of these sulphides, the pH value in the slurry is advantageously reduced to around 9 »5 to ensure a favorable oxygen partial pressure.

Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan gjennom-føres ved atmosfærisk trykk. Imidlertid er lukkede utlutningsbeholdere nødvendig for å unngå tap av fri ammoniakk og for ellers å regulere gjennomføring av driften. Ved høyere temperaturer i det området som er nødvendig'for akseptabel, hurtig utlutningsreaksjon (50-80°C) og ved de foretrukne pH-verdier i området fra 9 til H er i tillegg summen av ammoniakk og vanndamp-partialtrykkene temmelig nær det atmosfæriske trykk. Det er derfor fordelaktig å drive utlutningsbeholderene under et lite positivt trykk, ikke overskridende 0,7 kg/cm manometertrykk og helst fra 0,21 til 0,56 kg/cm manometertrykk. The method according to the invention can be carried out at atmospheric pressure. However, closed leaching containers are necessary to avoid the loss of free ammonia and to otherwise regulate the execution of the operation. At higher temperatures in the range that is necessary for an acceptable, rapid leaching reaction (50-80°C) and at the preferred pH values in the range from 9 to H, the sum of the ammonia and water vapor partial pressures is also quite close to the atmospheric pressure . It is therefore advantageous to operate the leaching vessels under a small positive pressure, not exceeding 0.7 kg/cm gauge pressure and preferably from 0.21 to 0.56 kg/cm gauge pressure.

Ved disse lave trykk kan det benyttede utstyr (utlutningsbeholdere, gassforseglinger for lukkede systemer, akslingspakninger osv.) konstrueres for atmosfærisk trykk og det mer kostbare utstyr som er nødvendig for autoklavdrift er At these low pressures, the equipment used (leaching containers, gas seals for closed systems, shaft seals, etc.) can be designed for atmospheric pressure and the more expensive equipment required for autoclave operation is

ikke nødvendig. not necessary.

Som tidligere nevnt kan de lettere oppløselige mineraler utlutes ved lavere temperaturer og de vanskeligere oppløselige mineraler forblir uoppløst i den faste fase til de siste utlutningsbeholdere i serien. Generelt er det ved behandling av kobberkonsentrater fordelaktig å holde temperaturen i oppslemmingen i den første utlutningsbeholder i serien innen området fra ^ 0- 6^ °G og så å øke oppslemmingstemperaturen med omkring 5°C i hver etterfølgende beholder i det minste i de første beholdere i serien. Når det gjelder konsentrater, hvor det er tilstede hovedsakelig chalcositt, men med en liten andel eller eventuelt uten de vanskeligere oppløselige kobbersul- As previously mentioned, the more easily soluble minerals can be leached at lower temperatures and the harder soluble minerals remain undissolved in the solid phase until the last leaching containers in the series. In general, when treating copper concentrates, it is advantageous to keep the temperature of the slurry in the first leaching vessel in the series within the range of ^ 0- 6^ °G and then increase the slurry temperature by about 5°C in each subsequent vessel, at least in the first vessels in the series. In the case of concentrates, where chalcosite is mainly present, but with a small proportion or possibly without the more difficult-to-dissolve copper sul-

fider, holdes oppslemmingstemperaturen i den første utlutningsbeholder helst i området fra ^ 0- 60 C og oppslemmingen tas ut av den siste beholder i serien ved en temperatur innen området 65-70OC Hvis imidlertid konsentratene som behandles inne- fider, the slurry temperature in the first leaching vessel is preferably kept in the range from ^ 0-60 C and the slurry is taken out of the last vessel in the series at a temperature within the range of 65-70OC If, however, the concentrates that are treated in-

holder en vesentlig mengde av slike vanskelig oppløselige mineraler som chalcopyritt og enargitt, kan temperaturen i oppslemmingen i den første utlutningsbeholder holdes innen om- holds a significant amount of such difficult-to-dissolve minerals as chalcopyrite and enargite, the temperature of the slurry in the first leaching vessel can be maintained within

rådet 60-70°C og oppslemmingen i den siste beholderserien har helst en temperatur innen området rJ0- 80°G. advised 60-70°C and the slurry in the last series of containers preferably has a temperature within the range rJ0-80°G.

Utlutningsreaksjonene er eksoterme og frigjør tilstrekkelig varme til å bringe temperaturen i utlutningsoppløs-ningen til den ønskede verdi og å holde den der, spesielt i de første utlutningsbeholdere i serien, der det meste av kobberet oppløses. Således er det i mange tilfeller nødvendig å sørge for kjøling av oppslemmingen i den første beholder eller de første utlutningsbeholdere for å holde temperaturen på den ønskede verdi. Dette kan selvfølgelig skje ved å anbringe kjøle-viklinger i beholderne eller ved å omgi dem med en kjølekappe. The leaching reactions are exothermic and release sufficient heat to bring the temperature of the leaching solution to the desired value and to keep it there, especially in the first leaching vessels in the series, where most of the copper is dissolved. Thus, in many cases it is necessary to provide cooling of the slurry in the first container or the first leaching containers in order to keep the temperature at the desired value. This can of course be done by placing cooling coils in the containers or by surrounding them with a cooling jacket.

I den siste beholder i serien eller de siste beholdere der mesteparten av kobberet er ekstrahert fra faststoffene og kun de vanskeligere og langsomt oppløselige kobbermineraler er igjen, kan varmen som frigjøres ved utlutningsreaksjonen være utilstrekkelig til å utvikle og å opprettholde de relativt høy- In the last vessel in the series or the last vessels where most of the copper has been extracted from the solids and only the more difficult and slowly soluble copper minerals remain, the heat released by the leaching reaction may be insufficient to develop and maintain the relatively high

ere temperaturer til hvilke' oppslemmingen i disse beholdere bør oppvarmes. Her kan det således være nødvendig å tilføre varme til slemmingen ved å anbringe varmeviklinger i beholderne eller varmekapper rundt dem. are temperatures to which the slurry in these containers should be heated. Here, it may thus be necessary to add heat to the slime by placing heating coils in the containers or heating jackets around them.

