MXPA97009727A - Extraccion hidrometalurgica de metal asistida porcloruro - Google Patents

Abstract

La presente invención se refiere a un proceso para la extracción de cobre a partir de un mineral o concentrado de cobre de sulfuro, el cual comprende los pasos de:someter al mineral o concentrado, junto con una fuente de iones de bisulfato o de sulfato, a una oxidación a presión, a una temperatura de aproximadamente 115§C a aproximadamente 160§C, en la presencia de oxígeno y de una soluciónácida que contiene iones de haluro, para obtener una pasta de oxidación a presión resultante;someter a la pasta a un paso de separación de líquido/sólido, para obtener una solución de oxidación a presión resultante y un residuo sólido;y recuperar el cobre de la solución de oxidación a presión, o el residuo sólido;caracterizado porque la solución de oxidación a presión se recicla hasta la oxidación a presión y la concentración de cobre en la solución de oxidación a presión que se recicla, se mantiene en un valor previamente determinado.

Description

EXTRACCIÓN HIDROMETALURGICA DE METAL ASISTIDA POR CLORURO CAMPO DE LA INVENCIÓN Esta invención se refiere al tratamiento hidrometalúrgico de minerales de metal o concentrados. En particular, se refiere a la extracción de metales a partir de minerales en la presencia de iones de halógeno, tales como iones de cloruro.

ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN El tratamiento hidrometalúrgico de minerales de sulfuro de cobre, tales como calcopirita (CuFeS2) , es problemático, debido a que las severas condiciones requeridas en un paso de oxidación a presión, para la lixiviación efectiva del cobre a partir de estos minerales, da como resultado la oxidación del sulfuro en el mineral en sulfato, dando como resultado la generación de grandes cantidades de ácido que requiere de una costosa neutralización. Se han hecho intentos por hacer que el concentrado de sulfuro se pueda lixiviar bajo condiciones relativamente más ligeras bajo las cuales el sulfuro solamente se oxide en azufre elemental, y no todo el camino hasta el sulfato. Estos intentos incluyen el tratamiento previo del concentrado antes del paso de oxidación a presión, para hacer que el concentrado de sulfuro sea fácil lixiviable, y la lixiviación del concentrado en la presencia de iones de cloruro, tal como se describe en la Patente de los Estados Unidos de Norteamérica Número 4,039,406. En este proceso, los valores de cobre en el concentrado se transforman en un sulfato de cobre básico sólido a partir del cual entonces se deben recuperar subsecuentemente los valores de cobre, como se describe en la Patente de los Estados Unidos de Norteamérica Número 4,338,168. En el proceso descrito en la Patente de los Estados Unidos de Norteamérica Número 4,039,406, todavía se oxida una cantidad significativa (20 al 30 por ciento) del sulfuro del mineral o concentrado, en sulfato, dando como resultado una mayor demanda de oxígeno durante la lixiviación a presión, y la generación de ácido sulfúrico. Esto es particularmente desfavorable para los concentrados de grado bajo, en donde la proporción de S/Cu es alta. En la Solicitud de Patente Canadiense Número 2,099,333, se describe un proceso para la extracción de cobre, mediante el cual un concentrado de sulfuro se somete a lixiviación a presión en la presencia de iones de cloruro y sulfato, para producir una sal de cobre básica insoluble. La sal de cobre se remueve por filtración, y el filtrado se recicla hacia la oxidación a presión. La presente invención proporciona un proceso para la extracción hidrometalúrgica de cobre y otros metales, en la presencia de iones de halógeno, tales como cloruro y bromuro en solución.

COMPENDIO DE LA INVENCIÓN De conformidad con la invención, se proporciona un proceso para la extracción de cobre a partir de un mineral o concentrado de cobre de sulfuro, el cual comprende los pasos de someter al mineral o al concentrado, junto con una fuente de iones de bisulfato o sulfato, a oxidación a presión, a una temperatura de aproximadamente 115°C a aproximadamente 160°C, en la presencia de oxígeno y de una solución acida que contiene iones de haluro, para obtener una pasta de oxidación a presión resultante; someter la pasta a un paso de separación de líquido/sólido, para obtener una solución de oxidación a presión resultante y un residuo sólido; y recuperar el cobre de la solución de oxidación a presión o el residuo sólido; caracterizado porque la solución de oxidación a presión se recicla hacia la oxidación a presión, y la concentración de cobre en la solución de oxidación a presión que se recicla, se mantiene en un valor previamente determinado.

BREVE DESCRIPCIÓN DE LOS DIBUJOS Ahora se describirá la invención a manera de ejemplos con referencia a los dibujos acompañantes, en los cuales: La Figura 1 es un diagrama de flujo de un proceso de extracción de cobre hidrometalúrgico de conformidad con una modalidad de la invención, que es adecuada para el tratamiento de minerales o concentrados de cobre de grado alto. La Figura 2 es un diagrama de flujo de un proceso de extracción de cobre hidrometalúrgico de conformidad con otra modalidad de la invención, que es adecuado para el tratamiento de minerales o concentrados de cobre de grado mediano y más bajo. La Figura 3 es una ilustración esquemática de un recipiente a presión para ilustrar otra modalidad del proceso para el tratamiento de concentrados con una alta proporción del azufre al metal. La Figura 4 es un diagrama de flujo de un proceso hidrometalúrgico para la extracción de metales a partir de un concentrado de sulfuro de cobre-zinc, de conformidad con otra modalidad de la invención. Las Figuras 5A y B muestran un diagrama de flujo de una modalidad adicional del proceso de conformidad con la invención, para la recuperación de metales preciosos a partir de un mineral o concentrado.

DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LAS MODALIDADES PREFERIDAS Las diferentes modalidades del proceso de acuerdo con la invención se pueden utilizar para tratar un rango de concentrados de cobre y de otro metal, en donde el grado de cobre varia desde bajo, es decir, aproximadamente el 15 por ciento de cobre o menos, hasta un grado alto, es decir, aproximadamente el 35 por ciento de cobre o más. Ampliamente, el proceso comprende un paso de oxidación a presión que tiene lugar en la presencia de oxígeno y una solución acida de iones de haluro, por ejemplo, cloruro o bromuro, y iones de sulfato. De una manera más específica, el proceso incluye además una etapa de lixiviación atmosférica, una o más etapas de extracción con solvente, y una etapa de extracción electrolítica. Diferentes grados de concentrado requieren de diferente tratamiento en la etapa de oxidación a presión, requiriendo de diferentes modos de operación. Estos modos de operación se denominan Modo A, Modo B, y Modo C, respectivamente. En el Modo A, que es efectivo cuando se lixivian minerales de cobre de grado alto, el cobre no se lixivia en la etapa de oxidación a presión. En los Modos B y C, que son efectivos cuando se lixivian minerales de cobre de grado mediano y bajo, el cobre se lixivia en la etapa de oxidación a presión. Ahora se describirán por turnos, cada uno de los modos de operación.

Modo A del Proceso La Figura 1 es un diagrama de flujo del Modo A. El proceso comprende una etapa de oxidación a presión 12, en un recipiente de oxidación a presión o autoclave, una etapa de lixiviación atmosférica 14, etapas de extractante de solvente primaria y secundaria 16 y 18, respectivamente, y una etapa de extracción electrolítica 20. En la etapa de oxidación a presión 12, todos los minerales de cobre se convierten en sulfato de cobre básico, CuS04«2Cu(OH) ' El tratamiento se realiza con oxígeno en la presencia de una solución de cloruro ácido. Se introducen oxígeno, así como HCl y H2S04 en la autoclave para este propósito. La temperatura en la autoclave es de aproximadamente 130°C a 150°C, y la presión es de aproximadamente 100 a 200 psig (1380 kPa) . Esta es la presión total que comprende la presión de oxígeno más la presión de vapor. El tiempo de retención es de aproximadamente 0.5 a 2.5 horas, y el proceso normalmente se realiza en una forma continua en la autoclave. Sin embargo, el proceso también se puede realizar en una forma por lotes, si se desea. El contenido de sólidos en la autoclave se mantiene en aproximadamente del 12 al 25 por ciento, es decir, de 150 a 300 gramos/litro de sólidos, determinado por el equilibrio de calor y las limitaciones de viscosidad. La pasta producida en la autoclave se descarga a través de una serie de uno o más tanques de evaporación 22 para reducir la presión hasta la presión atmosférica, y la temperatura hasta 90-100°C. La parte liquida de la pasta es referida como la solución producto desde la etapa de oxidación a presión 12, y se indica por el numeral de referencia 21. La pasta desde el tanque de evaporación 22 se filtra, como se muestra en 24, y la torta del filtro resultante se lava completamente para remover el licor metido tanto como sea posible. El filtrado de la oxidación a presión a partir de la filtración 24, se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12, pero hay una pequeña purga de aproximadamente el 5 por ciento, como se muestra en 26. Esta purga 26 es determinada por la concentración de los metales solubles en el mineral concentrado que pueden disolverse durante la etapa de oxidación a presión 12. La purga 26 se trata en 28 con cal para remover los metales, tales como zinc y magnesio, como residuos sólidos, que están presentes en el concentrado de cobre, y para contrarrestar la acumulación de estos metales en el circuito de oxidación a presión. El circuito de oxidación a presión es el circuito desde la etapa de oxidación a presión 12 hasta el tanque de evaporación 22, hasta la filtración 24, hasta la purga 26, y de regreso hasta la etapa de oxidación a presión 12. Esto se indica por el numeral de referencia 23. La purga 26 está sujeta a una extracción con solvente, como se muestra en 27, antes del tratamiento de purga 28. La extracción con solvente 27 se realiza por medio de un extractante orgánico adecuado para remover el cobre de la purga 26. Esta extracción con solvente está asociada con -las etapas de extracción con solvente 16 y 18, y será referida nuevamente cuando se describan las últimas dos etapas de extracción con solvente. Antes de la etapa de oxidación a presión 12, el concentrado de cobre se somete primero a una remolienda, como se muestra en 30, para reducir el tamaño de las partículas hasta aproximadamente el 97 por ciento de malla menos 325, que corresponde a P80 (pasan el 80 por ciento) , de 15 mieras. La remolienda 30 se realiza en la solución reciclada desde el tratamiento de purga 28. Por consiguiente, la pasta desde el tratamiento de purga 28 se somete a una separación de líquido/sólido, como se muestra en 32, y la solución se recicla hacia la remolienda 30, y se desecha el residuo de la purga de zinc/magnesio, como se muestra en 17. La solución que se recicla hacia la remolienda 30 es un licor de cloruro alcalino a un pH de aproximadamente 10. El uso de este licor minimiza la entrada de agua hacia el circuito de oxidación a presión 23, lo cual es importante para mantener el equilibrio de calor, y para conservar la solución de cloruro en el circuito de oxidación a presión 23 tanto como sea posible. Como se informó anteriormente, el cobre no se lixivia en la etapa de oxidación a presión 12, sino que se convierte en una sal de cobre básica insoluble. La solución de alimentación hacia la etapa de oxidación a presión 12, que es licor de lixiviación que se está reciclando desde la filtración 24, está indicada por el numeral de referencia 25. Aunque hay cobre presente en la solución de alimentación 25, no hay cobre adicional lixiviado, es decir, el proceso se opera de tal manera que la concentración de cobre en la solución de alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12, sea igual a la concentración de cobre en la solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12. Esto se indica como: ?[Cu2+] = 0. La solución de alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12 contiene aproximadamente 15 gramos/litro de Cu, y 12 gramos/litro de Cl, junto con de aproximadamente 30 a 55 gramos/litro de ácido sulfúrico. El ácido se agrega en la forma de H2S0 de relleno (normalmente el 93 por ciento) . La solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12 también contiene aproximadamente 15 gramos/litro de Cu y de 11 a 12 gramos/litro de Cl, pero está a un pH de aproximadamente 3. Sustancialmente no queda ácido en la solución producto 21, ya que éste se consume todo en la etapa de oxidación a presión 12 para formar la sal de cobre básica. Como se refiere anteriormente, la alimentación líquida 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12 se rellena parcialmente del filtrado reciclado al que se le agrega H2S04.

