ES2301419B2 - Proceso de lixiviacion para concentrados de cobre. - Google Patents
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Abstract
Método para lixiviar cobre a partir de concentrados que contiene sulfitos, tales como calcopirita, que incluye utilizar pirita como catalizador para la reduccion férrica con objeto de eliminar la pasivación de la superficie de la calopirita, siendo llevado a cabo el proceso bajo condiciones en las cuales la pirita no está oxidada a un nivel adecuado. La lixiviacion se lleva a cabo en un medio de sulfato ácido y puede incluir oxidación por un gas que contiene oxígeno. El cobre lixiviado es recuperado entonces, por ejemplo, por extracción del solvente y extracción electrolítica. El proceso de lixiviación puede resultar en la extracción completa de cobre a presion atmosférica en tan solo cuatro horas.
Description
Proceso de lixiviación para concentrados de
cobre.
La invención se refiere a métodos para lixiviar
cobre a partir de concentrados de cobre que contienen sulfitos. Más
específicamente se refiere a un proceso hidrometalúrgico para la
extracción del cobre a partir de un concentrado de cobre que
contiene sulfito, que incluye concentrados de mezclas de sulfitos,
en particular a partir de los concentrados que contienen calcopirita
(CuFeS_{2}).
Como es conocido en la técnica, la calcopirita
es un semiconductor, y por lo tanto se corroe electromagnéticamente
en soluciones oxidantes. En un medio de sulfato férrico, la reacción
de lixiviación total es la siguiente:
CuFeS_{2} \
(s) + 2 \ Fe_{2}(SO_{4})_{3} \ (a)
\hskip0.3cm\rightarrow
\hskip0.3cmCuSO_{4} \ (a) + 5 \ FeSO_{4} \ (a) + 2 \ S^{0} \ (s)
Esta reacción se puede representar como una
combinación de reacción de semicelda anódica y reacción de
semicelda catódica:
- Reacción de semicelda anódica:
- CuFeS_{2} {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm Cu^{2} + Fe^{2+} + 2 S^{0} + 4 e^{-}
- Reacción de semicelda catódica:
- 4 Fe^{3+} + 4 e^{-} {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm 4 Fe^{2+}
El documento US 6.277.341 (Pinches y cols.)
divulga un proceso para lixiviar cobre a partir de calcopirita en
un medio de sulfato férrico en el cual el potencial de disolución
de la calcopirita es controlado dentro del rango de
350-450 mV frente a un electrodo estándar Calomel
de referencia. Sin embargo, solo estuvieron presentes bajos
niveles de pirita, siendo típicamente considerada la pirita como un
componente indeseable de los concentrados de
sulfitos.
sulfitos.
El documento WO 01/31072A1 (Pinches y cols.)
divulga un método de operación de un proceso de
bio-lixiviación para la lixiviación de minerales o
concentrados que contienen sufitos. Una suspensión de
bio-lixiviación, la cual incluye oxígeno disuelto,
dióxido de carbono disuelto, sulfito y microorganismos es sometida
a una etapa de bio-lixiviación y el potencial redox
de la suspensión es controlado dentro de un rango
predeterminado.
Ahonen y cols. en "Catalitic Effects of Silver
in the Microbiological leaching of Finely Ground
Chalcopyrite-Containing Ore Materials in Shake
Flasks". Hidrometallurgy, Vol. 24, nº 2, 1990, págs.
219-236 divulga un proceso para mejorar la
lixiviación de muestras que contienen calcopirita, pirrotina,
esfalerita y pirita. La adición de plata bien como sal sulfato o
nitrato, mejora la lixiviación bacteriana del cobre a partir de la
calcopirita.
El problema fundamental con la oxidación de
calcopirita es que las superficies de calcopirita mineral son
inertes (es decir, pueden llegar a ser resistentes a la ruptura
electromagnética) a potenciales de disolución por encima de un
cierto nivel (generalmente se considera que está alrededor de 550 a
600 mV frente a Ag/AgCl). Se reconoce ampliamente que esto
proviene de la formación de algún tipo de película inerte sobre la
superficie del mineral que muy probablemente consiste en una forma
alterada de calcopirita, reducida parcialmente en Fe. Debido a
esto, la mayoría de los investigadores han asumido que es la
reacción de semicelda anódica (es decir, la reacción de ruptura del
mineral) la que limita la tasa total de lixiviación. Sería deseable
proporcionar un proceso de lixiviación en el que se reduzca dicha
pasivación.
Se ha descubierto que es básicamente la reacción
de semicelda catódica (es decir, la reducción férrica) la cual es
lenta sobre la superficie de calcopirita, y han determinado que la
presencia de una superficie catalítica alternativa para la
reducción férrica en contacto eléctrico con la calcopirita
proporciona un mecanismo mediante el cual se puede eliminar la
pasivación de la calcopirita en una disolución de sulfato de hierro
mezclado.
En términos generales, el método de la invención
incluye las etapas de proporcionar un catalizador para el proceso
de lixiviación, por ejemplo, pirita (FeS_{2}), y la lixiviación
del cobre a partir de concentrados de cobre que contienen sulfito
en presencia del catalizador. La etapa de lixiviación se lleva a
cabo en una disolución de lixiviación de sulfato acidificado, por
ejemplo una disolución de lixiviación de sulfato férrico, bajo
condiciones en las cuales la pirita no está oxidada de forma
relevante. El proceso puede incluir la aplicación de un agente
oxidante, por ejemplo oxígeno en la forma de aire o gas de
O_{2}.
Una vez que el cobre es lixiviado a partir del
concentrado, es aconsejable recuperar el cobre a partir de la
disolución lixiviada. Preferentemente, se lleva a cabo una primera
etapa de separación sólida-líquida, separando una
disolución líquida que contiene el cobre a partir de un residuo
sólido. El cobre puede ser recuperado entonces a partir de la
disolución líquida mediante medios convencionales, tales como
extracción del solvente y extracción electrolítica
(SX-EW), o mediante reducción con gas de
hidrógeno.
En el proceso, una cantidad significativa
(mediante porcentaje de masa) de pirita está presente con el
concentrado durante la lixiviación. Bajo condiciones apropiadas,
mediante este método se puede virtualmente alcanzar la extracción
completa de cobre en un período de tan solo cuatro horas. Se cree
que este es el período más corto en el que alguien ha podido
lixiviar calcopirita hasta la terminación bajo condiciones
atmosféricas en un medio de sulfato sin la ayuda de trituración
ultrafina.
De acuerdo con una realización, la invención
proporciona un método para recuperar cobre a partir de concentrado
de calcopirita. Se proporciona una mezcla que comprende concentrado
de calcopirita particulada y pirita particulada. La relación en
peso de la calcopirita a la pirita en la mezcla está en el rango de
menos de 3:1 a 1:20. El cobre es lixiviado a partir de la mezcla en
una disolución de lixiviación de sulfato ácido, en presencia de un
gas que contiene oxígeno, bajo condiciones en las cuales la pirita
está sustancialmente no oxidada, para producir una disolución que
contiene iones de cobre. El cobre lixiviado se recupera entonces a
partir de la disolución.