Den tid som er nødvendig for utlutningen ligger vanligvis i området fra 3 til 6 timer, 5 timer er det vanlige. Dette er effektivt gjennomgangstiden for oppslemmingen gjennom hele serien av utlutningsbeholdere. Det er vanligvis mulig i løpet av denne tid å ekstrahere til den vandige fase omkring 90% eller mer av kobberinnholdet i et typisk kobberkonsentrat som inneholder hovedsakelig chalcositt som kobbermineral, men hvor det også er tilstede en vesentlig andel chacopyritt og andre relativt vanskelig oppløselige kobbermineraler. The time required for the leaching is usually in the range of 3 to 6 hours, 5 hours being the norm. This is effectively the transit time of the slurry through the entire series of leach vessels. It is usually possible during this time to extract into the aqueous phase around 90% or more of the copper content in a typical copper concentrate which contains mainly chalcosite as a copper mineral, but where a significant proportion of chacopyrite and other relatively difficult-to-dissolve copper minerals are also present.

Den vandige fase av oppslemmingen som trekkes av fra den siste utlutningsbeholderen i serien inneholder det oppløste kobber i form av et kobber-ammoniumkompleks, og den inneholder svovelbestanddelen fra de oppløste kobbermineraler i form av ammoniumsulfat. Den inneholder også rester av fri ammoniakk og noe mindre mengder av sulfamater og tionater. Den faste fase som i vekt og masse er utmagret med den oppløste mengde av kobbermineraler inneholder i det vesentlige det gjenværende av de innsatte stoffer. F.eks. inneholder den ikke omdannede pyritter og pyrotitter fra kobberkonsentratene og slike stoffer som silisiumoksyd og aluminiumoksyd. Den vil også inneholde alle uoppløselige metallverdier slik som sølv og gull, samt molybdensulfid. ..• Den kobberrike vandige fase separeres fra den faste fase. Den førstnevnte fase kan deretter behandles på en hvilken som helst vanlig måte for å gjenvinne kobberinnholdet, for å regenerere ammoniumsulfatoppløsning eller fri ammoniakk eller begge deler for bruk om igjen i prosessen og for å separere overskytende sulfat som er fremstilt ved oksydasjon og opp-løsning av sulfittbestanddelene i mineralene. The aqueous phase of the slurry withdrawn from the last leach vessel in the series contains the dissolved copper in the form of a copper-ammonium complex, and it contains the sulfur component from the dissolved copper minerals in the form of ammonium sulfate. It also contains residues of free ammonia and slightly smaller amounts of sulfamates and thionates. The solid phase, which has been depleted in weight and mass by the dissolved amount of copper minerals, essentially contains the remainder of the introduced substances. E.g. it contains unconverted pyrites and pyrrhotites from the copper concentrates and such substances as silicon oxide and aluminum oxide. It will also contain all insoluble metal values such as silver and gold, as well as molybdenum sulphide. ..• The copper-rich aqueous phase is separated from the solid phase. The former phase may then be treated in any conventional manner to recover the copper content, to regenerate ammonium sulphate solution or free ammonia or both for reuse in the process and to separate excess sulphate produced by oxidation and dissolution of the sulphite constituents in the minerals.

