MXPA06000519A - Metodo para la produccion de concentrados. - Google Patents

Abstract

La invencion se refiere a un metodo para el procesamiento de concentrados, particularmente concentrados producidos a partir de menas a base de sulfuro de cobre. De acuerdo con el metodo, el concentrado (4) que va a ser procesado, obtenido a partir de la concentracion del mineral, se divide en dos partes, en un concentrado (7) que contiene principalmente componentes pobremente solubles, y en un concentrado (8) que contiene principalmente componentes muy solubles. El concentrado (8) que contiene componentes muy solubles se conduce a una etapa de lixiviacion (9), y la solucion (13) obtenida de dicha etapa de lixiviacion es conducida a cuando menos una etapa de conversion (11, 16) y a la etapa de conversion (11) que esta localizada primero en la direccion de flujo, se alimenta el concentrado (7) que contiene componentes pobremente solubles. En la etapa de conversion (11) que esta ubicada primero en la direccion de flujo, cuando menos el cobre contenido en la solucion es convertido a la forma sulfurosa por medio del fierro en forma de sulfuro del concentrado (7) que contiene componentes pobremente solubles, y cuando menos parte de la solucion (12) obtenida de la etapa de conversion (11, 16) es regresada hacia la etapa de lixiviacion (9).

Description

MÉTODO PARA LA PRODUCCIÓN DE CONCENTRADOS Campo de la Invención La presente invención se refiere a un método para la producción de concentrado a partir de materias primas que contienen cobre, tales como menas.

Antecedentes de la Invención Para el tratamiento de materias primas de cobre primario, existen fundamentalmente dos líneas principales. Una es la línea de concentración-fundición-refinación electrolítica, y la otra es la lixiviación, tal como la línea de lixiviación de pila, extracción líquido-líquido y recuperación electrolítica. Con respecto a las razones relacionadas con la calidad de la materia prima, protección del medio ambiente, geografía y economía, ambas líneas de procesamiento están encontrando dificultades crecientes. Cuando se inicia con la concentración de materias primas a base de cobre, con f ecuencia confrontamos una situación en donde una gran parte de la mineralización se oxida y posiblemente es difícil de hacerla flotar. Entre éstas se encuentran de manera particular los depósitos de minerales de cobre que contienen silicatos de cobre y óxidos de fierro. También los granos mezclados con sulfuro de cobre y pirita pueden ser casi imposibles con respecto a su flotación. Un grupo específico de problemas está representado por depósitos de minerales finamente divididos, de plomo-cinc-cobre con frecuencia pirítico. El tratamiento de dichos depósitos de minerales mediante los métodos tradicionales normalmente arroja un resultado bastante débil con respecto a los rendimientos y los contenidos del concentrado. Cuando los costos de transportación hacia la fundidora con frecuencia son demasiado elevados con respecto a la competencia, aún con un concentrado de alta calidad, ellos lo son aún más con un concentrado de baja calidad. Lo que es más, en ese caso los peligros ambientales aumentan en dos ubicaciones separadas, por ejemplo, debido al arsénico. El proceso de fundición mismo típicamente incluye muchas etapas, entre ellas la fundición por ejemplo en un horno de función rápida, conversión, tratamiento en un horno de ánodo; producción de ácido sulfúrico para los gases, y un proceso de horno eléctrico o concentración para la escoria. Con frecuencia la razón para los procesos de fundición de etapas múltiples que son económicamente inefectivos es la pobre calidad de la alimentación, esto es, del concentrado. Con relación al segundo método prevaleciente -procesamiento basado en la lixiviación de pila- éste está confrontando de manera similar tiempos más difíciles. En tanto que el mineral no contenga cantidades importantes de