De acuerdo con otra realización, la invención
proporciona un método adicional de recuperación de cobre a partir de
concentrado de calcoprita. El concentrado de calcopirita
particulada y pirita particulada es añadido a una disolución de
lixiviación de sulfato ácido. La relación en peso de la calcopirita
a la pirita que se está añadiendo está en el rango de menos de 3:1
a 1:20. El cobre se lixivia a partir de la calcopirita en la
disolución de lixiviación, en presencia de un gas que contiene
oxígeno, bajo condiciones en las cuales la pirita está
sustancialmente no oxidada, para producir una disolución que
contiene iones de cobre. El cobre lixiviado se recupera entonces a
partir de la disolución.
De acuerdo con aún otra realización de la
invención, la invención proporciona un método adicional de
recuperación de cobre a partir de concentrado de calcoprita. El
concentrado de calcopirita particulada y pirita particulada es
añadido a una disolución de lixiviación de sulfato ácido. El cobre
se lixivia a partir del concentrado de calcoprita en la disolución
de lixiviación, en presencia de un gas que contiene oxígeno, bajo
condiciones en las cuales la pirita está sustancialmente no
oxidada, mientras mantiene la pirita a una concentración de al menos
10 gramos por litro de disolución de lixiviación mediante la
adición de pirita a la disolución de lixiviación. Esto produce una
disolución que contiene iones de cobre, y el cobre lixiviado se
recupera a partir de la disolución.
La figura 1 corresponde a un diagrama de flujo
para el proceso de lixiviación del concentrado de cobre.
Las figuras 2(a) y (b) son gráficos de la
conversión del cobre frente al tiempo de reacción y el potencial de
disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, para
reacciones de lixiviación que se llevan a cabo con y sin la
pirita.
Las figuras 3(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
demuestran el efecto del tamaño de partícula del mineral y del
potencial de disolución inicial.
Las figuras 4(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
demuestran el efecto del tamaño de partícula de mineral y muestran
el potencial de disolución inicial en ausencia de pirita.
Las figuras 5(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
muestran el efecto de diferentes fuentes de pirita.
Las figuras 6(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
muestran el efecto de la densidad de la pulpa.
Las figuras 7(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
muestran el efecto de la velocidad del impulsor y la elección de
aire o de oxígeno como oxidante primario.
Las figuras 8(a) y (b) son gráficos de la
concentración de cobre frente al tiempo de reacción y el potencial
de disolución frente al tiempo de reacción, respectivamente, que
muestran el efecto de la concentración de ácido, la densidad de la
pulpa y la relación de masas de calcopirita:pirita.
En el método descrito en la presente, la pirita
es un proveedor efectivo y conveniente de una superficie
alternativa para la reducción férrica; efectivo porque las
adiciones de masa de pirita de dos a cuatro veces las de
calcopirita proporcionan extracciones finales de cobre dos a cuatro
veces más altas que sin pirita, y conveniente porque dichos niveles
de pirita ya están presentes a menudo en los minerales de
calcopirita. Además, el nivel de pirita requerido en el reactor
puede alcanzarse en muchos casos simplemente haciendo flotar un
concentrado de pirita/calcopirita y enviando este concentrado
directamente al circuito de lixiviación. Esto tiene la ventaja
agregada de minimizar las pérdidas de cobre en el circuito de
flotación. Si los niveles de pirita en el mineral son inadecuados,
puede añadirse pirita al concentrado de calcopirita y/o se puede
implementar un flujo de reciclado de pirita. El presente proceso de
lixiviación se lleva a cabo consecuentemente usando una mezcla que
comprende un concentrado de calcopirita particulada y pirita
particulada, entendiéndose que la referencia hecha en la presente a
dicha "mezcla" incluye tanto a las composiciones en las cuales
se agrega específicamente pirita al concentrado como aquellas en
las cuales ya está presente en el concentrado a un nivel
suficiente y no se tiene, por tanto, que agregar.
La pirita es más efectiva como un catalizador
galvánico cuando se comporta estrictamente como un cátodo. Por
consiguiente, el proceso de lixiviación se lleva a cabo bajo
condiciones en las cuales la pirita no se oxida hasta un grado
sustancial, es decir, no hasta un grado que sea relevante para el
funcionamiento efectivo del proceso, y preferentemente nada en
absoluto. Esto se puede efectuar manteniendo el potencial de
disolución bajo un cierto nivel. El máximo potencial de disolución
operativo (es decir, el potencial al cual se lleva a cabo el
proceso) es comúnmente inferior a aproximadamente 500 mV frente a
Ag/AgCl (todos los potenciales de disolución aquí señalados se
expresan en relación con el electrodo de referencia estándar
Ag/AgCl). Preferentemente, el potencial de disolución operativo se
encuentra entre aproximadamente 350 mV y 520 mV y más
preferentemente entre aproximadamente 380 mV y 480 mV. Si el
potencial de disolución (el cual tiende a elevarse a medida que
aumenta la lixiviación) excede estos valores, la tasa de
lixiviación de la calcopirita puede disminuir
significativamente.
Con el objeto de no exceder un cierto potencial
de disolución en un reactor de lixiviación férrico, debe
asegurarse que el suministro férrico no exceda la demanda. En el
presente sistema, esto significa que la reacción de la lixiviación
total:
CuFeS_{2} \
(s) + 2 \ Fe_{2}(SO_{4})_{3} \ (a)
\hskip0.3cm\rightarrow
\hskip0.3cmCuSO_{4} + 5 \ FeSO_{4} \ (a) + 2 \ S^{0} \ (s)
\vskip1.000000\baselineskip
debe ser intrínsecamente más rápida
que la reacción de oxidación ferrosa con el gas de oxígeno
disuelto:
4 \ FeSO_{4} \
(a) + O_{2} \ (a) + 2 \ H_{2}SO_{4} \ (a)
\hskip0.3cm\rightarrow
\hskip0.3cm2 \ Fe_{2}(SO_{4})_{3} \ (a) + 2 \ H_{2}O \ (I)
Asumiendo que el conjunto adecuado de variables
operativas ha sido identificado con objeto de maximizar las tasas
intrínsecas de lixiviación (es decir, la relación
CuFeS_{2}:FeS_{2}, el tamaño de partícula, el nivel de ácido y
la temperatura), es materia de diseño de ingeniería seleccionar
entonces niveles apropiados de la densidad de la pulpa, velocidad de
circulación de oxígeno, e intensidad de agitación, de manera que el
suministro férrico no exceda la demanda en ninguna parte del
circuito de lixiviación.