Den faste fase som kan separeres fra væskefasen i oppslemmingen når denne er ferdig,på en hvilken som helst egnet måte slik som ved dekantering, fortykning eller filtrering, kan kasseres. Imidlertid vil den ofte inneholde vesentlige mengder gjenvinnbart kobber og kan til behandling av de separerte faststoffer underkastes en ny utlutning i en sekundærutlutnings-prosess. En slik sekundær utlutning omfatter gjenoppslemming av de separerte faststoffer i en vandig ammoniumsulfatoppløs-ning som inneholder fri ammoniakk*, og deretter behandling av disse stoffer i en lukket utlutningsbeholder på en måte generelt tilsvarende den som ble benyttet i den primære utlutning. Oppslemmingen bringes under et trykk som ikke går ut over 0,7 kg/cm^ manometertrykk, bringes til en lavere pH-verdi og til en høyere temperatur enn det som var gjennomsnittet i den første utlutning, og omrøres heftig i utlutningsbeholderen, mens det tilføres oksygen og mens oksygenholdig gass heftig sirkuleres fra over oppslemmingslegemet i nevnte beholder inn i nevnte legeme til en vesentlig dybde under overflaten. Deretter separeres den kobberholdige vandige fase fra den kobberforringede faste fase. Den førstnevnte kan forenes med den vandige fase fra den primære utlutning og den sistnevnte kan kasseres eller behandles ytterligere for å gjenvinne restmetallverdien slik som sølv, gull og molybden. ;Fordi faststoffene som er behandlet ved utlutningen inneholder de mer vanskelig oppløselige bestanddeler av det opprinnelig innsatte materiale, skjer den sekundære utlutning vanligvis langsommere enn den primære utlutning. F.eks. kan den sekundære utlutning fortsette i $- 8 timer, vanligvis 6, ;da imidlertid volumet av faststoffer er lite i forhold til til-måtingen til det primære utlutningstrinn, er det ikke nødven-dig med stort utstyr for å oppnå en slik lang omutlutning. ;Ammoniakkgass mates til utlutningen slik som i den første utlutning for å opprettholde pH-verdien i den vandige fase av oppslemmingen på en optimalverdi, karakteristisk 9>5> men mer vanlig innen området fra 9•3 til 9>7« Det kan være nød-vendig å tilføre varme for å bringe temperaturen i utlutnings-. beholderen til den ønskede verdi, hvilken vanligvis ligger innen området fra 70-80°C, f.eks. 75°C i et typisk tilfelle. ;Den sekundære utlutning kan ofte gjennomføres i en enkelt beholder, men den kan også gjennomføres i en serie av beholdere gjennom hvilke oppslemmingen flyter etterhvert. I ;det sistnevnte tilfelle er det ønskelig slik som ved den primære utlutning å opprettholde temperaturen i oppslemmingen høyere og pH-verdien lavere i den andre beholderserien enn i den første. F.eks. kan den ligge 2-5° høyere og pH-verdien kan f.eks. være 9,4 i den andre beholder istedet for 9,5 eller 9, 6 ;i den første beholder. ;Den sekundære utlutning vil i de fleste tilfelle bevirke gjenvinning av $ 0% eller deromkring av det kobber som var tilstede i faststoffene som stammet fra den første utlutning. Således oppnås det en totalgjenvinning av kobber på 99% eller deromkring fra de opprinnelige konsentrater eller andre utgangsstoffer. ;Den ledsagende tegning er et flyt-diagram av en fordelaktig utførelsesform av en utlutningsprosess som i dia-gramform viser en apparatur som kan benyttes for gjennomføring av prosessen. ;I prosessen ifølge flytdiagrammet blir fint opp-delte kobberkonsentrater omdannet til en oppslemming med en vandig ammoniakk-ammoniumsulfatoppløsning i en lukket oppslem-mingsfremstillingsbeholder 10. Oppslemmingen flyter deretter ved hjelp av tyngdekraften eller den pumpes til den første av en serie primære utlutningsbeholdere 11, 12, 13, 14 og 15. Oppslemmingen holdes slik at det fremkommer en dybde som er an-tydet ved overflatenivået L i hver av utlutningsbeholderne og flyter deretter ved hjelp av tyngdekraften etterhvert gjennom hele serien. Hver av de lukkede beholdere 11-15 kan være utstyrt med interne viklinger eller en ikke vist kappe for sirkulering av oppvarmings- eller avkjølingsmedium i varmeutveksling med oppslemmingen i beholderen. Hver beholder er utstyrt med et røreverk 16 drevet av en motor M for heftig omrøring av oppslemmingen. Hver beholder er også utstyrt med gassresirkula-sjonspumpe eller en vifte 17 for kontinuerlig og heftig resirkulering av gass fra over overflatenivået L for oppslemmingen til et punkt godt under overflatenivået. ;Alt dette utstyr inkludert forseglinger for røre-verksaklingene, er konstruert for drift i det vesentlige ved atmosfærisk trykk. Det er ikke nødvendig med noen spesielle høytrykks-autoklavkonstruksjoner. Det er tilstrekkeligst ut-styret som inneholder oppslemmingen er lukket for å holde på ammoniakk, oksygen og vanndamp. ;Oksygen tilføres til hver av utlutningsbeholderne II-15 fra en tilførselstank l8. Oksygenet tilmåtes ved et lavt-overatmosfærisk trykk, f.eks. 0,42 kg/cm manometertrykk gjennom en trykkreguleringsventil P, og denne opprettholder et slikt trykk i hver utlutningsbeholder. Gassformig ammoniakk tilføres til hver av de første to beholdere 11 og 12 fra en tilførsels-tank 19 gjennom strømningsmålere F og ventiler V ved hjelp av hvilke tilførselshastigheten for hver av de to beholdere kan reguleres uavhengig. ;Oppslemming slippes ut fra den siste utlutningsbeholder 15 i serien til en lagrings- eller oppholdstank 20 som er utstyrt med et røreverk 21 som er drevet av en motor 5- ;Fra tanken 20 strømmer oppslemmingen til en fortykker 22, hvor-ved den flytende fase som inneholder oppløst kobber ved over-løp strømmer ut og hvorfra faststoffene samles i form av et fortykket slamunderløp. Overløpsoppløsningen behandles for kobbergjenvinning og for å regenerere vandig ammoniakk-ammoni-umsulfatoppløsning som føres tilbake til oppslemmingsoppfrisk-ningstanken 10, hvor det fremstilles ytterligere oppslemming for utlutning. En sidestrøm trekkes av fra den regenererte opp-løsning for å separere overskytende sulfat som er oppløst fra kobbersulfidkonsentratene og ammoniakk, som derved gjenvinnes og føres tilbake til tilbakeføringsstrømmen til oppslemmingsopp-friskningstanken. (eller den kan føres til lagring av ammoniakk). ;Understrømmen fra fortykkeren 22 oppslemmes igjen eller blandes med gjenvunnet vandig ammoniakk-ammoniumsulfat-oppløsning og føres til en sekundærutlutningstank 23. Denne tank er i alle vesentlige henseende tilsvarende de primære utlutningstanker 11 og 