metales preciosos ni cantidades notables de cobre como calcopirita, CuFeS2, o algún otro compuesto que sea difícil de disolver, la situación es bastante buena. Sin embargo, como norma, una parte creciente de las materias primas en minas que ya funcionan se forma de manera particular de minerales de cobre de disolución lenta. Esto significa gastos crecientes. Otra desventaja del método basado en la extracción líquido-líquido es el tiempo de vida ilimitado de casi todas las minas. Si la cadena de proceso completa desde la mina hasta el cobre de cátodo se basa en un depósito únicamente, la planta generalmente confronta una situación deteriorada, toda vez que el volumen del cuerpo de la mena se desgasta de manera gradual. Como resultado, la proporción del beneficio para el capital invertido no es óptima. En geología, se ha encontrado desde hace casi 100 años que los sulfuros de metal tienden a cambiar, por ejemplo cuando se precipitan desde una solución iones de otro elemento a sulfuros. Las observaciones se acumularon gradualmente en el conocimiento real de las razones de este fenómeno, al grado tal que hace escasamente 50 años se publicó la patente de los Estados Unidos de América con No. 2,568,963 sobre esta materia. De acuerdo de dicha patente de los Estados Unidos de América, se divide concentrado de cobre en una fracción que va a ser lixiviada, y en una fracción utilizada en la precipitación del sulfuro de cobre (CuS). El CuS obtenido es lixiviado en sulfato con el fin de producir cobre. Los componentes secundarios solubles y el sólido son sencillamente eliminados del proceso. Más tarde, en 1956, los mismos inventores publicaron una nueva patente, la patente de los Estados Unidos de América No. 2,755,172, en donde los iones de metal de la solución, esto es, cobre, cobalto, níquel y cinc, son precipitados en sucesión como sulfuros, en el orden CuS, CoS, NiS, ZnS, mediante el uso de un sulfuro metálico del tipo del MeS que es más soluble que el elemento que va a ser precipitado. En el proceso de precipitación el pH sube de manera gradual, de manera que por ejemplo, en la precipitación del sulfuro de cinc (ZnS), el pH de la solución de sulfato se encuentra en el intervalo de 6.2-7.0.

Debido a que el punto de arranque en el método de la patente de los Estados Unidos de América No. 2,755,172 es la lixiviación de la materia prima que resulta de la producción de ácido sulfúrico, el intervalo de pH utilizado 6.2-7 significa que existe una etapa de neutralización económicamente demandante. Este hecho es enfatizado aún más cuando los reactivos de neutralización sugeridos son entre otros amoniaco, lejía o Ca(OH)2, o cuando una sub-etapa sugerida del proceso es una reacción en donde el Fe3+ se reduce mediante sulfuro de hidrógeno (H2S), produciendo azufre, Fe2+ y H2S04. La debilidad en los conocimientos técnicos de los procesos descritos en las anteriormente mencionadas patentes de los Estados Unidos de América Nos. 2,568,963, y 2,755,172, así como también de los planteamientos química y económicamente no realistas, es hasta ahora, casi 50 años más tarde, revelada por varias características de las anteriormente referidas patentes de los Estados Unidos de América. Primero que todo, en la realidad los minerales de sulfuro naturales no son principalmente del tipo del MeS únicamente, si no que su proporción de metal/azufre (proporción Me/S) fluctúa dentro de un amplio intervalo. Varios sulfuros de metal son sulfuros en aleación con la trascendencia de que el metal (Me) es parcialmente remplazado por otro sulfuros, por ejemplo el azufre es remplazado por arsénico y antimonio, sin mencionar los granos de precipitación y otras impurezas estructurales, en comparación con minerales del modelo de tipo MeS puro. Como consecuencia de los hechos anteriormente mencionados, el método de acuerdo con la patente de los Estados Unidos de América No. 2,755,172 simplemente no funciona con materias