Способ извлечения меди

010941 Область изобретения Настоящее изобретение, в целом, относится к процессам извлечения меди из содержащих медь руд,концентрата или другого медьсодержащего материала. Более конкретно, изобретение относится к процессу, в котором используется сверхтонкое измельчение, операция отделения меди, и выщелачивание под давлением, чтобы получить катодную медь в результате осуществления процесса прямого многоступенчатого электрохимического извлечения. Предпосылки создания изобретения Гидрометаллургический передел содержащих медь материалов, типа медных руд, концентратов и других содержащих медь материалов, хорошо известен и используется уже много лет. В настоящее время имеется много творческих подходов к гидрометаллургической обработке таких материалов, однако,почти все известные или ныне разрабатываемые процессы основаны на использовании операций извлечения растворителем/раствором и на электрохимическом извлечении (SX-EW) для очистки раствора и извлечения меди. Традиционный гидрометаллургический процесс для извлечения меди включает первичное выщелачивание медьсодержащего материала раствором серной кислоты, либо в атмосферных условиях, либо в условиях повышенной температуры и давления. Полученный жидкий поток - так называемый богатый выщелачивающий раствор - собирается и обрабатывается на стадии извлечения растворителем или раствором, на которой выщелачивающий раствор смешивается с органическим растворителем (т.е. экстрагирующим агентом, смешанным с подходящим разбавителем типа керосина). Органическая фаза выборочно извлекает медь из богатого выщелачивающего раствора. Насыщенная медью органическая фаза затем смешивается с кислым водным раствором, который извлекает медь из экстрагирующего агента,создавая поток раствора, пригодного для электрохимического извлечения. Этот конечный раствор содержит высокую концентрацию меди, является относительно чистым и, как правило, обрабатывается в контуре электрохимического извлечения, чтобы получить высококачественный медный катод. Извлечение меди из богатого выщелачивающего раствора воздействием растворителя/раствора оказалось успешным средством создания концентрированного раствора меди, пригодного для электрохимического извлечения металла в виде чистой меди. Прямое электрохимическое извлечение меди, т.е. получение меди непосредственно из богатого выщелачивающего раствора без промежуточной стадии очистки извлечением растворителем/раствором хорошо известно. Однако медь, полученная этими так называемыми прямыми процессами электрохимического извлечения, часто слишком загрязнена для продажи или использования, и, таким образом, должна быть очищена с дополнительными расходами или может быть продана со скидкой. Конкретно, известные способы доказали возможность прямого электрохимического извлечения меди, с выходом относительно низкокачественного медного продукта. Следовательно, есть экономическая необходимость в эффективном способе извлечения меди из металлоносных материалов, таких как халькопирит, халькозин, борнит, ковеллин, дигентит и энаргит, которые обеспечивают высокую степень извлечения меди при низкой стоимости обычных способов обработки. Краткое содержание изобретения Хотя недостатки и неудобства известных решений подробно описаны ниже, в целом, согласно различным целям настоящего изобретения, процесс для извлечения меди и других ценных металлов из медьсодержащего материала включает получение медьсодержащего раствора, например, из системы выщелачивания под давлением с последующей соответствующей подготовкой медьсодержащего раствора для электрохимического извлечения. В примерном варианте изобретения состав медьсодержащего раствора подобен составу электролита, полученного в контуре извлечения растворителем/раствором,например, в смысле концентрации кислоты и меди. Однако в соответствии с различными вариантами настоящего изобретения содержащий медь раствор не подвергается извлечению растворителем/раствором до стадии электрохимического извлечения. В соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения процесс извлечения меди из медьсодержащего материала, в целом, содержит следующие стадии: (i) обеспечение потока медьсодержащего исходного материала; (ii) опционную подачу медьсодержащего исходного материала на стадию отделения меди; (iii) подачу потока медьсодержащего материала на стадию атмосферного выщелачивания или выщелачивания под давлением, чтобы получить медьсодержащий раствор; (iv) предварительную обработку медьсодержащего раствора, используя одну или несколько химических или физических операций;(v) электрохимическое извлечение меди непосредственно из медьсодержащего