12, Den er utstyrt med et røreverk 24>;en pumpe eller en vifte 25 for heftig resirkulering av gass fra over væskenivået L for oppslemming i beholderen til godt under overflaten, samt forbindelser for tilførsel av oksygen fra tanken l8 og ammoniakk fra tanken 19 gjennom strømnings-måleren F og ventilen V. Eventuelt kan en andre sekundærutlutningstank 26, utstyrt på samme måte som den første sekundære tank 23, være utstyrt for å motta oppslemmingsutstrømning fra den første tank. ;Oppslemming som stammer fra den sekundære utlutningstank 23 eller fra den andre sekundære tank 26, hvis denne foreligger, føres til en lagrings- eller oppholdstank 27 som er utstyrt med et motordrevet røreverk 28. Fra denne oppholdstank strømmer oppslemmingen til den første av en serie for-tykkere 29, 3® °g 31> hvor den underkastes motstrømsvasking med vann. Vaskevannet forenes.med den kobberholdige utlutningsopp-løsning som er dekantert som overløp fra den første fortykker 29 og denne oppløsning mates sammen med oppslemmingen fra den primære utlutningsdrift til fortykkeren 22, hvorfra den klare kobberholdige oppløsning fra utlutningsprosessen kan tas. ;Det siste vaskede underløp fra den siste fortykker 31 i vaske-serien er i det vesentlige totalt utmagret med henblikk på kobber, og føres tilbake til behandling for gjenvinning av det den måtte inneholde (f.eks. sølv, gull og molybdensulfid), eller den kasseres. ;Eksempel 1. ;Det skal beskrives en utførelsesform av en utlutningsprosess under anvendelse av foreliggende oppfinnelse, ut-ført i den apparatur og med den sekvens av trinn som er beskrevet ovenfor og som er vist i de ledsagende tegninger. ;Kobberkonsentrater som inneholder 30 vekt-% kobber, hovedsakelig i form av chalcositt, men også med en vesentlig andel av andre mineraler inkludert covelitt, enargitt og chalcopyritt, oppslemmes i tanken 10 med en vandig oppløsning av ammoniumsulfat og ammoniumhydroksyd inneholdende 87 g/l ammoniakk (både fritt og bundet) og i det vesentlige intet oppløst kobber. Denne oppslemming blandes i andeler på omkring 4725 liter oppløsning til 1127 kg våtkonsentrat (inneholdende 20 vekt-% vann)- for å oppnå en oppslemming som inneholder omkring 15 vékt-% faststoffer. Denne oppslemmingen pumpes kontinuerlig til den første av de primære utlutningstanker 11, og den strømmer fra tank til tank gjennom serien ved hjelp av tyngdekraften. ;Kommersielt rent oksygen mates til den første (og hver etterfølgende ) tank under et trykk på 0,42 kg/cm manometertrykk gjennom trykkreguleringsventilen P, og derved oppret-tes trykket i serien av utlutningstanker til denne verdi. Gass-• formig ammoniakk doseres til hver av de første to tanker 11 og ;12 gjennom egnede strømningsmålere og ventiler i en mengde .. tilstrekkelig til å opprettholde pH-verdien i oppslemmingen i disse tanker til omkring 9,9- Dette krever en strøm av ammoniakk til hver tank i en mengde på omkring 150 l/min. ;Oppslemmingen i hver av de første to tanker (samt. i hver av de andre tanker også .) omrøres heftig ved hjelp av røreverkene l6. Hver tank inneholder omkring 225 liter oppslemming og røreverket i hver tank krever omtrent 6 hestekrefter, noe som tilsvarer omrøring med en kraft på omkring 3,5 hestekrefter pr. nr oppslemming. /;Den oksygenholdige gass over oppslemmingsnivået L ;i hver av de fem utlutningstanker sirkuleres heftig ved hjelp av pumpen 22 inn i oppslemmingen ved et punkt nær bunnen av tanken. Hastigheten for denne resirkulering blir mindre fra tank. til tank i overensstemmelse med oppløsningsreaksjonenes mindre hastighet etterhvert som de oppslemmede faststoffer blir utmagret på de lettere 'oppløselige kobbermineraler. Sirkulasjonshastigheten i l/min. er omtrent 622 i den første tank 11, 396 i den andre tank 12, 206 i den tredje tank 13, 133 i den fjerde tank 14 og 59 i den femte tank 15. ;I den første tank 11 der kobberoppløsningshastig-heten er maksimum, og hvor omtrent halvparten av det totale kobberinnhold i konsentratet blir oppløst holdes temperaturen i oppslemmingen på omkring 55°C Dette krever avkjøling av oppslemmingen ved sirkulasjon av kjølevann gjennom kjølevik-linger som er anbragt i tanken på grunn av den store mengde varme som frigjøres ved de eksoterme oppløsningsreaksjoner. ;I den andre tank 12 heves temperaturen i oppslemmingen til omkring 60°C og her er det også nødvendig å avkjøle oppslemmingen for å holde den ved denne temperatur. I denne tank blir omtrent ytterligere 25% av det totale kobberinnhold i konsentratene oppløst ved en tilsvarende stor varmefrigjøring som er mer enn nok til å heve oppslemmingstemperaturen til den ønskede verdi og å holde den der. ;Det tilføres ikke gassformig ammoniakk til den tredje, fjerde og femte tank 13, 14 og 15, og som et resultat av dette reduseres pH-verdien i.den vandige fase etterhvert som oppslemmingen føres gjennom disse tanker og ytterligere kobber oppløses. I den tredje tank 13 faller pH-verdien i oppløsningen til omkring 9>7> mens temperaturen heves til 65°C. Reduksjonen av pH-verdien her er viktig i lys av temperatur-stigningen, nemlig for å holde summen av partialtrykkene for ammoniakk og vanndamp godt under 0,42 kg/cm o manometertrykk, opprettet ved hjelp av oksygen tilførselssystemet, og for å holde tilstrekkelig oksygen i tanken for effektiv fremskriden av utlutningsreaksjonene. Her reduseres imidlertid graden av kobberoppløsning på grunn av at de gjenværende kobbermineraler i den faste fase hovedsakelig er av vanskelig oppløselige typer. Som et resultat av dette er den varme som frigjøres såvidt nok til å opprette og å opprettholde den ønskede oppslemmingstemperatur. Det er ikke nødvendig med avkjøling av oppslemmingen, men på den annen side må man heller ikke tilføre varme for å holde temperaturen nær de ønskede 65°C. Omtrent 10% av kobberinnholdet i konsentratet oppløses i denne tank. ;I den fjerde ,o;og femte tank 14 og 15 er pH-verdien i den vandige fase av oppslemmingen omkring S, 6, henholdsvis 9,5 °g temperaturen holdes nær 70°C i begge tanker. Hastigheten for kobberoppløsning i disse tanker er lav og i begge tanker kan oppslemmingen oppvarmes ved sirkulasjon av et opp-varmende fluid gjennom viklinger i tankene for å opprette og å opprettholde den ønskede oppslemmingstemperatur. ;Retensjonstiden for oppslemmingen i hver tankt er omkring én time, slik at varigheten av den primære utlutning