El efecto inmediato de agregar el ácido al filtrado, es incrementar la acidez del filtrado que se alimenta a la autoclave para la etapa de lixiviación a presión 12, pero de una manera sorprendente, se ha descubierto que el efecto más importante es de la adición de ácido, o más específicamente los iones de sulfato, que realmente suprimen la oxidación del azufre que emana desde el concentrado en la etapa de oxidación a presión 12. Típicamente, la oxidación de azufre que se experimenta si no se agrega ácido, es de aproximadamente el 25 al 30 por ciento del azufre de alimentación en el concentrado, como es el caso con el proceso descrito en la Patente de los Estados Unidos de Norteamérica Número 4,039,406. Sin embargo, si se agrega ácido, se ha descubierto que la oxidación de azufre en sulfato se reduce hasta aproximadamente el 5 al 10 por ciento. Esta mejora tiene efectos benéficos sustanciales sobre el proceso de extracción hidrometalúrgica. La oxidación del azufre en sulfato crea costos adicionales de varias maneras, tales como el oxígeno adicional requerido para la reacción, el reactivo adicional requerido para neutralizar el ácido así formado por la oxidación, y se debe disponer de una remoción de calor debido a la oxidación del azufre en sulfato, la cual es muy exotérmica. Esto realmente limita la producción de la autoclave en donde tiene lugar la etapa de oxidación a presión 12.

Se cree que la química de reacción en la etapa de oxidación a presión 12 es alterada por la adición del ácido como sigue: Sin Adición de Acido: (1) 3CuFeS2 + 21/402 + 2H20 ? [CuS04«2Cu(0H) 2] + 3/2Fe203 + 5S° Con Adición de Acido: (2) 3CuFeS2 + 15/402 + H20 + H2S04 ? CuS?4»2Cu (OH) 2 + 3/2Fe203 + 6S° En ambas reacciones, el cobre se precipita en la forma de una sal de cobre básica, que se ha descubierto que comprende en su mayor parte sulfato de cobre básico. En la primera reacción, parece que el sulfato del sulfato de cobre básico es suministrado por la oxidación del azufre de alimentación en el concentrado, mientras que, en la segunda reacción, parece que es suministrado por los iones de sulfato del ácido que se agrega a la autoclave, obviando de esta manera la necesidad de la oxidación del azufre en sulfato. Por consiguiente, en la segunda reacción, hay un consumo neto de iones de sulfato para formar la sal de cobre básica. Se ha descubierto experimentalmente que la cantidad de ácido sulfúrico necesaria para suprimir la oxidación de azufre, es de aproximadamente 25 a 75 gramos por litro, dependiendo del tipo de concentrado y del porcentaje de sólidos en el concentrado. En el trabajo de prueba real, hay más oxidación de azufre que lo que es predicho por cualquier reacción. La primera reacción predice una sexta parte o el 16.7 por ciento del azufre que se va a oxidar, mientras que experimentalmente se encuentra de aproximadamente el 25 al 30 por ciento. Con adición de ácido, los experimentos indican que se oxida de aproximadamente el 2 al 16 por ciento de azufre en sulfato, en lugar de la oxidación cero que sería predicha si la segunda reacción escrita fuera la única reacción que tuviera lugar. Por consiguiente, estas ecuaciones de reacción no reflejan exactamente lo que está sucediendo en la etapa de lixiviación a presión 12, sino que son solamente una aproximación. El cloruro se conserva tanto como sea posible en el circuito de oxidación a presión 23, pero típicamente se pierde de aproximadamente el 3 al 10 por ciento de cloruro por pasada hacia el producto sólido en la filtración 24. Por consiguiente, el cloruro debe rellenarse mediante la adición de HCl u otra fuente de cloruro, para proporcionar 12 gramos/litro de cloruro en la solución de alimentación 25. Las pérdidas de cloruro son minimizadas mediante un lavado completo de los sólidos desde la etapa de oxidación a presión 12 sobre el filtro 24. La cantidad de agua de lavado está limitada por el requerimiento de mantener un equilibrio de agua en el circuito de oxidación a presión 23. La única pérdida de agua desde el circuito 23 está en el vapor 9 desde el paso de evaporación 22, y en la torta del filtro después de la evaporación 24. Por consiguiente, de allí la necesidad de utilizar la solución reciclada desde el tratamiento de purga 28 para formar la pasta del concentrado en el paso de molienda 30, y de esta manera minimizar la entrada de agua fresca desde el concentrado hasta el paso de oxidación a presión 12. Se ha descubierto que es conveniente mantener cuando menos 15 gramos/litro de Cu en la solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12 , para contrarrestar la pérdida de cloruro en la forma de cloruro de cobre básico sólido, CuCl2«3Cu(OH) 2, que puede presentarse si hay cobre insuficiente presente en solución para permitir que se forme sulfato de cobre básico: 4CuCl2 + 6H20 ? CuCl2-»3Cu(OH) 2 + 6HC1 (3) Esta reacción puede ser contrarrestada mediante la adición de suficiente ácido a la autoclave durante la etapa de oxidación a presión 12, para mantener cuando menos suficiente cobre en solución para satisfacer los requerimientos estequiométricos de Cl como CuCl2. Para 12 gramos/litro de Cl en solución, la cantidad estequiométrica de Cu es: 63-5 X 12 = 10.7 g/L Cu 71 Por consiguiente, 15 gramos/litro de Cu es un mínimo seguro para impedir una pérdida significativa de cloruro en la forma de la sal de cobre básica. Por otra parte, la concentración de cobre en la solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12, debe mantenerse tan baja como sea posible, para contrarrestar la formación de CuS, mediante la reacción de azufre elemental con sulfato de cobre acuoso. Esta reacción puede presentarse durante la etapa de oxidación a presión 12, o en la pasta después de la descarga desde la autoclave, pero antes del paso de filtración 24: 3CuS?4 (acuoso) + 4S ..oU + 4H20 ? 3CuS(s) + 4H2S04 (4) Esta reacción es particularmente indeseable, debido a que el CuS es insoluble en las condiciones de ácido diluido de la etapa de lixiviación atmosférica 14. Por consiguiente, no se recupera el cobre, y esto da como resultado la pérdida de cobre hacia el residuo final.

Para contrarrestar la formación de CuS, es necesario mantener la concentración de cobre en la solución producto 21 tan baja como sea posible, es decir, debajo de 30 gramos/litro para algunos concentrados. La tendencia a la formación de CuS aparentemente está relacionada con el tipo de concentrado que se esté tratando, con los concentrados de grado mediano a alto que son más susceptibles a la formación de CuS. Por consiguiente, aunque una alta concentración de cobre en la solución producto 21 no presenta un problema con los concentrados de grado bajo, no se puede tolerar con los concentrados de grado más alto. Como se sabe hasta la fecha, los concentrados de grado alto, es decir, más del 35 por ciento de cobre, se tratan mejor para producir una concentración de cobre tan baja en la solución producto 21 como sea posible, es decir, menos de 25 gramos/litro de Cu. Dada la necesidad de mantener cuando menos 15 gramos/litro de Cu en solución en el circuito de oxidación a presión 23, hay un rango óptimo de concentración de cobre de 15 a 25 gramos/litro de Cu para los concentrados de grado alto. Con los concentrados de grado mediano, el límite superior se puede estirar considerablemente, y para el mineral de grado bajo, la concentración de cobre no tiene un papel significativo. La concentración de cobre en el filtrado de oxidación a presión 29, se puede controlar simplemente agregando la cantidad requerida de ácido en la solución de alimentación 25, a la etapa de oxidación a presión 12. Resulta más ácido en una concentración de cobre más alta, debido a la disolución del sulfato de cobre básico: CuS?4-»2Cu(OH)2(s) + 2H2S04 ? 3CuS04 (acuoso) + 4H20 (5) La adición de aproximadamente 1 gramo/litro de ácido, da como resultado un incremento en la concentración de cobre de aproximadamente 1 gramo/litro. La concentración real de ácido requerida se determina empíricamente comparando los ensayos de la solución de alimentación 25 con la etapa de oxidación a presión 12 y la solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12 para satisfacer ?[Cu2+] = 0. El volumen de solución en el circuito 23, sin embargo, es determinado por el equilibrio de calor. El porcentaje en peso de sólidos en la alimentación de la pasta del concentrado de cobre para la etapa de oxidación a presión 12, se puede variar al gusto. El peso del sólido concentrado alimentado a la etapa de oxidación a presión 12 es determinado por la cantidad de cobre que se vaya a recuperar. El peso de la solución se determina principalmente por el equilibrio de calor en la etapa de oxidación a presión 12.