primas reales. El método de acuerdo con la patente de los Estados Unidos de América No. 2,568,963 tiene mejores posibilidades de funcionar, pero no ofrece una solución por ejemplo a como manejar los equilibrios de fierro y los balances de ácido. Además, la patente de los Estados Unidos de América No. 2,568,963 establece que se requiere concentrado de cobre en el proceso de lixiviación, debido a que otros concentrados son demasiado pobres para la lixiviación. Lo que es más, no puede lograrse un producto de cobre metálico de calidad comercial mediante el método de acuerdo con la patente de los Estados Unidos de América No. 2,568,963. Un tipo de reacción en la producción de concentrado rico en cobre es la siguiente: CuFeS2 +Cu2+ > CuxS + Fe2+ (1) Con frecuencia se ha encontrado que la reacción (1) es lenta. Por lo tanto se ha buscado una solución en la dirección de las condiciones de reducción. Los reductores empleados han sido, por ejemplo, cobre elemental (Cu°), cromo (Cr°), cinc (Zn°), cobalto (Co°), níquel (Ni0) o fierro (Fe°), óxido de azufre (S02) o reductores orgánicos. En condiciones de laboratorio, el tiempo de reacción obtenido para la reacción CuFeS2 + Me° + Cu2+ CuxS + Fe2+ +.. (2) es de una hora, pero es comprensible que en la realidad no se mantenga con facilidad un contacto, por ejemplo, entre el polvo de Fe° y el grano de CuFeS2. Como tal, el principio fundamental mismo para la utilización del polvo de metal es, por razones económicas, imposible en los procesos comerciales. En cuanto al uso del S02, éste resulta en un exceso de ácido H2S04 que se crea en el proceso. Más aun, se ha encontrado que para la producción de sulfuro de cobre rico en cobre (CuxS), existen en principio dos formas, esto es, un método basado en la conversión de acuerdo con la reacción (1), y una ruta de lixiviación selectiva mediante el uso de un reactivo acídico. Esta última puede ser ilustrada, por ejemplo, mediante la reacción (3): 1.8 CuFeS2 + 4.8 02 + 0.8 H20 ? Cu ],8S + 1.8 FeS04 + 0.8 H2S04 (3) De esta manera un proceso típico basado en la lixiviación selectiva produce una cantidad importante de ácido sulfúrico y una solución problemática de FeS04, sin aumentar de manera esencial el valor de uso del producto de sulfuro de cobre, debido a que contiene ingredientes dañinos, tales como el FeS2 y silicatos. De acuerdo con la solicitud de patente Alemana DE 2,207,382, se trata concentrado de CuFeS2 en la presencia de sulfato de cobre (CuS04) mediante conversión en el intervalo de temperatura de 90 a 180 °C en CuxS y FeS04. La solución de FeS04, obtenida se hidroliza en una autoclave en el intervalo de temperatura de 180-230 °C a compuesto de Fe3+ sólido y solución de H2S04. El sulfuro de cobre sólido (CuxS) es lixiviado mediante oxidación con H2S04 y CuS04, el cual después de cementar la purificación llevada a cabo por el cobre elemental (Cu°) se reduce en cobre con hidrógeno. El método de acuerdo con la solicitud de patente Alemana DE 2,207,382 es factible con concentrados puros que contengan solo pequeñas cantidades de, por ejemplo, cinc, plomo y pirita. Problemas similares también se incluyen en los métodos descritos en la patente de Canadá No. CA 1,069,317 y la patente de los Estados Unidos de América No. 3,957,602. En el método último, concentrado de CuFeS2 se convierte a CuxS y solución de FeCl2 mediante lixiviación de cloruro. El CuxS se lixivia y después de su limpieza, el cobre metálico se reduce de CuCl. Las impurezas son eliminadas de la solución de FeCl2, y por medio de electrólisis, el FeCl2 es convertido a una solución de FeCl3 y fierro metálico. Este método podría ser bastante factible, en el caso de que ni la pureza del producto ni los valores económicos en particular tuvieran ninguna importancia. El método de acuerdo con la patente de los Estados Unidos de América No. 3,957,602 es una versión básica de dos líneas principales basadas en la producción de CuxS