tilsammen er omkring 5 timer. ;Den vandige fase av oppslemmingen fra den første tank inneholder omkring 22 g/l kobber, den fra den andre tank inneholder omkring 35 g/l kobber, den fra den tredje inneholder omkring 42 g/l kobber og den fra den fjerde inneholder omkring 46 g/l kobber. Den endelige oppslemming som føres til tanken 21 har i sin vandige fase omkring' 50 g/l kobber, omtrent 130 g/l total ammoniakk (hvorav omkring 10 g/l er fri ammoniakk), omkring 54 g/l' ammoniåkk som er komplekst bundet med kobber og omkring 150 g/l.sulfationer. Den faste fase av denne oppslemming beløper seg kun til omkring 500 kg av hver tonn tørrkonsentrat som ble chargert til systemet. Denne inneholder alle pyritter og gangarter (silisiumoksyd, aluminiumoksyd osv.) i konsentratene, samt alle uoppløste metallvér-dier slik som gull og sølv, inkludert omkring 10% av det opprinnelige kobberinnhold, hovedsakelig i form av de vanskelig oppløselige mineraler chalcopyritt og enargitt. ;Oppslemmingen som samles i tanken 20 dekanteres i fortykkeren 22 for å skille den vandige fase ut som en klar oppløsning som kan behandles for gjenvinning av kobberinnholdet i metallisk form <q>g for-gjenvinning av ammoniumsulfat, ammoniumhydroksydoppløsning for tilbakeføring for å fremstille ;ny oppslemming med innkommende konsentrater. ;Det fortykkede underløp av faststoffer fra fortykkeren 22 inneholder omtrent 65 vekt-% faststoffer. Denne oppslemming fortynnes til: 50% faststoffer ved hjelp,av nye ammoniumsulfat-ammoniumhydroksydoppløsning og tilføres til den andre utlutningstank 23. Her omrøres den heftig på samme måte som oppslemmingen i de primære utlutningstanker og pH-verdien i den vandige fase bringes til og holdes på omkring 9«6 ved hjelp av tilførsel av gassformig ammoniakk i en mengde på omkring 20 l/min. Samtidig tilføres det kommersielt rent oksygen under et trykk på omtrent 0,42 kg/cm manometertrykk. Slik som i den primære utlutning blir den oksygenholdige gass som ligger over det heftig omrørede oppslemmingslegeme heftig omsirkulert til nær bunnen. Oppslemmingen oppvarmes til omkring 75°c ved sirkulering av oppvarmet fluid gjennom viklin-gene i beholderen. Strømningshastigheten for oppslemming gjennom de sekundære utlutningstanker 23 er langsom slik at retensjonstiden i disse er omkring 6 timer. Strømmen gjennom denne tank og til den omrørte lagringstank 27 skjer ved hjelp av tyngdekraften. Omtrent 9°% av kobberinnholdet i den faste fase av oppslemmingen mates til den sekundære utlutningstank 23 og oppløses i'denne tank, noe som gir omtrent 99% total gjenvinning av kobber fra de opprinnelige konsentrater ved de kombinerte primære og sekundære utlutningstrinn. ;Oppslemming som oppsamles i den sekundære utlutnings-lagringstank 27 inneholder i sin vandige fase omtrent 68 g/l kobber og 150 g/l ammoniumioner (ammoniumsulfat samttammoniumhydroksyd). Den inneholder også omkring l60 g/l sulfat. Den faste fase av oppslemmingen er i det vesentlige helt utmagret med henblikk på kobber, men inneholder gjenvinnbare mengder sølv og gull. ;Oppslemmingen mates fra lagringstanken 27 til en serie av motstrømsvaskefortykkere 29>30 °g 31* ^en vandige fase fra overløpet i den første fortykker forenes med oppslemmingen fra den primære utlutning i fortykkeren 22. Fast-stoff innholdet i oppslemmingen fra den sekundære utlutning vaskes i det vesentlige fritt for kobber og samles som et fortykket slam som kun inneholder halvparten av totalvekten av konsentratene som ble matet til systemet, og inneholder om- The solid phase which can be separated from the liquid phase in the slurry when it is finished, in any suitable way such as by decantation, thickening or filtration, can be discarded. However, it will often contain significant amounts of recoverable copper and can be subjected to a new leaching in a secondary leaching process to treat the separated solids. Such secondary leaching comprises reslurrying the separated solids in an aqueous ammonium sulfate solution containing free ammonia*, and then treating these substances in a closed leaching container in a manner generally similar to that used in the primary leaching. The slurry is brought under a pressure not exceeding 0.7 kg/cm^ gauge pressure, brought to a lower pH value and to a higher temperature than that averaged in the first leaching, and vigorously stirred in the leaching vessel, while adding oxygen and while oxygen-containing gas is vigorously circulated from above the slurry body in said container into said body to a substantial depth below the surface. The copper-containing aqueous phase is then separated from the copper-degraded solid phase. The former can be combined with the aqueous phase from the primary leach and the latter can be discarded or further processed to recover residual metal value such as silver, gold and molybdenum. ;Because the solids treated in the leaching process contain the more difficult-to-dissolve constituents of the original input material, the secondary leaching usually occurs more slowly than the primary leaching. E.g. the secondary leaching can continue for $-8 hours, usually 6,; however, as the volume of solids is small in relation to the amount of the primary leaching step, large equipment is not necessary to achieve such a long re-leaching. ;Ammonia gas is fed to the leach as in the first leach to maintain the pH value in the aqueous phase of the slurry at an optimum value, characteristically 9>5> but more commonly within the range from 9 3 to 9>7« It may be neces- it is necessary to add heat to bring the temperature in the leachate. the container to the desired value, which is usually within the range from 70-80°C, e.g. 75°C in a typical case. ;The secondary leaching can often be carried out in a single container, but it can also be carried out in a series of containers through which the slurry eventually flows. In the latter case, it is desirable, as in the case of the primary leaching, to maintain the temperature in the slurry higher and the pH value lower in the second series of containers than in the first. E.g. it can be 2-5° higher and the pH value can e.g. be 9.4 in the second container instead of 9.5 or 9.6 in the first container. ;The secondary leaching will in most cases effect a recovery of $0% or so of the copper that was present in the solids from the first leaching. Thus, a total