La temperatura operativa deseada en la etapa de oxidación a presión 12, es de aproximadamente 150°C, y el calor se debe suministrar en gran parte por el calor de la reacción de los minerales de sulfuro con el oxígeno a alta presión en la autoclave. Para los concentrados de grado alto, tales como se tratarán mediante el Modo del Proceso A que se está describiendo actualmente, esto significa una proporción de S/Cu relativamente baja, y por consiguiente, una producción de calor más pequeña por tonelada de cobre tratada en la autoclave. Mucho del calor desprendido se debe a la oxidación, no del cobre, sino de los otros dos elementos principales del concentrado, hierro y azufre. Si el grado del concentrado es alto, entonces la proporción de S/Cu y de Fe/Cu es baja, y por consiguiente, hay una producción de calor más baja. Para alcanzar la temperatura operativa desde una temperatura inicial, digamos, de 50°C a 80°C, que es típica para el filtrado de oxidación a presión 29 que se recicla después de la filtración 24, es necesario controlar la cantidad de agua que se debe calentar, ya que éste es el principal hundimiento de calor en la etapa de oxidación a presión 12. Es impráctico enfriar o calentar la pasta adentro de la autoclave mediante elementos indirectos, tal como por medio de bobinas de calentamiento o de enfriamiento, debido a la rápida formación de incrustaciones sobre todas las superficies, particularmente en los intercambiadores de calor, que conduce a características de transferencia de calor muy pobres. El calentamiento o enfriamiento directo mediante inyección de vapor o agua también es impráctico, debido a las consideraciones del equilibrio de agua. Por consiguiente, se requiere que se mantenga el equilibrio de agua mediante el equilibrio de la producción de calor desde el calor de la reacción con la capacidad de calor de los materiales de alimentación, es decir, la solución de alimentación 25 que se está reciclando y la pasta del concentrado. La principal variable que se puede controlar aquí, es el volumen de la solución de alimentación 25. Esta es una de las características distintivas entre los Modos A y B. En el Modo del Proceso B, que todavía se va a describir, en donde se experimenta una mayor oxidación de azufre, el desprendimiento de calor es mucho mayor, expresado como calor por tonelada de producto de cobre. Por consiguiente, es posible utilizar más volumen de solución en la alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12. Una vez que se fija el volumen de la solución, se puede determinar la acidez de la solución, ya que la masa total de ácido se determina por la necesidad de mantener ?[Cu2+] = 0. Típicamente, para un concentrado de grado alto, se requerirán de aproximadamente 35 a 55 gramos/litro de ácido. Se ha descubierto que es benéfico agregar pequeñas concentraciones de ciertos tensoactivos que cambien las características físicas y químicas del azufre elemental líquido (S°) en la autoclave durante la etapa de oxidación a presión 12. Los tensoactivos, tales como sulfonato de lignina y quebracho, agregados a la solución de alimentación de la oxidación a presión 25 en pequeñas cantidades, es decir, de 0.1 a 3 gramos/litro, pueden reducir la viscosidad del azufre líquido, y también cambiar la química en la autoclave. Las adiciones de tensoactivos pueden reducir la oxidación de azufre de maneras que no son bien entendidas, pero que son benéficas para el proceso. Se cree que esto se debe a la viscosidad más baja, que da como resultado una menor tendencia a que el azufre líquido y los sólidos se mantengan arriba adentro de la autoclave reduciendo de esta manera el tiempo de retención de estos materiales, y por consiguiente, la tendencia reducida para que se presente la oxidación de azufre. También se ha descubierto que tiene lugar una reacción más completa de los minerales de cobre si se agregan tensoactivos, aparentemente debido al azufre de viscosidad más baja, que no "humedece" los minerales de sulfuro sin reaccionar, y por consiguiente, permite que proceda la reacción hasta terminar. La reacción (5) describe cómo la adición de ácido sulfúrico a la alimentación de oxidación a presión 25, controlará la concentración de cobre en el filtrado de oxidación a presión 29. La reacción global para la oxidación a presión con la adición de ácido sulfúrico para un mineral de calcopirita, se da por la reacción (2) anterior. Se puede escribir una reacción similar utilizando CuS04 como la fuente de iones de sulfuro en lugar de H2S04: 3CuFeS2 + 15/402 + 3H20 + 3/2CuS04 ? 3/2CuS04-»2Cu(OH)2 + 3/2Fe203 + 6S° (6) Vale la pena notar que hay 3/2 moles de sulfato requerido como sulfato de cobre en la reacción (6) , comparándose con un mol de ácido sulfúrico en la reacción (2) . Por consiguiente, si se va a utilizar CuS04 como la fuente de iones de sulfato, en lugar de ácido sulfúrico, es necesario utilizar 1.5 veces tantas moles de CuS04. Para tomar esto en cuenta, el inventor ha desarrollado el concepto del Equivalente de Exceso de Sulfato, que permite calcular cuánto ácido agregar a la solución de alimentación a oxidación a presión 25, con el objeto de alcanzar una concentración de cobre objetiva, y todavía tomar en cuenta la reacción (6) . Al tomar en cuenta la reacción (6) , es posible calcular "a priori" la cantidad de ácido requerida para una concentración de cobre constante en el filtrado de oxidación a presión 29. El concepto del Equivalente de Exceso de Sulfato es útil: El Equivalente de Exceso de Sulfato es igual al sulfato disponible en la solución de alimentación de la oxidación a presión 25 para la formación de sulfato de cobre básico durante la etapa de oxidación a presión 12. El sulfato disponible es aquel que está en exceso de un Nivel Base definido de CuS04 y CuCl2. El Nivel Base de CuS04 y de CuCl2 es suficiente para soportar el cloruro en solución en 12 gramos/litro, en la forma de CuCl2, y en adición, aproximadamente 4.3 gramos/litro de Cu como CuS04. La concentración de CuCl que corresponde a 12 gramos/litro de cloruro en solución es 134.5/71*12 = 22.7 gramos/litro de CuCl2, que contiene 10.7 gramos/litro de Cu en solución. Los 4.3 gramos/litro de cobre adicionales, por consiguiente, significan un total de 15 gramos/litro de cobre combinado como CuCl2 y CuS04 en el Nivel Base. El sulfato disponible es entonces el sulfato total como CuS04 menos el Nivel Base. Por ejemplo, si la concentración de cobre total es de 28 gramos/litro en el filtrado de oxidación a presión 29, entonces el sulfato disponible es 28 - 15 = 13 gramos/litro de Cu * 98/63.5 = 20 gramos/litro de H2S04 como sulfato disponible a partir de CuS04. Entonces el Equivalente de Exceso de Sulfato (ESE) se calcula a partir del sulfato disponible de CuS04 dividiendo entre 1.5: ESE = {Sulfato Disponible como CuS04} /l.5 Por consiguiente, en el ejemplo de 28 gramos/litro de la concentración de cobre total, o de 20 gramos/litro de sulfato disponible a partir de CuS0 , hay 20/1.5 = 13.3 gramos/litro de Equivalente de Exceso de Sulfato a partir de CuS04. Finalmente, si el equivalente de ácido libre objetivo es, digamos, de 52 gramos/litro de H2S04 en la solución de alimentación de oxidación a presión 25, entonces la cantidad de ácido requerida es 52 menos el Equivalente de Exceso de Sulfato (13.3 gramos/litro) o 38.7 gramos/litro de H2S04. Esta es la cantidad que se debe agregar a la solución de alimentación 25 en la etapa de oxidación a presión 12, para producir una concentración de cobre constante en el filtrado de oxidación a presión 29, es decir, el Nivel Base de 15 gramos/litro de Cu. Se pueden escribir otras reacciones utilizando Fe2(S04)3 y ZnS04 como la fuente de iones de sulfato, en lugar de H2S04. En el caso de ZnS04, se asume que el zinc se hidroliza en sulfato de zinc básico, ZnS0 »3Zn(OH) 2, que es una sal básica de Zn análoga al sulfato de cobre básico. Estas reacciones se dan en seguida como las reacciones (7) y (8) . 3CuFeS2 + 15/402 + 2H20 + l/3Fe2(S04)3 ? CuS04»2Cu(OH)2 + ll/6Fe203 + 6S° (7) 3CuFeS2 + 15/402 + 13/3H20 + 4/3ZnS04 ? (8) CuS04-»2Cu(OH)2 + 6S° + Fe203 + l/3{ZnS04-»3Zn(OH) 2-»4H20} Los sólidos a partir de la etapa de oxidación a presión 12 después de la filtración 24, se tratan en la etapa de lixiviación atmosférica 14 a un pH de aproximadamente 1.5 a 2.0, utilizando el rafinato desde la etapa de extracción con solvente primaria 16, que es acida, para disolver el sulfato de cobre básico. La lixiviación 14 tiene lugar a una temperatura de aproximadamente 40°C, durante un tiempo de retención de aproximadamente 15 a 60 minutos. El porcentaje de sólidos es típicamente de aproximadamente el 5 al 15 por ciento, o de aproximadamente 50 a 170 gramos/ litro, aunque es posible operar el proceso fuera de este rango. Durante la etapa de lixiviación atmosférica 14, las sales de cobre básicas se disuelven casi completamente, yendo muy poco del hierro presente en el concentrado hacia la solución. Típicamente, el licor de lixiviación producido después de la separación de líquido/sólido 34, contiene de aproximadamente 10 a 20 gramos por litro de cobre, dependiendo del porcentaje de sólidos alimentados a la lixiviación 14, con de 0.1 a 1.0 gramos/litro de hierro, y de aproximadamente 0.1 a 1.0 gramos/litro de cloruro. Mucho de este hierro y cloruro se deriva del rafinato de la alimentación 37, más bien que de los sólidos de la oxidación a presión, es decir, se reciclan. Típicamente, se disuelven de aproximadamente 0.1 a 0.2 gramos/litro de hierro y cloruro por pasada. Se ha descubierto que la extracción de cobre es de aproximadamente el 95 al 98 por ciento, basándose en la alimentación original hacia la etapa de lixiviación a presión 12. Se ha descubierto que la extracción de hierro hacia la solución es menor de aproximadamente el 1 por ciento. La pasta 31 desde la etapa de lixiviación atmosférica 14, es difícil sino es que imposible de filtrar, pero se asienta bien. En vista de la necesidad de lavar los sólidos de la lixiviación muy completamente, por consiguiente, la pasta 31 se bombea hacia un circuito de lavado de decantación a contra-corriente (CCD) , simbólicamente indica como una separación de sólido/líquido 34 en la Figura 1. En el circuito de decantación a contra-corriente 34, los sólidos se alimentan a través de una serie de espesantes con agua de lavado agregada en la dirección opuesta. Mediante este método, los sólidos se lavan y se remueve la solución metida. Se requieren de aproximadamente 3 a 5 espesantes (no mostrados) con una proporción de lavado (del agua a los sólidos) de aproximadamente 5 a 7, para reducir el licor metido bajando hasta menos de 100 ppm de Cu en el residuo final. El flujo inferior de espesante desde el último espesante, es la corriente de residuo final 35 con aproximadamente el 50 por ciento de sólidos. Esta se puede tratar para la recuperación de metales preciosos, tales como oro y plata, o se puede enviar a la cola. La recuperación de los metales preciosos se describirá posteriormente con referencia a la Figura 5. Los principales constituyentes de la corriente 35 son hematita y azufre elemental, que se pueden recuperar mediante flotación, si lo garantizan las condiciones del mercado. El sobreflujo de espesante desde el primer espesante es la solución producto 33, la cual se alimenta hacia la etapa de extracción con solvente primaria 16, como se muestra. Como un ejemplo, esta solución contiene aproximadamente 12 gramos/litro de Cu, 1 gramo/litro de Cl, y 0.5 gramos/litro de Fe. La concentración de cobre óptica se determina por la capacidad de la etapa de extracción con solvente 16 para extraer el máximo de cobre de la solución 33. Ya que una fracción de aproximadamente una tercera parte del rafinato desde la etapa de extracción con solvente 16 eventualmente se neutraliza, es importante minimizar el contenido de cobre de este rafinato.