mediante el uso de concentrado de cobre bastante puro. Aquí el fierro contenido en el CuFeS2 con relación a la lixiviación del CuxS es convertido a jarosita. Sin embargo, el método de acuerdo con la patente de los Estados Unidos de América No. 3,957,602 no toma en consideración, por ejemplo, la recuperación de metales preciosos y de MoS2, sino que su uso trae consigo gastos adicionales en comparación con los métodos dominantes que existen. Más cerca al método de la presente invención se encuentran los procesos descritos en las publicaciones de referencia Yuill W. A. et al, Copper Concéntrate Enrichment Process, SME-AIME Arrnual Meeting., Los Angeles, California, 26 Febrero - 1 Marzo 1984 y Bartlett R.W., A Process for Enriching Chalcopyrite Concentrates, New Orleáns, 2-6 Marzo 1986, pp. 227-246. Por lo que respecta a la primer alternativa, escrita en 1984 por Yuill y colaboradores, las desventajas más serias se relacionan con el proceso de lixiviación que se lleva a cabo a la temperatura de 200°C y a la oxidación de casi todo el azufre sulfuroso, y en gran medida también del azufre pirítico, en sulfato, esto es, ácido sulfúrico. La situación se intenta mejorar mediante el uso de cal tanto el autoclave de lixiviación como en el autoclave de conversión, y también en la remoción del cobre de las soluciones. El producto de conversión obtenido se somete adicionalmente a flotación, lo cual causa gastos extras, y en la realidad también ocasiona perdidas de cobre y metales preciosos en éste proceso. En conjunto, para el producto obtenido rico en CuxS, no se ha encontrado un proceso de tratamiento adicional que fuese más ventajoso con respecto al uso, sino que el concentrado de Cu S debe competir con el concentrado de cobre tradicional. En el proceso descrito por Bartlett en 1987, las etapas de autoclave se combinan en una etapa de conversión por lixiviación de CuFeS2 operada a la temperatura de 200 °C. Desde el punto de vista de la tecnología del equipo, el proceso es simplificado. Todavía los problemas relacionados con la creación de H2S04, para la remoción del fierro y el uso de cal en su mayor parte permanecen iguales. Como un equilibrio de respaldo para la simplificación, el grado de conversión del concentrado de CuFeS2 es esencialmente debilitado, granos de sulfuro de cobre-FeS2 mezclados permanecen en el producto, y la recuperación del cobre en el concentrado final se abate por ejemplo debido a problemas crecientes en la flotación selectiva del producto final. Desde el punto de vista de la fundición, el producto obtenido todavía no es atractivo en comparación con el concentrado tradicional.

Objetivo de la Invención El objeto de la presente invención consiste en eliminar las desventajas de la técnica anterior y en lograr un método para procesar materias primas de cobre química y estructuralmente difíciles, método el cual es más efectivo que el estado de la técnica, tanto con relación a la inversión y tecnología del proceso, así como a la protección del medio ambiente. Las características novedosas esenciales de la invención se señalan en las reivindicaciones anexas.

Breve Descripción de los Dibujos La invención se describe con mayor detalle más adelante y con referencia al dibujo anexo en donde: La Figura 1 es un diagrama de flujo que ilustra una modalidad preferida de la invención.

Descripción Detallada de la Invención. Cuando se aplica el método de acuerdo con la invención después de que se extrae la el mineral se divide en tres fracciones: una fracción que va a ser concentrada, una fracción adecuada para lixiviación de pila o para otro proceso de lixiviación correspondiente, y una fracción de ganga. De acuerdo con la invención, la fracción que va a ser concentrada se trata mediante un proceso apropiado para la materia prima en cuestión, por ejemplo un proceso de flotación o un proceso basado en las diferencias en el peso específico o magnetismo, de manera que se