recovery of copper of 99% or so is achieved from the original concentrates or other starting materials. The accompanying drawing is a flow diagram of an advantageous embodiment of a leaching process which diagrammatically shows an apparatus which can be used for carrying out the process. In the flow diagram process, finely divided copper concentrates are converted into a slurry with an aqueous ammonia-ammonium sulfate solution in a closed slurry preparation vessel 10. The slurry then flows by gravity or is pumped to the first of a series of primary leaching vessels 11, 12 . Each of the closed containers 11-15 can be equipped with internal windings or a jacket not shown for circulating heating or cooling medium in heat exchange with the slurry in the container. Each container is equipped with an agitator 16 driven by a motor M for vigorous stirring of the slurry. Each container is also equipped with a gas recirculation pump or a fan 17 for continuous and vigorous recirculation of gas from above the surface level L for the slurry to a point well below the surface level. ;All this equipment, including seals for the mixer shafts, is designed to operate essentially at atmospheric pressure. No special high-pressure autoclave constructions are required. It is most sufficient that the outboard containing the slurry is closed to retain ammonia, oxygen and water vapour. Oxygen is supplied to each of the leaching containers II-15 from a supply tank l8. The oxygen is supplied at a low-above-atmospheric pressure, e.g. 0.42 kg/cm gauge pressure through a pressure regulating valve P, and this maintains such a pressure in each leaching vessel. Gaseous ammonia is supplied to each of the first two containers 11 and 12 from a supply tank 19 through flow meters F and valves V by means of which the supply rate for each of the two containers can be regulated independently. ;Slurry is discharged from the last leaching container 15 in the series to a storage or holding tank 20 which is equipped with an agitator 21 which is driven by a motor 5- ;From the tank 20 the slurry flows to a thickener 22, where-at the liquid phase which contains dissolved copper in case of overflow flows out and from which the solids are collected in the form of a thickened sludge underflow. The overflow solution is treated for copper recovery and to regenerate aqueous ammonia-ammonium sulfate solution which is returned to the slurry refresh tank 10, where further slurry is produced for leaching. A side stream is withdrawn from the regenerated solution to separate excess sulfate dissolved from the copper sulfide concentrates and ammonia, which is thereby recovered and returned to the return stream to the slurry recovery tank. (or it can be led to ammonia storage). The underflow from the thickener 22 is re-slurried or mixed with recovered aqueous ammonia-ammonium sulfate solution and is led to a secondary leaching tank 23. This tank is in all essential respects equivalent to the primary leaching tanks 11 and 12. It is equipped with an agitator 24 > a pump or a fan 25 for vigorous recirculation of gas from above the liquid level L for slurrying in the container to well below the surface, as well as connections for the supply of oxygen from tank l8 and ammonia from tank 19 through the flow meter F and the valve V. Optionally, a second secondary leaching tank can 26, equipped in the same way as the first secondary tank 23, be equipped to receive slurry outflow from the first tank. ;Slurry originating from the secondary leaching tank 23 or from the second secondary tank 26, if present, is led to a storage or holding tank 27 which is equipped with a motor-driven agitator 28. From this holding tank the slurry flows to the first of a series of -thicker 29, 3® °g 31> where it is subjected to countercurrent washing with water. The wash water is combined with the copper-containing leaching solution that is decanted as overflow from the first thickener 29 and this solution is fed together with the slurry from the primary leaching operation to the thickener 22, from which the clear copper-containing solution from the leaching process can be taken. ;The last washed underflow from the last thickener 31 in the washing series is essentially completely depleted with respect to copper, and is returned to treatment for recovery of whatever it may contain (e.g. silver, gold and molybdenum sulphide), or it is discarded. ;Example 1. ;An embodiment of a leaching process using the present invention, carried out in the apparatus and with the sequence of steps described above and shown in the accompanying drawings, will be described. ;Copper concentrates containing 30% by weight of copper, mainly in the form of chalcosite, but also with a significant proportion of other minerals including covellite, enargite and chalcopyrite, are slurried in the tank 10 with an aqueous solution of ammonium sulphate and ammonium hydroxide containing 87 g/l ammonia (both free and bound) and essentially no dissolved copper. This slurry is mixed in proportions of around 4725 liters of solution to 1127 kg of wet concentrate (containing 20% by weight of water) - to obtain a slurry containing around 15% by weight of solids. This slurry is continuously pumped to the first of the primary leach tanks 11 and flows from tank to tank through the series by gravity. Commercially pure oxygen is fed to the first (and each subsequent) tank under a pressure of 0.42 kg/cm gauge pressure through the pressure regulating valve P, thereby creating the pressure in the series of leaching tanks to this value. Gaseous ammonia is dosed to each of the first two tanks 11 and ;12 through suitable flow meters and valves in an amount .. sufficient to maintain the pH value of the slurry in these tanks at about 9.9 - This requires a stream of ammonia to each tank in a quantity of around 150 l/min. The slurry in each of the first two tanks (as well as in each of the other tanks as well) is vigorously stirred using the agitators l6. Each tank contains about 225 liters of slurry and the agitator in each tank requires about 6 horsepower, which corresponds to stirring with a power of about 3.5 horsepower per no slurry. The oxygen-containing gas above the slurry level L in each of the five leaching tanks is vigorously circulated by means of the pump 22 into the slurry at a