El presente proceso se puede llevar a cabo por
etapas o como un proceso continuo, siendo preferido el último. En
la modalidad por etapas, ya que el nivel de calcopirita en el
reactor de lixiviación (y, concurrentemente, la demanda de
oxidante) disminuye con el tiempo, puede ser necesario regular el
flujo de oxígeno en el reactor para evitar que el potencial de
disolución exceda el máximo deseado, en particular cuando es
oxígeno puro en vez de aire. Alternativamente, en un proceso
continuo que consta de un número de tanques en serie de lixiviación,
simplemente debería suministrarse oxígeno puro o aire enriquecido
con oxígeno a cada tanque a la velocidad adecuada. Esto puede
facilitarse en la práctica proporcionando oxígeno puro o aire
enriquecido con oxígeno al primer o dos primeros tanques y aire a
los tanques restantes, o tal vez hacer funcionar el tanque final
sin oxígeno.
Además, en la modalidad por etapas es
aconsejable que la disolución de lixiviación tenga un nivel inicial
de hierro de al menos 1 gramo por litro para iniciar el proceso de
lixiviación. Sin embargo, esto no tiene importancia en un proceso
continuo, donde la ruptura de la calcopirita generaría suficiente
hierro disuelto en estado estacionario.
Un ejemplo de un diagrama de flujo de un proceso
para llevar a cabo el proceso sobre una base continua, y recuperar
el cobre extraído, se muestra en la figura 1. El proceso supone
tres etapas básicas, a saber, lixiviación, recuperación del cobre,
(mediante SX-E\cdotW), y el descarte de hierro y
generación opcional de ácido de reposición (mediante
oxihidrólisis). Las corrientes de flujo opcionales se indican con
líneas punteadas. En el reactor de lixiviación, en la etapa 10 del
proceso, la calcopirita es lixiviada selectivamente a un potencial
bajo en presencia del catalizador de la pirita, produciendo un
residuo de sulfuro sólido, mientras que el residuo ferroso se oxida
a férrico con el gas de oxígeno disuelto:
- Lixiviación:
- CuFeS_{2} (s) + 2 Fe_{2}(SO_{4})_{3} (a) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm CuSO_{4} (a) + 5 FeSO_{4} (a) + 2 S^{0} (s)
- Oxidación ferrosa:
- 4 FeSO_{4} (a) + O_{2} (g) + 2 H_{2}SO_{4} (a) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm 2 Fe_{2}(SO_{4})_{3} (a) + 2 H_{2}O (I)
- Total:
- CuFeS_{2} (s) + O_{2} (g) + 2 H_{2}SO_{4} (a) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm CuSO_{4} (a) + FeSO_{4} (a) + 2S^{0} (s) + 2 H_{2}O (I)
Debido a que el potencial de disolución se
mantiene bajo, el hierro disuelto de la calcopirita permanecerá
principalmente como ferroso. Esta reacción consume dos moles de
ácido por mol de cobre.
\newpage
Siguiendo el proceso de lixiviación, el cobre se
puede extraer a partir de la disolución de lixiviación. Después de
una separación de sólido-líquido (etapa 12),
produciendo una disolución líquida que contenga el cobre, la
disolución líquida se somete preferentemente en la etapa 14 a la
extracción del solvente convencional y a la extracción
electrolítica para producir cátodos de cobre puro de acuerdo con la
siguiente reacción total:
- SX-EW:
- CuSO_{4} (a) + H_{2}O (I) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm Cu (s) + H_{2}SO_{4} (a) + ½ O_{2} (g)
Con el objeto de descartar el hierro y recuperar
el remanente de ácido, una corriente de extracción de residuos de
refinado se somete a oxihidrólisis con el gas de oxígeno en la
etapa 16 para oxidar el residuo ferroso a férrico y formar un
precipitado férrico estable. Un método preferido se relaciona con
la formación de hematita, de este modo:
- Oxihidrólisis de hierro:
- FeSO_{4} (a) + ¼ O_{2} (g) + H_{2}O (I) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm ½ Fe_{2}O_{3} (s) + H_{2}SO_{4} (a)
Este proceso involucrará una pequeña cantidad de
gas de oxígeno, el cual se puede suministrar desde una planta de
absorción de flujo de presión de vapor (AFPV) a bajo costo. La
hematita puede simplemente atravesar el circuito de lixiviación y
ser expulsada hacia las derivaciones en la etapa 12. La
concentración del estado estacionario del hierro disuelto que entra
en el circuito de lixiviación estará inversamente relacionada con
la proporción de extracción de residuos de refinado en la
oxihidrólisis (etapa 16).
En principio, la química total del proceso según
se representó no requiere ácido:
- Proceso total:
- CuFeS_{2} (s) + 5/4 O_{2} (g) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm Cu (s) + ½ O_{2} (g) + ½ Fe_{2}O_{3} (s) + 2 S^{0} (s)
(Obsérvese que se debe suministrar el oxígeno de
la izquierdas, mientras que el oxígeno de la derecha se pierde en
la atmósfera). Sin embargo, parte del ácido de reposición se puede
requerir para considerar las pérdidas en las derivaciones y en las
corrientes de extracción. Este ácido de reposición puede producirse
durante la oxihidrólisis del hierro alimentado una pequeña porción
de sulfuro en la forma de sulfitos de metal, que incluyen, pero no
necesariamente están limitados a, la calcopirita y pirita, y/o
sulfuro elemental, o las mezclas de éstos, en el reactor de
oxihidrólisis.
- Oxidación de la calcopirita:
- CuFeS_{2} (s) + 5/4 O_{2} (g) + H_{2}O (I) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm CuSO_{4} (a) + ½ Fe_{2}O_{3} (s) + H_{2}SO_{4} (a)
- Oxidación de la pirita:
- FeS_{2} (s) + 7/2 O_{2} (g) + 2 H_{2}O (I) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm ½ Fe_{2}O_{3} (s) + 2 H_{2}SO_{4} (a)
- Oxidación del sulfuro:
- S^{0} (s) + 3/2 O_{2} (g) + H_{2}O (I) {}\hskip0.3cm \rightarrow {}\hskip0.3cm H_{2}SO_{4} (a)
En forma alternativa, el ácido adicional se
puede agregar manualmente cuando sea necesario. Además, los únicos
costos operativos importantes asociados con este proceso son para
la electricidad requerida para la extracción electrolítica y para
generar oxígeno.