obtienen dos concentrados sulfurosos de diferente tipo. El concentrado sulfuroso del primer tipo representa un concentrado soluble relativamente pobre que contiene por ejemplo los metales preciosos contenidos en la mena. Por lo que respecta al concentrado sulfuroso del segundo tipo, éste representa un concentrado que apunta hacia la maximización de la recuperación de los componentes valiosos lixiviados mediante algún método de lixiviación. Cuando así se desea, el material de desecho creado en la producción de los concentrados, esto es, las arenas de concentración, también conducen hacia la concentración con un material de oxidación posible. El concentrado sulfuroso soluble del segundo tipo, obtenido a partir de la concentración, se conduce a una etapa de lixiviación a base de sulfato o a base de cloruro, o a una etapa de lixiviación creada por la combinación de estas dos, etapa de lixiviación a la cual también puede ser conducida la solución obtenida de la lixiviación de los materiales de oxidación, si es necesario. Ventajosamente la lixiviación se lleva a cabo como una lixiviación atmosférica en el intervalo de temperatura de 50-105 °C. La lixiviación también puede ser llevada a cabo en una autoclave. Además, cuando menos parte de la solución precedente de la etapa de conversión después de la etapa de lixiviación es conducida hacia la etapa de lixiviación. La solución acídica obtenida de la lixiviación del concentrado del segundo tipo, solución la cual es posiblemente concentrada mediante recirculación, es conducida a una etapa de conversión llevada a cabo con el concentrado del primer tipo en el intervalo de temperaturas de 90-200 °C , ventajosamente en el intervalo de temperatura de 150-190 °C. Ahora, como consecuencia de la siguiente reacción (4) en principio: Cu11"1" + CuFeS2, (ZnS, PbS) CuxS + Fe2+ + (Zn2+ + Pb2+) + .. (4) se obtiene un concentrado rico en CuxS ventajosamente conteniendo los metales preciosos, el cual se conduce a un tratamiento adicional, por ejemplo para la producción de cobre vesicular. Dependiendo por ejemplo de la proporción de los contenidos de cobre-cinc-plomo-sulfuro de fierro en el mineral inicial y en la materia prima similar a desechos que avanza hacia la lixiviación, la totalidad de la solución después de la conversión avanza primero hacia la circulación, hacia la lixiviación, o posteriormente parte de esta -en una situación equilibrada parte de la solución recirculada- se conduce hacia cuando menos una etapa de conversión adicional después de la conversión del cobre, en donde por ejemplo el Zn2+ y/o el Pb2+ de la solución se precipitan como sulfuras en la presencia de sulfuro de fierro ya sea como un consecuencia de las reacciones (5) y (6) o de las reacciones (7) y (8) FeixS + Zn2+ > ZnS + Fe2+ + ... (5) Fel S + Pb2+ ? PbS + Fe2+ + ... (6) o FeS + Zn2+ > ZnS + Fe2+, (7) FeS + Pb2+ > PbS + Fe2+ (8) La producción de sulfuro de plomo (PbS) requiere aquí de una solución base, tal como de una solución de cloruro o una solución mezclada de sulfato-cloruro, en la que el Pb + sea soluble. En estos casos, el sulfuro de cinc (ZnS) y el sulfuro de plomo (PbS) pueden ser precipitados ya sea conjuntamente o de manera separada, dependiendo, entre otras cosas, de las proporciones del contenido de cinc y plomo, y del procesamiento adicional del sulfuro de cinc y del sulfuro de plomo. El uso de Fei-xS requiere ya sea de condiciones de autoclave o del uso de un reductor del Fe3+. El uso de (FeS) en la precipitación del ZnS y del PbS resulta ventajoso debido a que dichas reacciones son muy rápidas ya a temperatura ambiente. Debido a que antes de la precipitación del ZnS y del PbS, la solución de alimentación puede ser limpiada de manera fácil por métodos conocidos de impurezas típicas de Pb y Zn, el sub-proceso anteriormente descrito es una etapa preliminar bastante adecuada para la producción pirometalúrgica tanto del Pb como del Zn, entre otros.