раствора, не подвергая медьсодержащий раствор извлечению растворителем/раствором; (vi) опционный возврат по меньшей мере части потока бедного электролита от стадии электрохимического извлечения на стадию извлечения растворителем/раствором и на стадию электрохимического извлечения; и (vii) возврат по меньшей мере части потока бедного электролита на стадию атмосферного выщелачивания или выщелачивания под давлением, чтобы обеспечить частичную или полную потребность в кислоте при операции выщелачивания. В соответствии с другим примерным вариантом настоящего изобретения процесс извлечения меди из медьсодержащего материала, в целом, включает следующие стадии: (i) обеспечение потока медьсодержащего исходного материала; (ii) опционную подачу медьсодержащего исходного материала на ста-1 010941 дию отделения меди; (iii) подачу медьсодержащего потока исходного материала на стадию атмосферного выщелачивания или выщелачивания под давлением, чтобы получить медьсодержащий раствор; (iv) предварительную обработку медьсодержащего раствора, используя одну или несколько химических или физических операций; (v) электрохимическое извлечение меди непосредственно из медьсодержащего раствором, не подвергая медьсодержащий раствор извлечению растворителем/раствором; (vi) опционный возврат по меньшей мере части потока бедного электролита от стадии электрохимического извлечения на стадию извлечения растворителем/раствором и на стадию электрохимического извлечения; и (vii) возврат по меньшей мере части потока бедного электролита на стадию атмосферного выщелачивания или выщелачивания под давлением, чтобы обеспечить частичную или полную потребность в кислоте при операции выщелачивания. Как используется здесь, термин "выщелачивание под давлением" относится к процессу извлечения металла, в котором материал смешивается с жидкостью (например, кислым раствором, водой и т.д.) и подвержен воздействию кислорода в условиях повышенной температуры и давления(т.е. выше атмосферного). В одном примерном варианте изобретения, используется одна иди несколько стадий обработки,чтобы отделить медь от кислоты в части бедного электролита, возвращенной из процесса прямого электрохимического извлечения, удаляя, таким образом, часть кислоты и примесей из технологического процесса, без удаления значительной части меди. Как обсуждено ниже более подробно, можно использовать множество обычных способов или процесс по настоящему изобретению, чтобы отделить медь от кислоты в подаваемом потоке. Например, в соответствии с одной целью примерного варианта изобретения,можно использовать стадию осаждения меди, чтобы осадить растворенную медь из потока бедного электролита на поверхность твердых частиц в потоке медьсодержащего материала (например, тонко измельченного халькопирита) перед стадией выщелачивания под давлением, выделяя, таким образом, медь из кислого раствора. В соответствии с различными примерными вариантами настоящего изобретения, используя электрохимическое извлечение меди непосредственно из медьсодержащего раствора, не подвергая медьсодержащий раствор первичному извлечению растворителем/раствором, настоящее изобретение обеспечивает экономически эффективный процесс извлечения меди и уменьшает расходы, связанные с извлечением растворителем/раствором, в частности, расходы, связанные с реактивами, технологическим аппаратом и другим оборудованием, а также с расходом энергии. Кроме того, в соответствии с одним примерным вариантом изобретения, тщательное регулирование состава и дисперсии медьсодержащего раствора,поступающего в контур электрохимического извлечения, обеспечивает получение высококачественной,однородно осажденной катодной меди. Тем не менее, в соответствии с другими целями настоящего изобретения, один или несколько потоков, "отбираемых" из процесса, могут быть подвергнуты дополнительному извлечению растворителем/раствором или обработке в одной или несколько добавочных ячейках или для других подобных процессов, предпочтительно после электрохимического извлечения меди из этих потоков. Эти и другие преимущества процесса согласно различным целям и вариантам настоящего изобретения будут очевидны для квалифицированных специалистов после чтения и уяснения последующего подробного описания со ссылкой на сопровождающие чертежи. Краткое описание чертежей Предмет настоящего изобретения указан и точно описан в заключительной части описания и формуле изобретения. Однако полное понимание настоящего изобретения может лучше всего быть достигнуто, обращаясь к подробному описанию со ссылками на чертежи, на которых цифровыми позициями обозначены элементы изобретения и на которых фиг. 1 иллюстрирует