En el presente proceso, un volumen del
concentrado que contiene una relación de calcopirita:pirita de
entre aproximadamente 4:1 y aproximadamente 1:20 se somete al
proceso de lixiviación. Alternativamente, la relación de
calcopirita:pirita es entre aproximadamente 1:1 y 1:10, ó entre
aproximadamente 1:2 y 1:4. La procedencia de la actual pirita en el
concentrado no es importante. Se puede agregar pirita adicional
desde una fuente externa o reciclarse para reponer la relación
deseada en el volumen del concentrado, o si es apropiado, se puede
elaborar un volumen de concentrado a partir de una muestra de
mineral que es naturalmente rica en pirita, con un enriquecimiento
posterior de una fuente externa de pirita si fuese necesario. Se
entenderá que el otro cobre o los sulfitos de metal base también
pueden estar presentes en el concentrado que se está
lixiviando.
El proceso de lixiviación puede efectuarse a
temperaturas entre aproximadamente 50ºC y el punto de fusión del
sulfuro (aproximadamente 110ºC a 120ºC). Alternativamente, se
efectúa a una temperatura entre los aproximadamente 70ºC y el punto
de fusión del sulfuro. El proceso de lixiviación se puede efectuar
bajo cualquier presión entre aproximadamente la presión atmosférica
aquellas presiones alcanzables en un autoclave. Preferentemente, se
lleva a cabo bajo aproximadamente la presión atmosférica.
El proceso de lixiviación se puede efectuar bajo
una atmósfera de gas que contenga oxigeno tal como el aire, aire
enriquecido con oxígeno, sustancialmente oxígeno puro, o cualquier
combinación de éstos, en una serie de tanques de lixiviación. Dados
los requerimientos de oxígeno relativamente moderados del proceso,
este gas de oxígeno también puede suministrarse mediante una planta
de AFPV de bajo costo, o mediante una planta más convencional de
oxígeno criogénico para aplicaciones más grandes.
En esta memoria descriptiva y reivindicaciones,
el término P80 describe el tamaño de partícula para el cual el 80%
de la masa del material pasará a través del tamaño específico de la
malla. Para el uso en el proceso de lixiviación, el tamaño de
partícula P80 del concentrado de calcopirita puede variar en una
amplia gama. Por ejemplo, se puede usar un tamaño de partícula P80
de aproximadamente 210 micras. Preferentemente, el tamaño de
partícula de calcopirita es inferior a aproximadamente 106 micras,
o alternativamente inferior a aproximadamente 75 micras, o
alternativamente inferior a aproximadamente 38 micras. El tamaño de
partícula de la pirita puede ser el mismo o inferior al tamaño de
partícula de la calcopirita. En forma alternativa, el tamaño de
partícula P80 tanto del concentrado de la calcopirita como de la
pirita pueden estar en el rango de 38 a los 106 micras. No es
necesaria la trituración ultrafina del concentrado y/o pirita,
aunque el proceso funcionará con materiales ultrafinos.
La lixiviación puede efectuarse a cualquier
densidad de la pulpa que parezca razonable para alguien experto en
la técnica. Por ejemplo, la densidad de la pulpa puede ser de
aproximadamente 9% o superior. Las densidades de la pulpa
superiores facilitan el control del potencial de disolución
asegurando una demanda férrica alta, y también puede aumentar la
efectividad de la pareja galvánica entre la pirita y
calcopirita.
De acuerdo con la estequiometría de lixiviación
total proporcionada anteriormente, al menos dos moles de ácido
sulfúrico deberían añadirse teóricamente a la lixiviación por cada
mol de cobre recuperado de la calcopirita. En la práctica, sin
embargo, el requerimiento de ácido puede fluctuar dependiendo de la
composición exacta del concentrado y del grado de azufre y
oxidación ferrosa y de la precipitación de hierro que ocurre
durante la lixiviación. Preferentemente, se agregan al menos 1,5
moles de ácido sulfúrico por cada mol de cobre recuperado y más
preferentemente se agregan al menos 2 moles de ácido sulfúrico por
cada mol de cobre. Los altos niveles de ácido sulfúrico en la
disolución aumentan generalmente la cinética de la lixiviación.
Las reacciones de lixiviación se llevaron a cabo
a presión atmosférica a una variedad de composiciones de
concentrado/pirita y bajo varias condiciones, como se describe más
abajo, y las mediciones de recuperación de cobre y potencial de
disolución se hicieron en intervalos de hasta 24 horas. Los
resultados se muestran gráficamente en las figuras 2 a 8. En esas
figuras, a cada curva se le asigna una etiqueta con la leyenda que
indica entre paréntesis la fuente, cantidad y tamaño de partícula
de los minerales involucrados, seguido por las condiciones bajo el
cual se realizó la prueba. El significado de estas etiquetas es el
siguiente. Primero, en los paréntesis:
A indica mineral de calcopirita a partir de una
fuente en Australia (23,6% de Cu, 28,1% Fe, 28,7% S);
O indica mineral de calcopirita a partir de una
fuente en Ontario, Canadá (24,1% Cu, 32,4% Fe, 31,2% S);
P indica mineral de pirita a partir de una
fuente en Perú (0,3% Cu, 45,3% Fe, 51,4% S);
U indica mineral de pirita a partir de una
fuente en Utah, Estados Unidos (<0,1% Cu, 42,9% Fe, 47,9% S);
10 indica 10 gramos de mineral agregados al
reactor, por ejemplo;
F indica la fracción de tamaño de partícula fina
(diámetro de -38 \mum);
M indica la fracción de tamaño de partícula
media (diámetro de +38 -75 \mum);
C indica la fracción de tamaño de partícula
gruesa (diámetro +75 -106 \mum).
Luego, siguiendo los paréntesis:
E precede al potencial de disolución inicial (en
mV frente al electrodo de referencia Ag/AgCl);
Fe precede al nivel de Fe total en la disolución
inicialmente en g/L (valor de nivel de referencia: 5 g/L);
Ac precede al nivel de H_{2}SO_{4} en la
disolución inicialmente en g/L (valor de nivel de referencia 10
g/L);
V precede al volumen inicial de disolución en mL
(valor de nivel de referencia: 1500 mL);
I precede a la velocidad de rotación del
impulsor en r.p.m (valor de nivel de referencia: 750 r.p.m.);
Oxy indica el uso de gas de oxígeno en vez de
aire (oxidante de nivel de referencia de: Aire).
Estos cinco últimos indicadores sólo aparecen en
la etiqueta si se utilizan algunos de los valores distintos a los
del nivel de referencia. Esto no implica que los valores del nivel
de referencia sean óptimos, sino simplemente que reflejan el hecho
que la mayoría de las pruebas se efectuaron bajo estas condiciones.
Por consiguiente, por ejemplo, la siguiente leyenda de
etiqueta:
(A30M U60F)
E462 Ac20 I1200
Oxy
indica 30 gramos de calcopirita
"Australia" de trituración media y 60 g de pirita "Utah"
de trituración fina agregados a 1500 mL de disolución (valor de
nivel de referencia, implicado) con una concentración de Fe inicial
de 5 g/L (valor de nivel de referencia, implicado) y una
concentración inicial de H_{2}SO_{4} de 20 g/L que muestra un
potencial de disolución inicial de 462 mV frente a Ag/AgCl,
efectuado bajo una velocidad de impulsor de 1200 rpm con gas de
oxígeno puro como
oxidante.