La extracción con solvente funciona mejor sobre soluciones de cobre diluidas, debido al hecho de que una solución de cobre concentrada da como resultado una concentración más alta de ácido en el rafinato, que tiende a bajar la eficiencia de la extracción. Sin embargo, las soluciones más concentradas son más baratas de tratar desde el punto de vista del costo de capital, ya que el volumen es menor. Arriba de cierto punto, sin embargo, la concentración incrementada no reduce el tamaño de la unidad de extracción con solvente, ya que (i) hay una máxima carga orgánica, y (ii) el volumen acuoso generalmente se mantiene igual al volumen orgánico para los propósitos de mezcla por medio del reciclo acuoso. Por consiguiente, el volumen total de extractante orgánico y solución acuosa solamente es determinado por el volumen del extractante orgánico. La máxima carga orgánica, y por consiguiente, el volumen de orgánico, es determinado por la concentración y las características del solvente orgánico particular seleccionado. Para el solvente típico, por ejemplo, el reactivo LIXMR de Henkel Corporation, la máxima carga por pasada en una concentración del 40 por ciento por volumen en diluyente, es de aproximadamente 12 gramos/litro de Cu. Por consiguiente, la solución producto 33 también debe contener aproximadamente 12 gramos/litro de Cu. El cobre se extrae de la solución producto 33 a partir del sobreflujo de espesante de la decantación a contra-corriente en dos etapas de extracción en la etapa de extracción con solvente primaria 16, para producir un rafinato 37 con aproximadamente 20 gramos/litro de ácido libre, y de aproximadamente 0.3 a 1 gramo/litro de Cu. La mayor parte de este rafinato 37 se recicla hacia la etapa de lixiviación atmosférica 14, pero de aproximadamente el 25 al 30 por ciento es un excedente para los requerimientos de ácido de la etapa de lixiviación atmosférica 14, y se debe neutralizar. Este excedente 121 se divide como se muestra en 36, y se neutraliza. La neutralización se efectúa en dos etapas para maximizar la recuperación de cobre, y para prevenir problemas medio-ambientales posibles con el residuo de neutralización debido al contenido de cobre, es decir, el cobre no recuperado desde el rafinato 37 se precipitará sobre la neutralización, y luego puede volverse a disolver después, en un estanque de cola, por ejemplo. La neutralización de la primera etapa tiene lugar a un pH de 2 a 3, como se muestra en 38, utilizando piedra caliza, que es muy económica como reactivo, comparándose con la cal. El producto de neutralización se filtra en 40, y los sólidos resultantes se lavan con agua desde la fuente externa 45. Los sólidos, que son principalmente yeso e hidróxidos de hierro se desechan, como se muestra en 41. El filtrado 39 se envía a la etapa de extracción con solvente secundaria 18 para la recuperación de los valores de cobre residuales. La extracción con solvente secundaria 18 se beneficia de la neutralización primaria 38, y da como resultado una concentración muy baja de cobre en el rafinato secundario 43, típicamente de aproximadamente 0.03 a 0.06 gramos/litro de Cu. Como se indica por las lineas punteadas de la Figura 1, la etapa de extracción con solvente secundaria 18 utiliza el mismo extractante orgánico que el circuito de extracción con solvente primario 16. Esto también está ligado con la extracción con solvente 27 de la purga del filtrado de la oxidación a presión 26. El extractante orgánico que se lava en 42 con agua de lavado 122 desde una fuente externa 45, y que se separa en 44, se recicla a la etapa de extracción con solvente secundaria 18, y luego pasa a la etapa de extracción primaria 16. El orgánico separado 125 se divide para pasar una porción del mismo hacia la extracción con solvente 27. El rafinato desde la extracción con solvente 27 se agrega al orgánico cargado 123 desde la extracción con solvente 16 antes del lavado 42. El agua de lavado 47 desde el lavado 42 se pasa hasta el filtro de oxidación a presión 24, para servir como un agua de lavado de alimentación sobre el filtro 24. I!l filtrado de lavado resultante se agrega al filtrado de oxidación a presión 29, recuperando de esta manera el contenido de cobre y cloruro desde el agua de lavado de extracción con solvente 47.

El rafinato 43 desde la etapa de extracción con solvente secundaria 18, se neutraliza nuevamente en una etapa de neutralización secundaria 46, esta vez a un pH de 10, y se filtra en 48 para remover todos los metales pesados disueltos, produciendo una solución 51 que se utiliza como el agua de lavado en el circuito de decantación a contra-corriente 34, para lavar el residuo de la lixiviación final 35. El residuo sólido desde la filtración 48 se desecha, como se muestra en 53. La separación del orgánico cargado y lavado en 44 se efectúa por medio de ácido gastado o electrolito 55 desde la etapa de extracción electrolítica 20, para obtener una solución de sulfato de cobre pura o el electrolito pregnante 57, que luego se pasa a la etapa de extracción electrolítica 20, para la extracción electrolítica de la manera usual. Se puede ver que todas las corrientes de solución en el proceso se reciclan de esta manera, y no hay efluyentes de solución desde el proceso. Solamente se desechan los residuos sólidos del proceso.