El uso de pirita (FeS2) como un reactivo para la producción de Fe^ S o FeS puede justificarse por ejemplo cuando la pirita se obtiene ya como material finamente dividido, como un producto secundario del tratamiento de la mena, o cuando la pirrotita (Fe^xS) no está disponible en las cercanías, o cuando la pirrotita debe ser extraída de manera separada. Más aun, el FeS2 contiene con frecuencia oro, entre otros, el cual puede posteriormente ser recuperado en relación con la precipitación del sulfuro de cinc y/o sulfuro de plomo. Aparte del ácido, el componente principal en la solución recirculada que se obtiene de la etapa de conversión del método de acuerdo con la invención y que se regresa hacia las etapas de lixiviación es el fierro. El fierro se elimina principalmente en relación con la lixiviación del segundo tipo de concentrado sulfuroso como óxido, hidrato de óxido o hidronio-álcali-jarosita. Para contenidos de fierro más altos, también es viable la termo hidrólisis de regeneración de ácido a temperatura elevada. Sin embargo, el factor que asegura una economía óptima y una operación efectiva en general para el proceso completo del método de acuerdo con la invención, está relacionado con el control específico de mineral de cada sub-etapa y con el hecho de que los procesos de flotación utilizados para la creación de los concentrados de tipos primero y segundo son controlados de manera ventajosa por mediciones electroquímicas y específicas de mineral descritas, por ejemplo, en las patentes de los Estados Unidos de América Nos. 5,108,495 y 4,561,970. También se lleva a cabo un procedimiento similar para otras etapas de proceso, tales como la lixiviación y la conversión. De esta manera, midiendo y ajustando de manera especial la química del azufre, los contenidos de los componentes solubles y la velocidad de oxidación de los diferentes minerales, directamente en las condiciones en sitio, cada sub-etapa es llevada a cabo en la mejor forma posible Por ejemplo, con relación a la lixiviación de la mena a base de calcopirita (CuFeS2) que contiene metales preciosos, un par de detalles muy importantes son la lixiviación del CuFeS2 en condiciones atmosféricas, cuado sea necesario, y la lixiviación del oro y la plata así como también de sus minerales en soluciones a base de sulfato o cloruro, en lechadas que contienen minerales sulfurosos. Normalmente la lixiviación del CuFeS2 se lleva a cabo en el intervalo de temperatura de 50-105 °C. En ese caso, de acuerdo con el método de la invención por ejemplo los metales preciosos se obtienen en la solución con una buena recuperación. Además, es importante mantener una proporción potencial dada con el CuFeS2 mismo, y ciertas proporciones de HS03~, S203~ , S406~, SSOÓ", etc. en la solución y en las superficies del mineral. En la flotación, el uso de métodos correspondientes asegura resultados que se aproximan a los limites definidos por el grado de molido básicamente. Una buena región en la lixiviación del CuFeS2 normalmente se ubica, dependiendo de la materia prima, entre otras, dentro del intervalo de +450 - +650 mV vs AgCl/Ag. Al mismo tiempo, sin embargo, el potencial de Cui.ggS debe ser claramente más bajo y por ejemplo el potencial de electrodo de plata (Ag°) debe ser preferiblemente menor de +200 mV. De manera similar, controlando la lixiviación del oro, el oro y la plata son transferidos a la solución como complejos de tiosulfato, y estos se obtienen en el producto de CuxS en conversión, conjuntamente con los metales preciosos del primer tipo de concentrado sulfuroso. Un potencial bajo en la lixiviación puede resultar por ejemplo en la precipitación del sulfuro de plata AgSx, en tanto que un potencial elevado crea politionatos ricos en azufre que eliminan por ejemplo al oro de la solución en varias y diferentes formas. Como tal, es natural que un lixiviado efectivo deba contener, entre otros, pirita, una cantidad determinada de sulfito, o carbón. Además, pueden utilizarse de manera ventajoso agentes catalíticos, tales como níquel y cobalto, contenidos en las soluciones recirculadas, para ajustar las sub-etapas del proceso. De acuerdo con el dibujo, mineral a base de cobre se extrae 1 , y la mena extraída se divide en diferentes fracciones: ganga 2, una fracción 3 que contiene oxido y una fracción 4 que va hacer concentrada. La fracción 3 que contiene óxido se conduce a la lixiviación 5 de óxido, a la cual se alimenta parte de la solución de sulfato 12 recirculada de la etapa de conversión 1 1 del método de acuerdo con la invención y, cuando así se desea, también material de desecho 6 que contiene cobre. La solución 20 obtenida de la lixiviación de óxido se conduce hacia la lixiviación del segundo tipo del concentrado 8, mientras que la parte insoluble va hacia el material de desecho 21 de la lixiviación de óxido. En la concentración llevada a cabo mediante flotación 19, la fracción 4 se divide en dos