En cada figura, las leyendas se ordenan de
arriba a abajo en orden decreciente de conversión de cobre, y se
aplican los mismos símbolos a las curvas potenciales
correspondientes.
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Ejemplo
1
Como se muestra en la figura 2 (a) y (b), la
pirita tiene un efecto significativo en la última recuperación de
cobre de la calcopirita. En este caso particular; la reacción de
pirita de 1:4 asegura la recuperación completa del cobre en
aproximadamente 24 horas bajo las condiciones del nivel de
referencia, mientras que en ausencia de pirita sólo se recupera
aproximadamente el 50% del cobre antes de que finalice la
lixiviación. A pesar de que la prueba con pirita comenzó con un
potencial significativamente mayor, la presencia de pirita
rápidamente empujó el potencial a un nivel bastante inferior a la
otra prueba y lo mantuvo ahí durante toda su duración. No se
requirió otra forma de control de potencial.
\vskip1.000000\baselineskip
Ejemplo
2
Los resultados de las pruebas que comparan los
efectos del tamaño de partícula y el potencial de disolución inicial
se muestran en las figuras 3(a) y (b). Estas cinco pruebas
se llevaron a cabo bajo las condiciones del nivel de referencia con
las mismas cantidades de los mismos minerales. Además, estas
demuestran la comparación más clara de los efectos del tamaño de
partícula.
Estas pruebas demuestran que el tamaño de
partícula de la pirita tiene un efecto mucho más significativo que
el de la calcopirita. En cada caso, la recuperación del cobre
disminuye con el aumento del tamaño de partícula de la pirita. Sin
embargo, comparando las curvas tercera (calcopirita de trituración
gruesa - pirita de trituración media) y cuarta (calcopirita de
trituración media - pirita de trituración media), vemos que la
disminución del tamaño de partícula de la calcopirita sin que
disminuya además el tamaño de partícula de la calcopirita tiene un
efecto perjudicial en la conversión del cobre. Este resultado está
completamente en desacuerdo con el conocimiento convencional
considerado el efecto del tamaño de partícula de la calcopirita en
la eficacia de la lixiviación (donde la trituración fina o
ultrafina es considerada necesaria). Las razones para este
comportamiento son sutiles. Como ya se mencionó, el éxito de la
tecnología descansa en tener una cantidad suficiente de área de
superficie de pirita disponible para soportar la reacción catódica
total en beneficio de la calcopirita. Con un área de superficie de
pirita insuficiente, la calcopirita debe soportar al menos una
parte del proceso catódico con objeto de proporcionar un consumidor
de electrones lo suficientemente grande para su reacción de ruptura
anódica. Cuando el área de superficie de la pirita es inadecuada,
habrá un cierto potencial sobre el cual la calcopirita también se
transformará en catódica (al menos parcialmente). Una vez que se
alcance este potencial, la calcopirita comienza a mostrar un
comportamiento "pasivo" Esto explica por, qué la cuarta prueba
se pasivó después de 8 horas, mientras que la tercera prueba
no.
En contraste con estos resultados, el potencial
inicial puede tener una influencia considerable en los resultados
cuando la calcopirita es lixiviada en ausencia de pirita, mientras
que el tamaño de partícula nuevamente, no es importante, tal vez,
como se muestra en la figura 4. Las pruebas que comenzaron con
potencial bajo se realizaron idénticamente, aun cuando una utilizó
calcopirita de trituración fina y la otra utilizó calcopirita de
trituración media, mientras que la prueba que comenzó con alto
potencial pasivó mucho más rápido y liberó menos de la mitad de
cobre de las otras pruebas después de 24 horas.
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Ejemplo
3
El efecto de la fuente de la pirita se muestra
en las figuras 5(a) y (b). (Aquellas pruebas que usan pirita
"Perú" se muestran con símbolos en blancos, y aquellas que
usan pirita "Utah" se muestran con símbolos en negrita).
Comparando las dos pruebas con símbolos
cuadrados, la pirita utilizada muestra una diferencia muy pequeña
(aunque la prueba "Perú" utilizó calcopirita de trituración
fina mientras que la prueba "Utah" utilizó calcopirita de
trituración media). Sin embargo, comparando las dos pruebas con
símbolos triangulares, la pirita "Perú" parece haber superado
a la pirita "Utah". Efectivamente, la prueba que involucró la
última mostró un período de retraso al principio durante la cual el
potencial de disolución bajó a niveles muy inferiores (casi bajo
los 300 mV). Sin embargo, después de este episodio inicial, su
desempeño fue muy similar a las otras pruebas. Esto puede ser
porque hubo una cierta proporción de marcasita o pirrotita en la
muestra de "Utah" la cual estuvo sujeta inicialmente a
oxidación. En cualquier caso, el problema se eliminó al comenzar
las pruebas usando pirita "Utah" a un potencial ligeramente
más alto (aproximadamente 40 mV en vez de aproximadamente 400 mV).
Bajo estas condiciones, las dos muestras de pirita se realizaron
más o menos idénticamente.
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Ejemplo
4
El efecto de la densidad de la pulpa se muestra
en las figuras 6 (a) y (b). Los aumentos en la densidad de la pulpa
se alcanzaron al usar, simplemente, un volumen más pequeño de
disolución. En este caso, la prueba que se llevó a cabo en el
volumen de disolución del nivel de referencia de 1500 mL tuvo una
densidad de pulpa de 6% de sólidos, mientras que la prueba que se
llevó a cabo en 1000 mL de disolución tuvo una densidad de pulpa de
9% de sólidos. Los resultados muestran un leve beneficio con el
aumento de la densidad de la pulpa. Esto es útil, ya que el gasto
de capital de una planta de lixiviación disminuye proporcionalmente
con el aumento de la densidad de la pulpa.
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Ejemplo
5
Los efectos de la velocidad del impulsor y de la
elección del oxidante primario se muestran en las figuras
7(a) y (b). Cada una de estas pruebas usó 30 gramos de
calcopirita de trituración media y 60 gramos de pirita de
trituración fina. La prueba efectuada bajo las condiciones del
nivel de referencia alcanzó sólo aproximadamente el 62% de
recuperación de cobre después de 24 horas. Después de esta prueba,
se entendió que la tasa de mezcla de gas-líquido fue
inadecuada para las pruebas que involucraban cantidades grandes de
calcopirita. Al aumentar la velocidad a 1200 rpm aumentó la
recuperación de cobre a casi el 78% después de 24 horas. Sin
embargo, también se sospechó que en este punto la tasa de mezcla
de gas-líquido también estaba limitada por la baja
presión parcial del oxígeno del aire así como por la velocidad de
activación. Cambiar el oxígeno fue extremadamente beneficioso,
permitiendo que la lixiviación alcanzara su potencial cinético
total. Sin embargo, nuevamente al observar que la recuperación de
cobre alcanzó un estabilización de aproximadamente 75%, se entendió
que se había agregado insuficiente ácido para completar la
lixiviación de acuerdo con la estequiometría del proceso. (Este
problema también se agravó por el hecho que al aumentar la tasa de
mezcla de gas-líquido también aumentó la producción
de azufre elemental a costa del sulfato). Duplicar el nivel de ácido
en la disolución solucionó el problema. Finalmente, aumentando la
densidad de la pulpa al disminuir la cantidad de disolución produjo
una leve mejora adicional, como se mencionó anteriormente.