Modo del Proceso B La Figura 2 es un diagrama de flujo del Modo B. Se utilizan los mismos numerales de referencia para indicar las etapas o los pasos del proceso que corresponden a aquellos de la modalidad anterior de la Figura 1. Por ejemplo, la etapa de oxidación a presión nuevamente se indica por 12, la etapa de lixiviación atmosférica por 14, la etapa de extracción electrolítica por 20, el tanque de evaporación por 22, la filtración de oxidación a presión por 24, el tratado de purga del filtrado de la oxidación a presión 29 por el numeral de referencia 28, la etapa de molienda por el numeral de referencia 30, y el circuito de lavado de decantación a contra-corriente por el numeral de referencia 34. En este modo del proceso, la oxidación a presión 12 se realiza tanto para oxidar como para lixiviar en solución la mayor parte del cobre contenido en el concentrado de la alimentación. Típicamente, se lixivia de aproximadamente el 85 al 90 por ciento del cobre en la solución, dejándose solamente de aproximadamente el 10 al 15 por ciento en el residuo como el sulfato de cobre básico. Las condiciones de la etapa de oxidación a presión 12 en la autoclave, son similares a aquellas del Modo del Proceso A, con la excepción de que el porcentaje de sólidos es más bajo, es decir, de 150 a 225 gramos/litro. En este modo del proceso, ?[Cu2+] es típicamente de a 40 gramos/litro de Cu, es decir, la concentración de cobre es mayor en la solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12. La solución de alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12, típicamente contiene de 10 a 15 gramos/litro de Cu, y 12 gramos/litro de Cl, junto con de aproximadamente 20 a 30 gramos/litro de ácido sulfúrico. En este modo, no se agrega ácido sulfúrico a la etapa de oxidación a presión 12 desde una fuente externa, como es el caso con la modalidad de la Figura 1. En este modo, el ácido se obtiene desde el reciclo del proceso, es decir, mediante el reciclo del filtrado de oxidación a presión 29. La solución producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12 contiene de aproximadamente 40 a 50 gramos/litro de Cu, y de 11 a 12 gramos/litro de Cl, a un pH de aproximadamente 2 a 2.5. El cobre lixiviado hacia el licor producto 21 desde la etapa de oxidación a presión 12, se debe controlar para obtener la distribución deseada de cobre entre el licor (del 85 al 90 por ciento) y el residuo (del 10 al 15 por ciento) . Esta distribución da como resultado una pequeña pero importante cantidad de sólidos de sulfato de cobre básico en el residuo de la lixiviación. El pH es un indicador conveniente de la presencia de sulfato de cobre básico, ya que es un agente regulador del pH. Con la concentración de sulfato de cobre fuerte en solución, un rango de pH de 2 a 2.5 indica sulfato de cobre básico. Debajo de un pH de 2, casi todo el sulfato de cobre básico se disolverá, mientras que arriba de un pH de 2.5, se forma demasiado sulfato de cobre básico, y es posible que se encuentre cobre insuficiente en la solución 21. El método de control primario es la cantidad de ácido en el licor de alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12. A su vez, el nivel de ácido es controlado por el grado de neutralización del rafinato desde la extracción con solvente del rafinato del filtrado de oxidación a presión 29 descrito más adelante. Normalmente, se debe neutralizar de aproximadamente el 25 al 50 por ciento del ácido, dependiendo de la cantidad de ácido que se requiera. El ácido generado durante la etapa de oxidación a presión 12 varía desde un concentrado hasta otro, y de acuerdo con las condiciones empleadas. Si el concentrado produce una gran cantidad de ácido durante la etapa de oxidación a presión 12, entonces la solución de alimentación 25 necesitará menos ácido para alcanzar el resultado deseado. El cobre mínimo (desde la alimentación del concentrado) que debe ir al licor 12 es aproximadamente el 10 por ciento. Debajo del 10 por ciento, el pH cae suficientemente bajo para que las concentraciones de hierro en el filtrado de la oxidación a presión 29 se incrementen rápidamente. Normalmente, el hierro es de aproximadamente 10 a 50 ppm, pero si el pH está debajo de 2 , y desaparece el sulfato de cobre básico en el residuo, entonces se puede incrementar el hierro hasta arriba de l gramo/litro muy rápidamente. Esto es indeseable, debido a que hay varios elementos de impureza tales como As y Sb que solamente se remueven de la solución simultáneamente con la hidrólisis del hierro. Por consiguiente, la ausencia de hierro en solución es una buena garantía de un bajo contenido de impurezas en el filtrado de la oxidación a presión 29. El hierro también es una impureza por sí mismo, que debe evitarse en el circuito de extracción electrolítica 20 tanto como sea posible. Sin embargo, existe otro factor que pone un máximo sobre el Cu en solución. De una manera sorprendente, se ha descubierto que ciertos concentrados realmente se lixivian más completamente si la concentración de cobre es más baja. Se cree que esto se debe bien sea a la formación de CuS secundario, como se describió anteriormente, o a algún otro fenómeno relacionado con malas características de oxidación del mineral primario, calcopirita, en soluciones de alta concentración de cobre. Se encuentra que el azufre elemental, producido durante la reacción en la etapa de oxidación a presión 12, puede recurrir o realmente encapsular las partículas de calcopirita sin reaccionar, y obstaculizar el acceso de los reactivos. Esto da como resultado una mala recuperación de cobre. El fenómeno aparentemente es acentuado por los altos niveles de Cu en solución. Esto se puede superar o mitigar mediante la utilización de tensoactivos como se describió anteriormente. El problema es más severo con algunos concentrados, particularmente de grado alto, que otros. Por consiguiente, para estos concentrados, es deseable limitar la concentración de cobre en el filtrado de oxidación a presión (es decir, más de aproximadamente el 95 por ciento) sobre todo. Para hacer esto, es necesario tener una proporción sustancial del cobre como sulfato de cobre básico, es decir, en un residuo sólido desde la etapa de oxidación a presión 12, más bien que el filtrado de oxidación a presión. Típicamente, del 20 al 40 por ciento del cobre se puede reportar en sólidos, si es necesario, para mantener la concentración de cobre suficientemente baja para obtener una recuperación de cobre. Los concentrados de grado más alto exhiben el problema de una baja recuperación de cobre con un alto contenido de cobre en solución. Por consiguiente, una proporción creciente de cobre debe reportarse en sólidos a medida que se incremente el grado. Las pruebas con tres concentrados diferentes ilustran esta relación: Conc . # %Cu H+/Cu Distribución de Cu. % Molar Licor de PO Residuo de PO Total Recuperado 1 41 0.55 0 100 97.3 2 28 0.70 63 37 95.7 22 0.96 85 15 94.7 La proporción molar de H+/Cu se refiere al H+ en el ácido de alimentación, y al Cu en el concentrado de alimentación. El H+ en el ácido de alimentación se toma como todos los protones disponibles sobre la disociación completa del ácido, inclusive cuando, bajo las condiciones existente, no se disocie completamente el ácido. El H+ mostrado en la tabla es el nivel óptimo encontrado mediante experimentación, para dar los mejores resultados. Para el concentrado #1, que fue un concentrado de grado alto, el proceso elegido es el Modo A, en donde todo el cobre se reporta al licor de lixiviación 33 y ?[Cu2+] = 0. La proporción de H+/Cu es la encontrada como fue necesaria mediante experimentación, para dar el resultado deseado de ?[Cu2+] = 0. Para el concentrado #2 , un concentrado de grado mediano, se eligió el Modo B, pero con una cantidad sustancial del cobre reportándose al sulfato de cobre básico sólido. Esto se logró manteniendo la proporción de H+/Cu suficientemente baja, para que no todo el cobre se disolvieran en el licor. Para el concentrado #3, un concentrado de grado bajo, también se eligió el Modo B, pero en este caso, la cantidad mínima de cobre reportada al residuo, mediante el ajuste de la proporción de H+/Cu, fue suficientemente alta. El residuo desde la etapa de oxidación a presión 12 se lixivia 14 con el rafinato 37, regresando desde la extracción con solvente 16 que es ácido diluido, a el 3-10 gramos/litro de H2S04. Ya que la mayor parte del cobre desde la etapa de oxidación a presión 12 se reporta al filtrado de oxidación a presión 29, y solamente una pequeña fracción del residuo de oxidación a presión, el licor de lixiviación resultante 31 desde la lixiviación atmosférica 14, está muy diluido en cobre. A su vez, esto produce un rafinato diluido 37 desde la extracción con solvente 16. Típicamente, el licor de lixiviación atmosférica 31 es de 3 a 7 gramos/litro de Cu, y de 0.2 a 0.5 gramos/litro de Fe. La pasta resultante de la etapa de lixiviación atmosférica 14 es difícil de filtrar, como fue el caso con el Modo A. Sin embargo, se puede lograr una buena separación de líquido/sólido y lavado, como antes, utilizando una serie de espesantes en una configuración de decantación a contracorriente 34. El agua de lavado 51 es proporcionada por el rafinato desde la extracción con solvente 16, que se neutraliza, como se indica en 46. Esto es similar al Modo A. La única diferencia importante es el tenor más bajo de la solución 33, y el volumen reducido. La solución 33 producida por la etapa de lixiviación atmosférica 14, se somete a la extracción con solvente 16. La solución que contiene cobre 29 desde la etapa de oxidación a presión 12, está sujeta a una etapa de extracción con solvente. Por consiguiente, hay dos operaciones de extracción con solvente, es decir, 16 y 50, que tratan dos corrientes diferentes de licor 33 y 29, respectivamente. Es una característica del proceso de conformidad con la invención, que el extractante orgánico utilizado para efectuar las operaciones de extracción con solvente es común para ambas extracciones con solvente 16 y 50. Como se muestra en la Figura 2, el orgánico separado 125 que viene desde la operación de separación común 44, se introduce primero en el circuito de extracción con solvente 16, que tiene la concentración de cobre más débil en la corriente de alimentación acuosa 33, y por consiguiente, necesita del extractante orgánico para ser tan baja como sea posible en la carga, para ser efectiva. El orgánico cargado 126 desde la extracción con solvente 26, se envía entonces a la extracción con solvente 50, en donde hace contacto con el licor de más alta concentración de cobre 29. No es necesario que la extracción con solvente 50 alcance una alta proporción de extracción, debido a que el rafinato 63 desde esta extracción se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12, como se muestra. Por otra parte, el rafinato 37 desde la extracción con solvente 16 solamente se recicla parcialmente, y una parte se neutraliza 46, para remover el exceso de ácido del circuito. Por consiguiente, es más importante alcanzar una alta recuperación de cobre desde la extracción con solvente 16.

El rafinato 37 desde la extracción con solvente 16 se divide en 36 como en el Modo A, con aproximadamente una tercera parte 121 hacia la neutralización 46, y dos terceras partes 120 recicladas hacia la etapa de lixiviación atmosférica 14. Una diferencia importante del Modo A, es que el rafinato 37 desde la extracción con solvente 16 es suficientemente bajo en cobre, es decir, menos de 100 ppm, de tal manera que no es necesario tener una etapa de extracción con solvente secundaria antes de la neutralización 46, como era el caso en el Modo A. Esto se debe a la más baja concentración de cobre y al volumen de la solución, que permiten que la extracción con solvente 16 sea más eficiente. El orgánico cargado 65 producido por las dos operaciones con solvente 16, 50 en serie, se lava en dos etapas en una forma a contra-corriente, con una solución acuosa acida diluida 122, como se muestra en 42. Esto es primariamente para remover la solución acuosa metida desde el orgánico cargado 65, y en particular, para reducir el contenido de cloruro antes de que el orgánico llegue a la separación en 44. La cantidad de agua de lavado requerida es de aproximadamente del 1 al 3 por ciento de volumen de orgánico. El licor de lavado resultante 47 producido se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12. El orgánico lavado 69 se separa en 44 con el electrolito gastado 55 desde la etapa de extracción electrolítica 20, para proporcionar una solución de cobre pura o el electrolito pregnante 57 para la extracción electrolítica de la manera usual. El rafinato 63 se divide en 70 en dos porciones 72, 74, como sea determinado por la proporción molar requerida de H+/Cu. La porción 72 se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12. La porción 74 se neutraliza a un pH de 2 con piedra caliza en 76, y se filtra 78. El residuo sólido se lava y se desecha, como se muestra en 80. El filtrado 82 se recicla con la porción 72 para formar la solución de alimentación 25 hacia la etapa de oxidación a presión 12. Por consiguiente, una característica novedosa del proceso es el uso de un orgánico común para extraer el cobre de dos licores de alimentación acuosos separados. Esto proporciona economías considerables al bajar los costos de capital y operativos en los circuitos de extracción con solvente. También, permite el uso de cantidades copiosas de agua en el circuito de decantación a contra-corriente de la lixiviación atmosférica, de tal manera que se puede lograr un buen lavado sobre el residuo final, y no obstante, todavía recuperar el cobre de este licor diluido. Se ha descubierto que el grado de oxidación de azufre que se presenta en la etapa de oxidación a presión 12, depende mucho del tipo de concentrado, tal como el grado y la mineralogía del concentrado que se esté tratando, así como las condiciones de la etapa de oxidación a presión 12. Ciertos concentrados exhiben una oxidación de azufre considerablemente más alta, por ejemplo, del 25 al 30 por ciento, es decir, una oxidación del azufre en el concentrado para obtener sulfato, y en efecto es particularmente notable con los concentrados de grado bajo por menos de aproximadamente el 28 por ciento de Cu en peso. El inventor ha descubierto que el significado de esta variación no es tanto en el grado de cobre mismo, sino en la proporción de cobre/azufre en el concentrado. Los principales elementos de impureza en un concentrado de cobre son hierro y azufre, debido al hecho de que los minerales de cobre generalmente se componen de calcopirita, junto con otros minerales, particularmente pirita FeS2, o pirrolita FeS. El Modo del Proceso B trata con el problema de la oxidación del exceso de azufre en la etapa de oxidación a presión 12, cuando se utilizan concentrados de grado más bajo mediante la disolución deliberada del 90 por ciento del cobre, y la minimización de la formación de sulfato de cobre básico. La reacción para la calcopirita es: CuFeS2 + 5/402 + H2S04 ? CuS04 + l/2Fe203 + 2S° + H20 (9) El filtrado 29 desde la etapa de oxidación a presión 12, por consiguiente, contiene altos niveles de sulfato de cobre y cloruro de cobre, y éste se trata en la etapa de extracción con solvente 50 para producir una solución de sulfato de cobre pura que va hacia la etapa de extracción electrolítica 20. Se ha descubierto que existe un límite para la cantidad de oxidación de azufre que puede ser acomodada por el Modo del Proceso B. Si la oxidación de azufre es suficientemente alta, y se genera suficiente ácido durante la oxidación a presión, habrá un excedente de ácido que quede después de la oxidación a presión, inclusive cuando no se agregue ácido a la alimentación, tal como en la forma de rafinato ácido. En esta situación, no solamente todo el cobre del concentrado se convertirá en sulfato de cobre disuelto, sino que también algo del hierro en el concentrado será solubilizado por el excedente de ácido, por ejemplo, como sulfato férrico. Es deseable que el hierro en el concentrado se reporte al residuo de oxidación a presión como hematita estable, Fe203, y no hacia la solución, en donde debe separarse del cobre. Los concentrados típicos tienen una proporción de Fe: Cu de cuando menos 1:1, y por consiguiente, la eliminación eficiente y completa de Fe en una etapa temprana, es un aspecto importante del proceso. Otras impurezas, tales como arsénico, antimonio, etcétera, también se remueven con hierro mediante mecanismos de coadsorción o precipitación.