concentrados: un primer tipo de concentrado 7 que contiene principalmente componentes que son pobremente solubles, tales como metales preciosos, y un segundo tipo de concentrado 8, que contiene principalmente componentes solubles. El segundo tipo de concentrado 8 se conduce a la lixiviación 9, a la cual también se le alimenta ácido sulfúrico 10 y una solución 20 obtenida de la lixiviación de óxido 5. A la etapa 9 de lixiviación, también se conduce cuando menos parte de la solución 12 de sulfato obtenida de la etapa 11 de conversión. En la etapa 9 de lixiviación, el concentrado 8 a base de sulfuro de cobre es lixiviado y neutralizado, de manera que en la lixiviación 9, el fierro se obtiene en el material de desecho 1 . La solución 13 obtenida de la lixiviación 9 se conduce a una etapa de conversión 11, a la cual también se conduce el primer tipo de concentrado 7. En la etapa de conversión 11, el cobre es regresado a forma de sulfuro que contiene metales preciosos por medio de sulfuro de fierro del primer tipo de concentrado 7 que se alimenta en la etapa 11 de conversión. El sulfuro de cobre 14 que contiene metales preciosos es retirado de la etapa 11 de conversión y conducido hacia un procesamiento adicional. Parte de la solución 12 del sulfato de la etapa 11 de conversión es regresada a la etapa 9 de lixiviación del segundo tipo de concentrado 8 y a la etapa 5 de lixiviación de óxido, en tanto que parte de la solución 12 de sulfato es conducida de manera ventajosa, por ejemplo, a una segunda etapa 16 de conversión, por ejemplo a fin de convertir el cinc y el plomo contenidos en la solución en forma de sulfuros por medio del sulfuro de fierro 17 alimentado en la etapa 16 de conversión, y retirando 18 el cinc y el plomo para tratamiento adicional. La solución de la segunda etapa 16 de conversión se combina con la solución 12 de sulfato de la primera etapa 11 de conversión y se regresa respectivamente a las etapas de proceso precedentes.

Ejemplo Se aplicó un método de acuerdo con la invención a una mena de sulfuro de cobre-pirita, pobre en cinc, siendo la cantidad total tratada de 447 Kg., conteniendo 1.6% en peso de cobre y 0.47 en peso de cinc. En relación con la concentración del concentrado bajo tratamiento se separó concentrado de sulfuro de cinc que fue conducido a procesamiento adicional en formas conocidas como tales. De acuerdo con la invención, el concentrado bajo tratamiento se dividió para tratamiento adicional en dos partes, un concentrado primario (8.7 Kg.) y un concentrado secundario (32.4 Kg.). El concentrado primario contenía una gran parte de calcopirita pobremente soluble (CuFeS2) de manera que el concentrado primario contenía 2.1 Kg. de cobre, 3.5 Kg. de fierro, 4.1 Kg. de azufre así como también una pequeña cantidad, 0.1 Kg. de cinc. A parte del cobre, el concentrado secundario contenía una gran porción de pirita (FeS2), de manera que el concentrado secundario contenía 4.2 Kg. de cobre, 11.7 Kg. de fierro, y 13.8 Kg. de azufre, así como también 0.7 Kg. de cinc. El concentrado secundario se condujo primero a una lixiviación de ácido sulfúrico llevada a cabo a la temperatura de 100-105 °C, en condiciones de oxidación. La solución que contenía ácido sulfúrico y que se obtuvo de la lixiviación, conteniendo 77 g/1 de cobre, 59 g/1 de cinc y 30 g/1 de fierro, se condujo adicionalmente a una etapa de conversión llevada a cabo a la temperatura de 160-170 °C, en donde también el concentrado primario fue alimentado. De acuerdo con la reacción (4) en principio, el cobre contenido en la solución se convirtió, por medio de fierro contenido en el concentrado primario, a una forma de sulfuro de cobre (CuxS), al mismo tiempo que el cobre que ya estaba en forma de sulfuro y que estaba contenido en el concentrado primario permaneció siendo sulfuroso. La cantidad obtenida de concentrado fue de 10.7 Kg. conteniendo 5.9 Kg. de cobre. La solución creada en la etapa de conversión que de acuerdo con la reacción (4) en principio contenía el fierro convertido en forma soluble, así como también cinc, fue parcialmente regresada hacia la etapa de lixiviación de concentrado secundaria, desde donde 40.1 Kg. de fierro fueron retirados como residuo de lixiviación y como precipitado de jarosita. Parte de la solución de la etapa de conversión se condujo a una nueva etapa de conversión secundaria, en donde el cinc se precipitó por medio de troilita (FeS) como sulfuro, de acuerdo con la reacción (7) en principio. La cantidad de concentrado de sulfuro de cinc obtenido fue de 1.2 Kg., la cual se combinó con el concentrado de sulfuro de cinc obtenido en relación con la etapa de concentración y transportada para procesamiento adicional. La solución de sulfato de fierro obtenida de la etapa de conversión secundaria se regreso, conjuntamente con la solución procedente de la primera etapa de conversión, de regreso a la etapa de lixiviación de concentrado secundario.