Sin embargo, incluso bajo las mejores
condiciones, el sistema que se muestra en la figura 7 no alcanzó la
lixiviación total. La razón para esto puede ser que la relación de
calcopirita a pirita (1:2) es insuficiente bajo latas condiciones
oxigenadas de estas pruebas. Existen dos posibles soluciones para
esta situación. La primera es disminuir la tasa de mezcla de
gas-líquido durante las últimas etapas de la
recuperación de cobre. Esto sería bastante natural en un circuito
de lixiviación de multi-tanques, simplemente
añadiendo oxígeno al primer o dos primeros tanques y aire a los
tanques restantes. La otra solución obvia es agregar más pirita. El
efecto de hacer esto se muestra en la figura 8.
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Ejemplo
6
Las pruebas resumidas en las figuras 8(a)
y (b) demuestran el verdadero potencial del proceso. La prueba más
exitosa que se muestra en la figura 7 es la menos exitosa que se
muestra aquí. Esto puede tener que ver más con el nivel de ácido en
la disolución que con la relación de masas de calcopirita:pirita.
Con la prueba indicada como "Ac20+", se duplicó la adición de
pirita pero la prueba comenzó con la misma concentración de
H_{2}SO_{4} (20 g/L, o aproximadamente 1,25 moles de ácido por
mol de cobre). Los resultados son virtualmente idénticos hasta
aproximadamente 4 horas. Después de las 4 horas, se agregaron
aproximadamente 7,5 gramos de ácido adicional a la prueba
"Ac20+" (de aquí el "+"), y esto tuvo un efecto
beneficioso significativo en la recuperación de cobre. Se agregaron
otros 18 gramos de ácido después de 7 horas, pero no tuvo un efecto
adicional.
La prueba siguiente fue idéntica en todos los
aspectos excepto en que se agregaron inicialmente 30 gramos de ácido
(aproximadamente 1,9 moles de ácido por mol de cobre). Esto tuvo un
efecto de aumento considerable en la tasa de lixiviación tanto que
la lixiviación se completó dentro de 4 horas. Esta prueba se
comparó con la única prueba mostrada que usó calcopirita
"Ontario", que se llevó a efecto con una densidad de pulpa 11
veces más baja con la misma relación de masas de calcopirita:pirita
de 1:4, y con una concentración de ácido del nivel de referencia de
10 g/L (la misma relación molecular de ácido a cobre). Los
resultados son virtualmente idénticos. Esto confirma que la
densidad de la pulpa puede tomar cualquier valor deseado basado en
consideraciones económicas y prácticas sin afectar en forma adversa
la eficacia de la lixiviación.
Por qué simplemente aumentar la concentración
inicial de ácido debería haber tenido un efecto mayor en la
cinética de la lixiviación es incierto. Sin embargo, la explicación
más probable es que la mayor concentración de ácido aumenta la
cinética de la reducción férrica en la superficie de la pirita,
teniendo así un efecto catalítico en el par galvánico. Existe,
además, alguna evidencia de que al aumentar la concentración de
ácido se eleva el potencial de disolución donde la pirita comienza
a oxidarse. Otra posibilidad es que la mayor concentración de ácido
evita la precipitación de sales férricas básicas como la jarosita
en las superficies del mineral las cuales pueden impedir el
proceso de lixiviación.
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Ejemplo
7
La consideración final es la producción de
azufre elemental. Los resultados de algunas de las pruebas más
exitosas se muestran en la Tabla 1. Las producciones de azufre
elemental son consistentemente superiores a 80% y las producciones
casi cuantitativas son posibles cuando se usa gas de oxígeno cómo
oxidante primario.
A pesar de que se han analizado un número de
aspectos y realizaciones ejemplarizantes anteriormente, aquellos
expertos en la técnica reconocerán ciertas modificaciones,
permutaciones, sumas y sub-combinaciones de éstas.
Se tiene por tanto el propósito de que las siguientes
reivindicaciones adjuntas y las reivindicaciones introducidas a
continuación se interpreten para incluir todas las modificaciones,
permutaciones, sumas y sub-combinaciones, ya que
están dentro de su alcance verdadero.
Claims (41)
1. Método de recuperación de cobre a partir de
concentrado de calcopirita, que comprende los pasos de:
(a) proporcionar una mezcla que comprende
concentrado de calcopirita particulada y pirita particulada, en el
cual la relación en peso de dicha calcopirita a dicha pirita en
dicha mezcla está en el rango de menos de 3:1 a 1:20;
(b) lixiviar dicho cobre a partir de dicha
mezcla en una disolución de lixiviación de sulfato ácido, en
presenciar de un gas que contiene oxígeno, bajo condiciones en las
cuales dicha pirita está sustancialmente no oxidada, para producir
una disolución que contiene iones de cobre; y
(c) recuperar dicho cobre lixiviado a partir de
dicha, disolución.
2. Método de recuperación de cobre a partir de:
concentrado de calcopirita, que comprende los pasos los pasos
de:
(a) añadir concentrado de calcopirita
particulada y pirita particulada a una disolución de lixiviación de
sulfato ácido, en el cual la relación en peso de dicha calcopirita
a dicha pirita añadidas está en el rango de menos de 3:1 a 1:20;
(b) lixiviar dicho cobre a partir de dicha
calcopirita en dicha disolución de lixiviación, en presencia de un
gas que contiene oxígeno, bajo condiciones en las cuales dicha
pirita está sustancialmente no oxidada, para producir una
disolución que contiene iones de cobre; y
(c) recuperar dicho cobre lixiviado a partir de
dicha disolución.
3. Método de recuperación de cobre a partir de
concentrado de calcopirita, que comprende los pasos de:
(a) añadir concentrado de calcopirita
particulada y pirita particulada a una disolución de lixiviación de
sulfato ácido,
(b) lixiviar dicho cobre a partir de dicho
concentrado de calcopirita en dicha disolución de lixiviación, en
presencia de un gas que contiene oxígeno, bajo condiciones en las
cuales dicha pirita está sustancialmente no oxidada, mientras se
mantiene dicha pirita a una concentración de al menos 10 gramos por
litro de dicha disolución de lixiviación mediante la adición de
pirita a dicha disolución, para producir una disolución que
contiene iones de cobre; y
(c) recuperar dicho cobre lixiviado a partir de
dicha disolución.