Se ha descubierto, sin embargo, que algunos concentrados exhiben tanta oxidación de azufre (generación de ácido) que se excede la capacidad de consumo de ácido de la oxidación a presión, y se lixivia algo de hierro hacia la solución, inclusive bajo las condiciones del Modo del Proceso B. Es un objetivo del proceso producir un licor bajo en hierro, típicamente con 0.05 gramos/litro de Fe. Algunos concentrados que se han probado, han producido licores de oxidación a presión con de 1.0 a 12.0 gramos/litro de Fe. De una manera similar, el pH del licor de la oxidación a presión normalmente se dirige para quedar en el rango de 2.0 a 3.5, que corresponde a menos de 1 gramo/litro de ácido libre, pero los concentrados probados han producido licores de oxidación a presión con un pH en la escala de 1.2 a 2.0, que corresponde a 1 a 15 gramos/litro de ácido libre. De conformidad con lo anterior, se ha desarrollado una modalidad adicional del proceso, es decir, el Modo del Proceso C para el tratamiento de los concentrados anteriores, denominados concentrados del "Modo C" . Ahora se describirá en seguida el Modo del Proceso C.

Modo del Proceso C Los concentrados del Modo C que exhiben una fuerte tendencia hacia la oxidación de azufre, y por consiguiente, hacia la generación de ácido, son aquellos con una alta proporción de S:Cu, o más generalmente la proporción de S:M, en donde M = metales base, tales como Cu, Zn, Ni, Co, Pb, etcétera, pero sin incluir Fe, que no consume ácido. Los concentrados de níquel o de níquel/cobre, con frecuencia pueden ser de Modo C, debido a que con frecuencia son de grado bajo, siendo la proporción de S:M con frecuencia de aproximadamente 2:1 o más alta. Algunos concentrados de cobre o de cobre/oro también son de Modo C, y son de grado bajo, debido al alto contenido de pirita. Se ha descubierto que algunos concentrados de cobre/zinc también son altos en pirita, y por consiguiente, también del tipo del Modo C. En general, hay una correlación entre el contenido de pirita (FeS2) y la tendencia hacia el comportamiento del tipo del Modo C. Sin embargo, también hay excepciones a esta tendencia, ya que no todas las piritas reaccionan de la misma manera. Algunas piritas oxidan el azufre más fácilmente que otras. En contraste, la pirrotita (Fe7S8) o la esfarelita de mineral de hierro-zinc (Zn,Fe)S, parecen dar como resultado una oxidación de mucho menos azufre, y por consiguiente, exhiben un comportamiento del Modo del Proceso A ó B. En este modo del proceso, el objeto como con los Modos A y B, es reducir la oxidación de azufre durante la oxidación a presión mediante la adición de sulfato o de ácido sulfúrico. El filtrado de la oxidación a presión resultante de la alta concentración de ácido, tendrá altos niveles de hierro disuelto y bajos niveles de cobre disuelto. Por consiguiente, se agrega un agente neutralizante, tal como cal o piedra caliza, para neutralizar la pasta de oxidación a presión antes de la filtración. El Modo del Proceso C es esencialmente un caso especial del Modo del Proceso B, con dos diferencias importantes. Primero, todo el rafinato 63 (Figura 2) se neutraliza, antes de regresar esta corriente a la oxidación a presión 12, es decir, no hay división del rafinato, neutralizándose una parte, y desviándose la otra parte de la neutralización. Segundo, la pasta de la oxidación a presión antes de la filtración 24 del residuo de lixiviación, se somete a un paso de neutralización extra, la "neutralización de la oxidación a presión", para neutralizar el exceso de ácido y precipitar cualquier Fe en solución en este momento. Una oportunidad conveniente para la neutralización de oxidación a presión, es en un tanque de acondicionamiento después de la evaporación 22 hacia la presión atmosférica, cuando la pasta está en o cerca del punto de ebullición de la solución, es decir, de aproximadamente 80°C a 95°C. Sin embargo, existe un problema inherente con esto, es decir, la formación indeseada de depósitos de yeso en las siguientes operaciones de la unidad corriente abajo desde la neutralización, en donde las temperaturas son más bajas. Los depósitos de yeso debido a que la solubilidad del sulfato de calcio es más baja, ocasionan la supersaturación de sulfato de calcio una vez que se reduce la temperatura. Si la neutralización anteriormente descrita se realiza sobre una pasta de 80°C a 95°C, utilizando piedra caliza, entonces la solución resultante se saturará con sulfato de calcio a esa temperatura. Si la solución resultante se enfría subsecuentemente a 40-50°C para la extracción con solvente, entonces la solubilidad del sulfato de calcio se reduce notablemente, y en consecuencia, habrá una precipitación lenta del sulfato de calcio sólido, más posible la forma de dihidrato conocida como yeso, CaS04«2H20. Se sabe bien que este yeso forma una incrustación tenaz en las tuberías, válvulas, tanques, etcétera, y ocasiona severos problemas operativos en una planta comercial. Este problema se ha resuelto mediante la realización de la neutralización adentro de la autoclave o del recipiente a presión 300 (Figura 3) , a la conclusión de la etapa de oxidación a presión 12, cuando la temperatura es de aproximadamente 115°C a 160°C. Se ha descubierto que en esta escala de temperatura, la solubilidad del sulfato de calcio es igual a, o más baja que, a las temperaturas más bajas, en donde tiene lugar la extracción con solvente. Por consiguiente, el nivel de saturación para el sulfato de calcio producido durante la neutralización es igual a, o más bajo, que en cualquier etapa subsecuente del proceso, y no se presenta supersaturación, debido a una caída de temperatura. De esta manera, se eliminan los problemas de la incrustación con yeso. El recipiente de presión 300 en el presente ejemplo, tiene cinco compartimientos 302. Para lograr la neutralización adentro del recipiente de presión 300, se ha descubierto que es preferible utilizar pasta de cal apagada, Ca(OH)2, en lugar de piedra caliza, CaC03, como el agente neutralizante activo, como se indica en 304 en la Figura 3. La cal apagada evita la formación de gas de dióxido de carbono, C02, que está aunado a la reacción de la piedra caliza con ácido. El gas de C02 ocupa un gran volumen de espacio adentro del recipiente de presión 300, de otra manera necesario para el oxígeno, y efectivamente desactiva la reacción de oxidación a presión deseada. Para utilizar cal apagada en un recipiente de reacción continua, es necesario bombearla hacia adentro del recipiente de presión 300 en la forma de pasta acostumbrada con del 10 al 20 por ciento de sólidos en agua, hacia los últimos compartimientos 302 del recipiente 300. Por consiguiente, es benéfico realizar la oxidación a presión en los primeros tres o cuatro compartimientos 302, y bombear la pasta de cal apagada hacia los últimos, o el último salvo un compartimiento 302. El concentrado, H2S04, el cloruro, y el oxígeno, se introducen en la autoclave 300, como se indica en 306, 307, y 308, respectivamente. La cantidad de cal apagada que se va a utilizar, se determina por la cantidad de ácido y hierro que se van a neutralizar, y la cantidad de cobre que se puede necesitar precipitar en la forma de sulfato de cobre básico. En general, es deseable terminar la oxidación a presión 12 sin ácido libre, y virtualmente sin hierro en solución, es decir, menos de 10 ppm de Fe, y a un pH de aproximadamente 2.5 a 4.0. Como ya se indicó anteriormente, es importante mantener la adición de agua al sistema en un mínimo. Esto también se aplica a la neutralización de la oxidación a presión utilizando Ca(0H)2 (cal apagada). Normalmente, un contenido de sólidos de aproximadamente el 10 al 20 por ciento es el máximo que puede ser tolerado antes de que la viscosidad de la pasta de cal apagada llegue a ser demasiado difícil de manejar. Este es particularmente un problema cuando hay Ni presente en el concentrado en donde el consumo de Ca(0H)2 es alto. Este problema se puede superar mediante la adición de un modificador de viscosidad, tal como cáustico, potasa, o lignosol. Esto reduce efectivamente la viscosidad, de tal manera que se puede tolerar un contenido de sólidos del 30 por ciento o más alto. La pasta resultante (indicada en 309) , ahora a un pH de 2.5 a 4.0, se evapora en dos etapas a la presión atmosférica, y luego se filtra (24) (Figura 2) . La torta del filtro se lava para remover el licor metido (Cu, Cl) tanto como sea práctico. La torta del filtro que ahora contiene sulfato de calcio sólido, producido a la temperatura de oxidación a presión, junto con otros sólidos, tales como hematita, azufre elemental, y sulfato de cobre básico, procede hacia la lixiviación atmosférica 14, en donde se lixivia cualquier cobre precipitado como es usual, a un pH de aproximadamente 1.5 a 1.8, y el residuo resultante se lava completamente en el circuito de decantación a contra-corriente 34. El filtrado 29 desde la filtración de oxidación a presión se trata como en el modo del proceso B para la remoción de Cu mediante la etapa de extracción con solvente 50, produciendo un rafinato 63, que entonces va a la neutralización 76, como antes, y luego se recicla de regreso hasta la oxidación a presión 12, pero sin la división del rafinato 70, como se indicó anteriormente. Aunque la etapa de oxidación a presión 12 es catalizada por cloruro, no utiliza una solución de cloruro fuerte por ejemplo, en la modalidad preferida solamente se necesitan aproximadamente 12 gramos/litro, que soportarán aproximadamente 11 gramos/litro de Cu ó Zn como la sal de cloruro respectiva. Si se necesita o se produce una concentración más alta de metales, es como la sal de sulfato.