point near the bottom of the tank. The rate of this recirculation decreases from the tank. to the tank in accordance with the slower speed of the dissolution reactions as the suspended solids are depleted of the more easily soluble copper minerals. The circulation rate in l/min. is approximately 622 in the first tank 11, 396 in the second tank 12, 206 in the third tank 13, 133 in the fourth tank 14 and 59 in the fifth tank 15. In the first tank 11 where the copper dissolution rate is maximum, and where approximately half of the total copper content in the concentrate is dissolved, the temperature in the slurry is kept at around 55°C. This requires cooling the slurry by circulating cooling water through cooling coils placed in the tank due to the large amount of heat released by the exothermic dissolution reactions. In the second tank 12, the temperature in the slurry is raised to around 60°C and here it is also necessary to cool the slurry to keep it at this temperature. In this tank, approximately another 25% of the total copper content in the concentrates is dissolved by a correspondingly large release of heat which is more than enough to raise the slurry temperature to the desired value and to keep it there. Gaseous ammonia is not supplied to the third, fourth and fifth tanks 13, 14 and 15, and as a result of this the pH value in the aqueous phase is reduced as the slurry is passed through these tanks and additional copper is dissolved. In the third tank 13, the pH value in the solution drops to around 9>7> while the temperature is raised to 65°C. The reduction of the pH value here is important in light of the temperature increase, namely to keep the sum of the partial pressures of ammonia and water vapor well below 0.42 kg/cm o manometer pressure, created by the oxygen supply system, and to keep sufficient oxygen in the tank for efficient progress of the leaching reactions. Here, however, the degree of copper dissolution is reduced due to the fact that the remaining copper minerals in the solid phase are mainly of difficult-to-dissolve types. As a result, the heat released is just enough to establish and maintain the desired slurry temperature. It is not necessary to cool the slurry, but on the other hand, heat must not be added to keep the temperature close to the desired 65°C. Approximately 10% of the copper content in the concentrate is dissolved in this tank. In the fourth, o, and fifth tanks 14 and 15, the pH value in the aqueous phase of the slurry is around S, 6, respectively 9.5 ° and the temperature is kept close to 70 ° C in both tanks. The rate of copper dissolution in these tanks is low and in both tanks the slurry can be heated by circulation of a heating fluid through coils in the tanks to create and maintain the desired slurry temperature. The retention time for the slurry in each tank is about one hour, so that the duration of the primary leaching is about 5 hours in total. ;The aqueous phase of the slurry from the first tank contains about 22 g/l copper, that from the second tank contains about 35 g/l copper, that from the third contains about 42 g/l copper and that from the fourth contains about 46 g/l copper. The final slurry which is fed to the tank 21 has in its aqueous phase about 50 g/l copper, about 130 g/l total ammonia (of which about 10 g/l is free ammonia), about 54 g/l ammonia which is complex bound with copper and about 150 g/l.sulphate ions. The solid phase of this slurry only amounts to about 500 kg of each ton of dry concentrate that was charged to the system. This contains all pyrites and gangue species (silicon oxide, aluminum oxide, etc.) in the concentrates, as well as all undissolved metal values such as gold and silver, including around 10% of the original copper content, mainly in the form of the difficult-to-dissolve minerals chalcopyrite and enargite. The slurry collected in the tank 20 is decanted in the thickener 22 to separate the aqueous phase as a clear solution which can be processed for recovery of the copper content in metallic form <q>g for recovery of ammonium sulphate, ammonium hydroxide solution for recycling to produce ;new slurry with incoming concentrates. The thickened underflow of solids from the thickener 22 contains approximately 65% by weight solids. This slurry is diluted to: 50% solids using new ammonium sulphate-ammonium hydroxide solution and fed to the second leaching tank 23. Here it is vigorously stirred in the same way as the slurry in the primary leaching tanks and the pH value in the aqueous phase is brought to and maintained at about 9«6 by means of supplying gaseous ammonia in a quantity of about 20 l/min. At the same time, commercially pure oxygen is supplied under a pressure of approximately 0.42 kg/cm gauge pressure. As in the primary leaching, the oxygen-containing gas lying above the vigorously stirred slurry body is vigorously recirculated to near the bottom. The slurry is heated to around 75°c by circulating heated fluid through the windings in the container. The flow rate for slurry through the secondary leaching tanks 23 is slow so that the retention time in these is around 6 hours. The flow through this tank and to the stirred storage tank 27 takes place by means of gravity. About 9% of the copper content in the solid phase of the slurry is fed to the secondary leaching tank 23 and dissolved in this tank, giving about 99% total recovery of copper from the original concentrates by the combined primary and secondary leaching stages. Slurry which is collected in the secondary leaching storage tank 27 contains in its aqueous phase approximately 68 g/l copper and 150 g/l ammonium ions (ammonium sulphate and ammonium hydroxide). It also contains around 160 g/l sulphate. The solid phase of the slurry is essentially completely depleted of copper, but contains recoverable amounts of silver and gold. The slurry is fed from the storage tank 27 to a series of countercurrent washing thickeners 29>30 °g 31* ^an aqueous phase from the overflow in the first thickener is combined with the slurry from the primary leaching in the thickener 22. The solids content of the slurry from the secondary leach is washed substantially free of copper and collected as a thickened sludge containing only half the total weight of the concentrates fed to the system, and containing about