4. Método de acuerdo con las reivindicaciones 1
ó 2, en el cual dicha relación de dicha calcopirita a dicha pirita
está en el rango de 2:1 a 1:20.
5. Método de acuerdo con las reivindicaciones 1
ó 2, en el cual dicha relación de dicha calcopirita a dicha pirita
está en el rango de 1:1 a 1:10.
6. Método de acuerdo con las reivindicaciones 1
ó 2, en el cual dicha relación de dicha calcopirita a dicha pirita
está en el rango de 1:2 a 1:4.
7. Método de acuerdo con la reivindicación 3, en
el cual dicha concentración de pirita es al menos 26,7 gramos por
litro de dicha disolución de lixiviación.
8. Método de acuerdo con la reivindicación 3, en
el cual dicha concentración de pirita es al menos 40 gramos por
litro de dicha disolución de lixiviación.
9. Método de acuerdo con la reivindicación 3, en
el cual dicha concentración de pirita es al menos 60 gramos por
litro de dicha disolución de lixiviación.
10. Método de acuerdo con las reivindicación 3,
7, 8 ó 9, en el cual al menos parte de la pirita que se añade es
pirita reciclada obtenida a partir de dicha disolución siguiendo a
un paso de separación sólido-líquido.
11. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1 a 10, en el cual dichas condiciones comprenden
mantener un potencial operativo de dicha disolución de lixiviación
tal que dicha pirita está sustancialmente no oxidada.
12. Método de acuerdo con la reivindicación 11,
en el cual dicho potencial operativo es de 520 mV o inferior frente
a Ag/AgCl.
13. Método de acuerdo con la reivindicación 11,
en el cual dicho potencial operativo está entre 350 y 520 mV frente
a Ag/AgCl.
14. Método de acuerdo con la reivindicación 11,
en el cual dicho potencial operativo es de 480 mV o inferior frente
a Ag/AgCl.
15. Método de acuerdo con la reivindicación 11,
en el cual dicho potencial de operación está entre los 380 y 480 mV
frente a Ag/AgCl.
16. Método de acuerdo con las reivindicaciones
11 a 15, en el cual dicho mantenimiento de dicho potencial
operativo se lleva a cabo por medio de la selección de uno o más
de:
- (i)
- la relación de dicho concentrado a dicha pirita;
- (ii)
- el tamaño de partícula de dicho concentrado y dicha pirita;
- (iii)
- la concentración de dicho ácido; y
- (iv)
- la temperatura de dicha disolución de lixiviación.
17. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 11 a 16, que comprende además el paso de
seleccionar uno o más de:
- (i)
- el nivel de densidad de la pulpa;
- (ii)
- la velocidad de circulación del oxígeno; y
- (iii)
- la intensidad de agitación de la disolución de lixiviación, para controlar dicho potencial operativo.
18. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dichas partículas de
calcopirita son de un tamaño de partícula P80 de 210 micras o
inferior.
19. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dichas partículas de
calcopirita son de un tamaño de partícula P80 de 106 micras o
inferior.
20. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dichas partículas de
calcopirita son de un tamaño de partícula P80 de 75 micras o
inferior.
21. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente en el cual dichas partículas de
calcopirita son de tamaño de partícula P80 de 38 micras o
inferior.
22. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1 a 17, en el cual dichas partículas de calcopirita
son de un tamaño de partícula P80 de 38 a 106 micras.
23. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones de 1 a 17, en el cual dichas partículas de pirita
son de un tamaño de partícula P80 de 106 micras o inferior.
24. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones de 1 a 17, en el cual dichas partículas de pirita
son de un tamaño de partícula P80 de 75 micras o inferior.
25. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones de 1 a 17, en el cual dichas partículas de pirita
son de un tamaño de partícula P80 de 38 micras o inferior.
26. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones de 1 a 17, en el cual dichas partículas de pirita
son de un tamaño de partícula P80 de 38 a 106 micras.
27. Método de acuerdo con cualquiera
reivindicación precedente, en el cual la relación molar de ácido
añadido en dicha disolución de lixiviación a cobre recuperado a
partir de dicha calcopirita es mayor o igual que 1,5:1.
28. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1 a 26, en el cual la relación molar de ácido
añadido en dicha disolución de lixiviación a cobre recuperado a
partir de dicha calcopirita es mayor o igual que 2:1.
29. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho ácido es ácido
sulfúrico.
30. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicha lixiviación se lleva a
cabo a una temperatura en el rango de aproximadamente 50º a
120ºC.
31. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1 a 29, en el cual dicha lixiviación se lleva a
cabo a una temperatura en el rango de aproximadamente 70º a
120ºC.
\newpage
32. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho paso de lixiviación se
lleva a cabo a presión atmosférica.
33. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho paso de lixiviación se
lleva a cabo a una presión por encima de una presión
atmosférica.
34. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho paso de lixiviación se
lleva a cabo con una densidad de pulpa de 9% en sólidos o
superior.
35. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho gas que contiene
oxígeno incluye aire.
36. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho gas que contiene
oxígeno incluye oxígeno u oxígeno enriquecido con aire.
37. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicho paso de recuperación de
cobre lixiviado incluye la extracción de solvente y extracción
electrolítica.
38. Método de acuerdo con la reivindicación 36,
en el cual los iones ferrosos en una corriente refinada desde dicho
paso de extracción de solvente se oxidan en iones férricos por el
gas de oxígeno y precipitan como una sal férrica estable.
39. Método de acuerdo con cualquier
reivindicación precedente, en el cual dicha pirita está presente en
un mineral a partir del cual se prepara dicho concentrado.
40. Método de acuerdo con cualquiera de las
reivindicaciones 1 a 38, en el cual dicha pirita no este presente
en un mineral a partir del cual se prepara dicha concentrado.
41. Método de acuerdo con cualquiera
reivindicación precedente, en el cual dicha lixiviación de dicho
cobre es lixiviación química.