Por consiguiente, las soluciones producidas mediante la etapa de oxidación a presión 12 son en general mezclas de las sales de sulfato y cloruro, y no cloruros puros. Se realizaron pruebas sobre un mineral de sulfuro de grado bajo para investigar el efecto de la neutralización de oxidación a presión. En una primera prueba, que se operó de acuerdo con el Modo B sin neutralización, la alimentación a la autoclave comprendió 10.7 gramos/litro de ácido libre, 12 gramos/litro de Cu, y 12.5 gramos/litro de cloruro en solución. El filtrado de la oxidación a presión resultante 29 después de la filtración estuvo en un pH de 1.72, con una concentración de cobre de 48 gramos/litro, y hierro disuelto presente en una cantidad de 2,350 ppm. El residuo sólido enviado a la lixiviación atmosférica 14 contuvo el 2.0 por ciento de Cu. En una segunda prueba, sobre el mismo concentrado de grado bajo, que se operó de acuerdo con el Modo C, con un paso de neutralización en la autoclave, la alimentación a la autoclave comprendió 16.0 gramos/litro de ácido libre, 14 gramos/litro de C, y 12 gramos/litro de cloruro en solución. El filtrado de la oxidación a presión resultante 29 estuvo en un pH de 3.05, con una concentración de cobre de 42 gramos/litro, y solamente 25 ppm de hierro en solución. El residuo sólido contuvo el 6.5 por ciento de Cu. No se encontró problema alguno con la precipitación de yeso posteriormente en las etapas de temperatura más baja del proceso. En ambas pruebas, la oxidación de azufre, es decir, la oxidación del azufre en el concentrado para obtener sulfato, fue de aproximadamente el 27 al 30 por ciento. Estas pruebas ilustran que es posible controlar el pH mediante la neutralización en la autoclave, minimizando de esta manera el contenido de hierro en el filtrado de la oxidación a presión, sin el problema de la precipitación de yeso en el sistema. Haciendo referencia a la Figura 4, se muestra una modalidad del proceso que es adecuada para el tratamiento de los concentrados de cobre-zinc con de aproximadamente el 20 al 25 por ciento de Cu, y de aproximadamente el 1 al 10 por ciento de Zn. El proceso similar al Modo del Proceso B de la Figura 2, y nuevamente se utilizan numerales de referencia iguales para indicar los pasos correspondientes. La Figura 4 está menos detallada que la Figura 2. Se ha descubierto que se puede lograr una buena extracción de Zn en la etapa de oxidación a presión 12, si se agrega suficiente ácido a la solución de alimentación para mantener el pH final de la pasta bajo de aproximadamente un pH de 2. De otra manera, las condiciones son similares a las de los concentrados de Cu que se tratan mediante el proceso de la Figura 2, es decir, a 150°C a 200 psig (1400 kPa) de 02, en 12 gramos/litro de Cl.

En el proceso del tipo del Modo B, el Cu se solubiliza primariamente durante la etapa de oxidación a presión 12, y se extrae mediante la extracción con solvente de Cu 50. Esta etapa de extracción con solvente 50 se opera en conjunto con la etapa de extracción con solvente de Cu 16, en donde el Cu se extrae del licor de lixiviación que viene desde la etapa de lixiviación atmosférica 14, como se describe con referencia a la Figura 2 anterior. Las extracciones con solvente 50, 16, producen una solución de cobre concentrada que se trata en una etapa de extracción electrolítica 20, como se describió anteriormente. El residuo 35 desde la etapa de lixiviación atmosférica 14 se trata para la recuperación de azufre y metales preciosos (39) , como se describirá más adelante con referencia a la Figura 5. El rafinato 37 desde la extracción con solvente de Cu 16, se divide en dos corrientes 120 y 121, en la proporción de 2/3 a 1/3, como en la modalidad de la Figura 2. La corriente 120 se recicla hacia la lixiviación atmosférica 14, mientras que la corriente 121 se somete a neutralización 46, a un pH de aproximadamente 4, y luego se somete a una separación de líquido/sólido 48. El rafinato 63 desde la extracción con solvente de Cu 50, se somete a neutralización 76 a un pH de 2 con piedra caliza, y luego se somete a una separación de líquido/sólido 78. El residuo de yeso sólido 80 se desecha con el residuo de yeso 53 desde la separación de líquido/sólido 48. La fase liquida desde la separación de líquido/sólido 78, se somete, con la fase líquida desde la separación de líquido/sólido 48, a la extracción con solvente 246, con un extractante de zinc adecuado, tal como DEHPA, para producir un orgánico cargado con Zn. Esta corriente orgánica se purifica cuidadosamente de Cu, Co, Cd, Cl, etcétera, antes de separarse con el ácido gasto de una etapa de extracción electrolítica de zinc subsecuente. La purificación se puede efectuar mediante la depuración del orgánico cargado utilizando una solución acuosa de ZnS04. El rafinato se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12. El rafinato desde la extracción con solvente de Zn se recicla hacia la etapa de oxidación a presión 12. Cualesquiera trazas de DEHPA dejadas en el rafinato, se someterán a las condiciones altamente oxidantes de la etapa de oxidación a presión 12, para contrarrestar la contaminación del extractante de cobre LIXMR con DEHPA. Se ha descubierto que la contaminación del reactivo LIXMR con DEHPA da como resultado el deterioro del primer reactivo. La recuperación de metales preciosos, tales como oro y plata, se describirá ahora con referencia a las Figuras 5A y B. Este proceso involucra el tratamiento de la corriente residual final 35 de las Figuras 1, 2, y 4.

Los metales preciosos no se lixivian durante la etapa de oxidación a presión 12, sino que quedan en el residuo sólido 35 restante después de la etapa de lixiviación atmosférica 14. Con el objeto de facilitar la recuperación del metal precioso, se realiza la evaporación 22 desde la etapa de oxidación a presión 12 en dos etapas. La primera etapa es a una temperatura ligeramente mayor que el punto de congelación del azufre elemental, es decir, de aproximadamente 120°C a 130 °C, con una presión de vapor correspondiente de aproximadamente 10 a 20 psig (7-14 kPa) . El proceso de preferencia se realiza en un modo continuo, siendo el tiempo de retención de la primera etapa de evaporación de aproximadamente de 10 a 30 minutos. La segunda etapa de evaporación es a la presión atmosférica, y de aproximadamente 90°C a 100°C, con un tiempo de retención nuevamente de cuando menos 10 minutos. Esto permite que el azufre elemental, que todavía está fundido en la primera etapa de evaporación, se convierta en una de las fases sólidas, tales como la fase cristalina ortorrómbica estable. Este procedimiento facilita la producción de cristales limpios de azufre elemental, lo cual es importante para la recuperación de los metales preciosos desde el residuo de la lixiviación. El residuo de la lixiviación 35, ahora producido por la etapa de lixiviación atmosférica 14 contiene, en adición a los metales preciosos, hematita, azufre elemental cristalino, sulfuros sin reaccionar (pirita) , y cualesquiera productos adicionales que puedan resultar del concentrado particular que se esté utilizando, por ejemplo, yeso e hidróxidos de hierro. Se cree que el oro en el residuo 35 en gran parte no es tocado por el proceso, y más posiblemente está en el estado nativo. Sin embargo, la plata se oxida en la etapa de oxidación a presión 12, y probablemente está presente como una sal de plata, tal como cloruro de plata o sulfato de plata. Se ha descubierto que la cianuración convencional no lixivia el oro bien del residuo 35. Se cree que esto se debe a la encapsulación del oro en partículas de mineral, tales como pirita. Sin embargo, el oro se puede liberar mediante la oxidación a presión de estos minerales, referida como "lixiviación oxidativa total" o "lixiviación de pirita". Con el objeto de efectuar esta lixiviación sin oxidar el azufre elemental también contenido en el residuo 35, el proceso comprende el paso de remover tanto del azufre elemental como sea posible. Primero, en virtud de la evaporación de dos etapas, se producen cristales de azufre de buena calidad. Segundo, el residuo de la lixiviación 35 se somete a flotación de espuma 402, para producir un concentrado de flotación rico en azufre 404, y una cola de flotación agotada de azufre 406. La cola 406 se somete a una separación de sólido/líquido 408 para producir un líquido que se recircula hacia un tanque de acondicionamiento 410 corriente arriba del paso de flotación 402, y un sólido 412 que se envía a la etapa de lixiviación oxidativa total 414. El concentrado de la flotación 404 se filtra (416) , se seca hasta una baja humedad, y luego se funde en un paso de fundición 418 de aproximadamente 130°C a 150°C, para producir una pasta 420 de azufre líquido y partículas de minerales sólidos. La pasta 420 se filtra (422) para remover el azufre líquido, el cual entonces se enfría (424) para producir un producto de azufre elemental 426. El azufre enfriado se puede someter a un paso de purificación de azufre opcional 425 para remover las impurezas, tales como selenio y telurio del mismo. El residuo sólido desde la filtración 422 se somete a un paso de extracción de azufre en caliente 428 a 90°C con queroseno u otro extractante adecuado, tal como percloroetileno. La pasta caliente resultante se filtra (430) para producir un residuo bajo en azufre (menos del 5 por ciento de azufre elemental) 432, el cual se envía a la lixiviación oxidativa total 414. El filtrado caliente se enfría (434) para reducir la solubilidad del azufre, produciendo S° cristalino, el cual se filtra en 436, para regresar el queroseno que se recicla hacia el paso de extracción de azufre 428. Se realizó una prueba en donde se procesaron 100 gramos del residuo de la lixiviación atmosférica 14 conteniendo el 25.1 por ciento de azufre elemental (S°) , y el 3 por ciento de sulfuro, a través de la flotación 402, la fundición 418, y la extracción 428. Esto produjo 73.8 gramos de un residuo desulfurizado (material de alimentación para la lixiviación de oxidación total 414) conteniendo el 1.9 por ciento de S° y el 4.1 por ciento de sulfuro, es decir, un total del 6 por ciento de azufre total. El residuo desulfurizado contuvo el 5.9 por ciento del azufre elemental (S°) en el residuo de la lixiviación original, es decir, se recuperó el 94.1 por ciento hasta un producto de azufre elemental puro. La lixiviación oxidativa total 414 se realiza a aproximadamente 200°C-220°C y a 50-150 psig (345-1035 kPa) de presión parcial de oxígeno, suficiente para oxidar completamente todo el azufre y los compuestos de metal hasta las valencias más altas, respectivamente. Por consiguiente, todo el azufre y la pirita se oxidan para obtener sulfato. La oxidación se produce en condiciones acidas, tales como produciéndose el ácido en el sitio. La reacción es altamente exotérmica, y en general se puede alcanzar la temperatura operativa deseada inclusive con una pasta de alimentación fría, en el entendido de que haya suficiente combustible presente como azufre en la alimentación sólida. Típicamente, será suficiente de aproximadamente el 6 al 10 por ciento de azufre total con un porcentaje normal de sólidos en la pasta de alimentación. Después de la lixiviación oxidativa total 414, la pasta se somete a neutralización 437 a un pH de 2 a 3 con piedra caliza, y luego se filtra (438) para producir un residuo sólido que contiene metales preciosos, y un filtrado que es generalmente ácido, y que puede contener valores de metal base, tales como cobre, que se pueden extraer mediante un paso de extracción con solvente opcional 440, y se envía al circuito de extracción con solvente principal. El rafinato resultante se recicla hacia la lixiviación de oxidación total 414, como se indica en 442. Antes de la cianuración 444, los sólidos desde la filtración 438 se pueden someter a un paso de ebullición de cal opcional 443, para facilitar la recuperación de plata durante la cianuración 444, mediante la descomposición de los compuestos de jarosita de plata formados durante la lixiviación oxidativa total 414. Los metales preciosos están en los sólidos que quedan después de la filtración 438. Ahora que se han descompuesto la pirita y otros minerales encapsuladores en el concentrado original, los metales preciosos son susceptibles a la cianuración 444.