Claims (13)

1. Reivindicaciones 1. Un método para el procesamiento de concentrados, particularmente concentrados producidos a partir de menas a base de sulfuro de cobre, caracterizado en que el concentrado (4) que va a ser procesado, obtenido a partir de la concentración del mineral, se divide en dos concentrados sulfurosos de diferentes tipos, en un concentrado (7) que contiene principalmente componentes pobremente solubles tales como los metales preciosos contenidos en la mena, y en un concentrado (8) que contiene principalmente componentes muy solubles, y que el concentrado (8) que contiene componentes solubles se conduce a una etapa de lixiviación (9), y la solución (13) obtenida de dicha etapa de lixiviación es conducida a cuando menos una etapa de conversión (11, 16) y que en la etapa de conversión (11) localizada primero en la dirección de flujo, se alimenta el concentrado (7) que contiene componentes pobremente solubles, y en que en la etapa de conversión (11) que está ubicada primero en la dirección de flujo, cuando menos el cobre contenido en la solución es convertido a la forma sulfurosa por medio del fierro en forma de sulfuro del concentrado (7) que contiene componentes pobremente solubles, y que cuando menos parte de la solución (12) obtenida de la etapa de conversión (11, 16) es regresada hacia la etapa de lixiviación (9).
2. 2. Un método de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado en que en las etapas de conversión (16) que siguen a la etapa de conversión que está ubicada primero en la dirección de flujo, los diferentes componentes metálicos son convertidos a la forma sulfurosa por medio de fierro (17) en forma de sulfuro alimentado dentro de dicha etapa de conversión.
3. 3. Un método de conformidad con la reivindicación 1 o 2, caracterizado en que la lixiviación (9) es llevada a cabo como lixiviación atmosférica a la temperatura de 50-105 °C.
4. 4. Un método de conformidad con la reivindicación 1 o 2, caracterizado en que la lixiviación (9) es llevada a cabo como una lixiviación de autoclave.
5. 5. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que la etapa de conversión (11, 16) es llevada a cabo a la temperatura de 90-200 °C.
6. 6. Un método de conformidad con la reivindicación 5, caracterizado en que la etapa de conversión (11, 16) es llevada a cabo a la temperatura de 150-190 °C.
7. 7. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que el fierro agregado en la etapa de conversión (11) en la dirección de flujo es calcopirita (CuFeS2).
8. 8. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que el fierro agregado en la etapa de conversión (16) que está próxima en sucesión después de la primera etapa de conversión es trolita (FeS).
9. 9. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes 1-6, caracterizado en que el fierro agregado en la etapa de conversión (16) que está próxima en sucesión después de la primera etapa de conversión es pirrotita (Fe1-xS).
10. 10. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que el proceso de flotación (19) utilizado para producir los concentrados se controla por medio de mediciones electroquímicas específicas del mineral.
11. 11. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que la etapa de lixiviación (9) utilizada en el tratamiento del concentrado se controla por medio de mediciones electroquímicas específicas del mineral.
12. 12. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que la etapa de conversión (11, 16) utilizada en el tratamiento del concentrado se controla por medio de mediciones electroquímicas específicas del mineral.
13. 13. Un método de conformidad con cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado en que en la etapa de conversión (11) que está ubicada primero en la dirección de flujo, se recuperan los metales preciosos que están contenidos en los concentrados.