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| WO2009000037A1 (en) * | 2007-06-28 | 2008-12-31 | Technological Resources Pty. Limited | Leaching ores |
| BRPI0906929A2 (pt) * | 2008-01-17 | 2015-07-21 | Freeport Mcmoran Coporation | Método para recuperar um teor de metal de um minério, e, sistema de recuperação de teor de metal |
| CA2721709A1 (en) * | 2008-05-06 | 2009-11-12 | The University Of British Columbia | Leaching process for copper concentrates containing arsenic and antimony compounds |
| RU2418870C2 (ru) * | 2009-05-12 | 2011-05-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Способ переработки сульфидных минеральных продуктов с применением бактерий для извлечения металлов |
| CA2804180A1 (en) * | 2010-07-02 | 2012-01-05 | David G. Dixon | Leaching process for copper concentrates containing chalcopyrite |
| RU2468097C1 (ru) * | 2011-04-06 | 2012-11-27 | Сергей Юрьевич Абрамовский | Способ переработки металлсодержащего сульфидного минерального сырья с извлечением металлов |
| RU2468098C1 (ru) * | 2011-07-06 | 2012-11-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ извлечения металлов из сульфидного минерального сырья |
| US9085812B2 (en) * | 2012-05-04 | 2015-07-21 | Vale S.A. | Sulfide ore leaching process |
| WO2014074985A1 (en) * | 2012-11-12 | 2014-05-15 | Flsmidth A/S | Method and process for the enhanced leaching of copper sulfide minerals containing chalcopyrite |
| AU2014231718B2 (en) | 2013-03-14 | 2015-06-25 | Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd | Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates |
| CN104460721B (zh) * | 2014-09-23 | 2017-01-25 | 北京矿冶研究总院 | 一种湿法冶金浓密洗涤过程底流浓度优化控制方法 |
| EP3578673B1 (en) | 2014-12-15 | 2024-03-20 | Middle East Mine and Industry Company | Tank bioleaching of copper sulfide ores |
| US11859263B2 (en) | 2016-10-19 | 2024-01-02 | Jetti Resources, Llc | Process for leaching metal sulfides with reagents having thiocarbonyl functional groups |
| CN119491108A (zh) | 2017-04-06 | 2025-02-21 | 技术资源有限公司 | 浸提含铜矿石 |
| RU2659502C1 (ru) * | 2017-09-22 | 2018-07-02 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ получения окислителя для выщелачивания металлов из сульфидного минерального сырья |
| RU2732781C1 (ru) * | 2019-08-13 | 2020-09-22 | Владимир Иванович Лунев | Способ селективного извлечения металлов из жидкого коллективного концентрата полезных компонентов руды на добычном участке при подземном выщелачивании и автоматическое устройство для его реализации |
| US11286540B2 (en) | 2020-07-31 | 2022-03-29 | Rio Tinto Technological Resources Inc. | Method of processing a pyrite-containing slurry |
| US11236407B1 (en) | 2020-07-31 | 2022-02-01 | Rio Tinto Technological Resources Inc. | Metal recovery by leaching agglomerates of metal-containing material/pyrite |
| CA3130427A1 (en) * | 2020-09-18 | 2022-03-18 | The University Of British Columbia | Extracting base metals using a wetting agent and a thiocarbonyl functional group reagent |
| CA3130430C (en) | 2020-09-18 | 2024-02-06 | The University Of British Columbia | Extraction of base metals using carbonaceous matter and a thiocarbonyl functional group reagent |
| NL2031328B1 (en) | 2022-03-18 | 2023-09-29 | Univ Wageningen | Process for the generation of hydrogen sulfide in the presence of pyrite as catalyst |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2000071763A1 (en) * | 1999-05-19 | 2000-11-30 | Bactech (Australia) Pty Ltd. | An improved method for heap leaching of chalcopyrite |
| ES2169645A1 (es) * | 1997-03-03 | 2002-07-01 | Anthony Pinches | Procedimiento para la lixiviacion de calcopirita |
| ES2204340A1 (es) * | 1999-10-28 | 2004-04-16 | Mintek | Procedimiento para operar un proceso de biolixiviacion con control del potencial redox. |
Family Cites Families (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3103414A (en) | 1960-02-25 | 1963-09-10 | Recovery of metals from solutions | |
| US3264099A (en) | 1964-01-28 | 1966-08-02 | Howard E Johnson & Associates | Hydro-metallurgical method and apparatus |
| US3544306A (en) | 1969-01-21 | 1970-12-01 | Patrick J Mcgauley | Concentration of copper from copper ores,concentrates and solutions |
| US4331635A (en) * | 1972-03-07 | 1982-05-25 | Atlantic Richfield Company | Recovery of copper and/or nickel and/or zinc |
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
| US4152142A (en) | 1977-02-28 | 1979-05-01 | Kennecott Copper Corporation | Recovery of copper values from iron-containing ore materials as mined and smelted |
| US4236918A (en) | 1979-01-15 | 1980-12-02 | Cyprus Metallurgical Processes Corporation | Recovery of elemental sulfur and metal values from tailings from copper recovery processes |
| US4243411A (en) | 1979-05-14 | 1981-01-06 | Parlee-Anderson Corporation | Reduction of metal sulfides |
| US4256553A (en) * | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
| US4634467A (en) | 1985-07-30 | 1987-01-06 | Duval Corporation | Hydrometallurgical process for copper recovery |
| AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| CA2151316C (en) | 1995-06-08 | 1999-06-15 | Sadan Kelebek | Process for improved separation of sulphide minerals or middlings associated with pyrrhotite |
| US6159435A (en) | 1996-05-06 | 2000-12-12 | Atomaer Pty Ltd | Leaching of mineral ores |
| AUPP484498A0 (en) * | 1998-07-24 | 1998-08-20 | Aberfoyle Resources Limited | Processing minerals |
| US6110253A (en) | 1998-12-14 | 2000-08-29 | Geobiotics, Inc. | High temperature heap bioleaching process |
| PE20010393A1 (es) | 1999-06-22 | 2001-04-04 | Paques Bio Syst Bv | Proceso para eliminar desechos de arsenico |
| US6319389B1 (en) | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| DE19960132A1 (de) | 1999-12-14 | 2001-06-21 | Alexander Beckmann | Verfahren zur Gewinnung von Kupfer und anderen Metallen |
| US6607474B2 (en) | 2000-06-30 | 2003-08-19 | Rmt, Inc. | Method for stabilizing chromium-contaminated materials |
-
2005
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Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES2169645A1 (es) * | 1997-03-03 | 2002-07-01 | Anthony Pinches | Procedimiento para la lixiviacion de calcopirita |
| WO2000071763A1 (en) * | 1999-05-19 | 2000-11-30 | Bactech (Australia) Pty Ltd. | An improved method for heap leaching of chalcopyrite |
| ES2204340A1 (es) * | 1999-10-28 | 2004-04-16 | Mintek | Procedimiento para operar un proceso de biolixiviacion con control del potencial redox. |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| MEHTA, A. P., MURR L. E. Kinetic study of sulfide leaching by galvanic interaction between chalcopyrite, pyrite, and sphalerite in the presence of T. ferrooxidans (30ºC) and a thermophilic microorganism (50ºC). Biotechnology and Bioengineering. Abril 1982, Vol. XXIV, Nº 4, páginas 919-940, ISSN 0006-3592. Todo el documento. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
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| TSHILOMEO | B. Eng., Faculte Polytechnique, University of Lubumbashi, 1994 M. Sc., The University of Pretoria, 2000 | |
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