En el paso de cianuración 444, los sólidos se lixivian con NaCN bajo condiciones alcalinas. Con el objeto de efectuar esto, los sólidos se forman en una pasta con una solución de cianuro para formar una pasta con del 30 al 40 por ciento de sólidos. Se agregan NaCN y cal apagada adicionales, según se requieran, para mantener una concentración mínima de NaCN de aproximadamente 0.2 a aproximadamente 0.5 gramos/litro de NaCN, con un pH de aproximadamente 10. La temperatura es la ambiental, y normalmente se requieren de aproximadamente 4 a 8 horas de tiempo de retención en el modo de operación continua. Tanto el oro como la plata se reportan en un alto rendimiento a la solución de cianuro, y se recuperan típicamente mediante el proceso establecido del circuito de carbón en pulpa, en donde se agrega carbón activado a la pasta de cianuro para absorber los metales preciosos, sin la necesidad de filtración. El carbón cargado, ahora rico en metales preciosos, se separa mediante cernido (445) , y la pulpa de barrena se desecha a la cola. El carbón cargado se trata mediante los métodos establecidos para recuperar el contenido de metales preciosos mediante un proceso de lixiviación/extracción electrolítica/fundición (447) . El producto generalmente es metal Dore que contiene tanto oro como plata, el cual se envía a una refinería de oro 449 para la separación final del oro de la plata. El carbón de barrena desde un paso de regeneración de carbón 451 después de la recuperación de los metales preciosos, se recicla hacia el circuito de carbón en pulpa 444. La recuperación global de los metales preciosos mediante el proceso total es generalmente de más del 90 por ciento, y bajo condiciones óptimas, se aproxima al 99 por ciento. Se realizó una prueba en donde se procesó el residuo de sulfurizado en una lixiviación oxidativa total 414 a 220°C durante 2 horas bajo una presión de oxígeno, y luego se despresurizó y se enfrió a la temperatura ambiente. La pasta resultante se neutralizó hasta un pH de 10 con piedra caliza, y luego se filtró. La torta del filtro se lixivió entonces con una solución de cianuro bajo condiciones convencionales, para lixiviar el oro y la plata. La extracción de oro después de la lixiviación oxidativa total 414 y de la cianuración 444, fue del 97 por ciento, con solamente un consumo de 1.0 gramo/tonelada de NaCN. En comparación, la extracción de oro sobre un residuo que no se había oxidado en la lixiviación oxidativa total 414, fue solamente del 34 por ciento, y el consumo de cianuro fue extremadamente alto, de 19.0 kilogramos de NaCN/tonelada.

Claims (24)

REIVINDICACIONES

1. Un proceso para la extracción de cobre a partir de un mineral o concentrado de cobre de sulfuro, el cual comprende los pasos de: someter al mineral o concentrado, junto con una fuente de iones de bisulfato o de sulfato, a una oxidación a presión, a una temperatura de aproximadamente 115°C a aproximadamente 160°C, en la presencia de oxígeno y de una solución acida que contiene iones de haluro, para obtener una pasta de oxidación a presión resultante; someter a la pasta a un paso de separación de líquido/sólido, para obtener una solución de oxidación a presión resultante, y un residuo sólido; y recuperar el cobre de la solución de oxidación a presión, o el residuo sólido; caracterizado porque la solución de oxidación a presión se recicla hasta la oxidación a presión, y la concentración de cobre en la solución de oxidación a presión que se recicla, se mantiene en un valor previamente determinado.

2. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 1, en donde la concentración de cobre en la solución de oxidación a presión que se recicla, se mantiene en un valor en la escala de 10 a 15 gramos/litro.

3. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 1, caracterizado porque la concentración de cobre en la solución que se recicla, se controla sometiendo a la solución a una extracción con solvente de cobre, antes de reciclarse, para producir una solución de cobre y un rafinato ácido, y se recicla el rafinato.

4. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 3 , el cual comprende además el paso de someter cuando menos a una porción del rafinato a una neutralización parcial para bajar la concentración de iones de hidrógeno en el rafinato, antes de reciclar el rafinato.

5. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 4, en donde la neutralización parcial se efectúa con piedra caliza.

6. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 4 ó 5, en donde la concentración de cobre en la solución de oxidación a presión resultante de la oxidación a presión, se controla mediante el control de la concentración de iones de hidrógeno en el rafinato que se está reciclando, por medio de la neutralización parcial del rafinato.

7. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 1, en donde la oxidación a presión se efectúa en la presencia de un tensoactivo.

8. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 1, el cual comprende además el paso de bajar la viscosidad del azufre líquido en la oxidación a presión, mediante la introducción de un tensoactivo en la oxidación a presión.

9. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 8, en donde el tensoactivo se agrega a la solución de oxidación a presión que se recicla hacia la oxidación a presión.

10. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 9, en donde el tensoactivo se agrega en una cantidad de aproximadamente 0.1 gramos/litro a aproximadamente 3 gramos/1itro.

11. Un proceso de acuerdo con cualquiera de las reivindicaciones 7 a 10, en donde el tensoactivo se selecciona a partir de sulfonato de lignina, quebracho, y sus derivados.

12. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 1, en donde el haluro es cloruro o bromuro.

13. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 12, en donde el haluro es cloruro, y la concentración de los iones de cloruro en la solución acida es de aproximadamente 12 gramos/litro.

14. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 3, en donde el mineral o el concentrado también contiene zinc junto con cobre, y que además comprende el paso de someter al rafinato desde la extracción con solvente de cobre a una extracción con solvente, antes de reciclar el rafinato, con un extractante de zinc, para obtener una solución de zinc concentrada para la extracción electrolítica.

15. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 14, el cual comprende además el paso de someter al rafinato a neutralización antes de la extracción con solvente de zinc.

16. Un proceso de acuerdo con las reivindicaciones anteriores, en donde el mineral o el concentrado también contiene metales preciosos, y que además comprende los pasos de: remover el azufre elemental del residuo sólido resultante de la oxidación a presión, para obtener un residuo bajo en azufre elemental; y someter al residuo bajo en azufre elemental a una lixiviación oxidativa, para oxidar el azufre elemental y los minerales de sulfuro presentes en el residuo bajo en azufre, para producir un residuo para la extracción de los metales preciosos a partir del mismo.

17. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 16, en donde la remoción de azufre comprende los pasos de: someter al residuo sólido resultante de la oxidación a presión, a flotación de espuma, para producir un concentrado de flotación rico en azufre, y una cola de flotación agotada de azufre; y someter al concentrado de la flotación a extracción de azufre, con un extractante de azufre, para producir el residuo bajo en azufre elemental.

18. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 17, en donde la cola de flotación agotada de azufre se somete a una separación de sólido/líquido, para producir un líquido, el cual se recircula hacia la flotación de espuma, y un sólido que se somete a la lixiviación oxidativa.

19. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 17, en donde la extracción de azufre del concentrado de flotación se efectúa a una temperatura de aproximadamente 90°C a 150°C.

20. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 19, en donde el extractante de azufre se selecciona a partir del grupo que consiste en queroseno y percloroetileno.

21. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 16, en donde la lixiviación oxidativa se realiza a una temperatura de aproximadamente 200°C a 220°C, y a una presión parcial de oxígeno de aproximadamente 500 a 1200 kPa bajo condiciones acidas.

22. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 16, en donde, antes de la remoción de azufre, la pasta de oxidación a presión se evapora a la presión atmosférica en una evaporación de dos etapas, en donde la primera etapa es a una temperatura mayor que el punto de congelación del azufre elemental.

23. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 22, en donde la evaporación de la primera etapa es a una temperatura de aproximadamente 120°C a 130°C, y a una presión de vapor de aproximadamente 170 kPa a aproximadamente 240 kPa.

24. Un proceso de acuerdo con la reivindicación 22 o con la reivindicación 23, en donde la evaporación de la segunda etapa es a una temperatura de aproximadamente 90°C a 100°C, y a la presión atmosférica.