kring 0,6% kobber. around 0.6% copper.

Eksempel 2 Example 2

I dette eksempel beskrives den bemerkelsesverdige økning både av total kobberekstraksjon og av hastigheten av kobberekstraksjon som inntrer med økningen av impellerhastig-heten (netto krafttilførsel til utlutningsmassen). Det an-vendes i dette eksempel tre utlutningstanker, A, B og C, og økningen er oppsummert i følgende tabell. Resirkulerings-hastigheten for gass var hver gang 0,28 m^/min: In this example, the remarkable increase both of total copper extraction and of the speed of copper extraction which occurs with the increase of the impeller speed (net power input to the leach mass) is described. Three leaching tanks, A, B and C, are used in this example, and the increase is summarized in the following table. The recirculation rate for gas was each time 0.28 m^/min:

Tank A Tank A

Tank B Tank B

Tank C Tank_C Tank C Tank_C

Denne oppsummering over gjennomførte forsøk viser at hastigheten for kobberekstraksjonen i utlutningstank A This summary of conducted experiments shows that the rate of copper extraction in leaching tank A

(den første i serien og der utlutningen skjedde lettest) var over to ganger så stor ved sterk (290 omdr./min.) omrøring som ved svak (150 omdr./min.) omrøring, nemlig 3,o>0 kg/time i forhold til 1,79 kg/time. Forskjellene i ekstraksjonshastig-heter ved sterk og svak omrøring var mindre i tankene B og C på grunn av det faktum at tilmatning til disse tanker inne-holdt mindre uoppløst kobber i prøven med sterk omrøring enn i prøven med svak omrøring. Den foregående oppsummering viser også at den totale kumulative ekstraksjon av kobber var over 60% større ved sterk omrøring (29O omdr./min.) enn ved svak omrøring (150 omdr./min.), det vil si 77,5% i forhold til 49,9%. (the first in the series and where leaching occurred most easily) was more than twice as great with strong (290 rpm) stirring as with weak (150 rpm) stirring, namely 3.o>0 kg/hour compared to 1.79 kg/hour. The differences in extraction rates with strong and weak stirring were smaller in tanks B and C due to the fact that the feed to these tanks contained less undissolved copper in the sample with strong stirring than in the sample with weak stirring. The preceding summary also shows that the total cumulative extraction of copper was over 60% greater with strong stirring (290 rpm) than with weak stirring (150 rpm), that is 77.5% in relation to 49.9%.

Den totale kobberekstraksjon ved sterk omrøring var kun 77 >5% på grunn av utlutningens korte varighet (ca. 3 timer). Forsøk har imidlertid vist at kumulative ekstrak-sjoner på opp imot 95% kan oppnås fra lignende kobbersulfid-konsentrater ved tilsvarende sterk omrøring (3>88 hk på impelleren/m^) hvis utlutningstiden utstrekkes til seks timer. Forsøk har også vist at det ved tilsvarende svak omrøring The total copper extraction with vigorous stirring was only 77 >5% due to the short duration of the leaching (approx. 3 hours). Experiments have shown, however, that cumulative extractions of up to 95% can be obtained from similar copper sulphide concentrates with correspondingly strong stirring (3>88 hp on the impeller/m^) if the leaching time is extended to six hours. Experiments have also shown that with correspondingly weak stirring

( 0,706 hk til impelleren/m^) er det umulig å oppnå en kumula-tiv ekstraksjon så høy som 95% ?ra tilsvarende kobbersulfid-konsentrater uten å utvide varigheten av utlutningen til ek-stremt lange tidsrom (generelt mer enn 24 timer). (0.706 hp to the impeller/m^) it is impossible to achieve a cumulative extraction as high as 95% of the corresponding copper sulphide concentrates without extending the duration of the leaching to extremely long periods of time (generally more than 24 hours).

Selv om den ovenfor angitte oppsummering er basert på forsøk gjennomført ved en gassresirkuleringshastighet på 0,28 m-Vmin., kan tilsvarende tabeller settes opp med tilsvarende resultater ved andre gassresirkuleringshastigheter enn de som er benyttet i forsøkene. Although the above-mentioned summary is based on experiments carried out at a gas recycling rate of 0.28 m-Vmin., corresponding tables can be set up with corresponding results at other gas recycling rates than those used in the experiments.

Claims

1. Procedure for extracting copper from sulphidic minerals, comprising creating a slurry of said minerals in finely divided form in an aqueous solution containing ammonium sulphate and free ammonia, conducting the slurry at pressure below that which requires autoclave equipment to a closed leaching container, stirring the slurry in the container, while maintaining a slurry temperature within the range of 50~80°C and while supplying oxygen to the stirred slurry at a significant depth below the surface and withdrawing from the container a slurry containing copper complexed with ammonia dissolved in the aqueous phase, and mineral substances depleted of copper in the solid phase, characterized in that the slurry in the container is vigorously stirred by an energy supply of at least 1.7^5 horsepower/m^.

2. Method according to claim 1, characterized in that oxygen-containing gas is continuously recirculated from above the stirred slurry and into it at a significant depth below the surface.