технологическую схему процесса извлечения меди в соответствии с примерным вариантом настоящего изобретения; фиг. 2 - технологическую схему различных аспектов процесса извлечения меди в соответствии с альтернативным вариантом настоящего изобретения; и фиг. 3 - технологическую схему процесса извлечения меди в соответствии с другим альтернативным вариантом настоящего изобретения. Подробное описание примерных вариантов Настоящее изобретение демонстрирует существенное усовершенствование известных процессов,особенно в отношении так называемых процессов "прямого электрохимического извлечения", особенно в отношении качества продукта и эффективности самого процесса. Кроме того, существующие процессы извлечения меди, в которых используется обычное атмосферное выщелачивание или выщелачивание под давлением, извлечение растворителем/раствором и последовательность операций электрохимического извлечения, во многих случаях, могут быть легко модифицированы, чтобы получить различные коммерческих выгоды, которые обеспечивает настоящее изобретение. В одном примерном варианте изобретения по меньшей мере часть кислоты, полученной на стадии электрохимического извлечения, как содержащий медь поток электролита, выводится из процесса извлечения меди после дополнительной стадии разделения, на которой, в основном, вся медь удалена из медьсодержащего потока электролита. В целом, экономически выгодно использовать эту полученную кисло-2 010941 ту определенным образом, вместо того, чтобы снижать выход меди или удалять ее в отходы. Таким образом, как обсуждено ниже более подробно, варианты настоящего изобретения, включающие эти дополнительные аспекты, могут найти конкретное полезное применение в сочетании с обычными операциями атмосферного выщелачивания, например, кучного выщелачивания, чанового выщелачивания, выщелачивания из отвалов, выщелачивания набивкой, выщелачивания в вибрационных баках и операции бактериального выщелачивания, которые часто требуют непрерывной подачи кислоты. В соответствии с одной целью примерного варианта настоящего изобретения, для обработки используется загружаемый поток, содержащий медьсодержащий материал. В соответствии с различными вариантами настоящего изобретения, медьсодержащий материал может быть рудой, концентратом или любым другим содержащим медь материалом, из которого могут быть извлечены медь и/или другие ценные металлы. Медь в медьсодержащем материале может быть в виде оксидов меди, сульфидов меди и/или других медных минералов, при этом медьсодержащий материал может включать любое число различных других металлов, например, золота, металлов платиновой группы, серебра, цинка, никеля, кобальта, молибдена, редких щелочно-земельных металлов, рения, урана и их смесей. Различные цели и цели настоящего изобретения оказываются особенно выгодными в связи с извлечением меди из имеющих медь сульфидных руд, например, халькопирита (CuFeS2), халькозина (Cu2S), борнита (Cu5FeS4), ковеллина (CuS), энаргита (Cu3AsS4), дигентита (Cu9S5) и/или их смесей. В соответствии с еще одним примерным вариантом настоящего изобретения, медь представляет собой металл, который будет извлечен из медьсодержащего материала, типа сульфида медного концентрата. Одной целью этого примерного варианта является использование сульфида медного концентрата,полученного пенной флотацией. При подготовке к пенной флотации поток исходного медьсодержащего материала измельчается до размера частиц, пригодных для отделения частиц минералов от пустых пород. Однако, как отмечено выше, могут также использоваться и другие концентраты. Металлоносный материал 101 может быть подготовлен к обработке извлечения металла любым способом, который обеспечивает подходящие условия для обработки металлоносного материала 101 выбранным способом, поскольку такие условия могут влиять на общую эффективность процесса и эффективность отдельных операций по обработке. Например, условия подачи, размер частиц, состава и концентрации могут влиять на общую эффективность и эффективность отдельных операций по обработке вниз по потоку, например, при атмосферном выщелачивании или выщелачивании под давлением. Желательный состав и параметры концентрации компонентов могут быть достигнуты с помощью различных химических и/или физических стадий обработки, выбор которых будет зависеть от рабочих параметров выбранной схемы обработки, стоимости оборудования и спецификации материала. В соответствии с примерным вариантом изобретения, размер частиц медьсодержащего материала подачи уменьшается, чтобы оптимизировать стадию атмосферного выщелачивания или выщелачивания под давлением и последующие процессы извлечения металла. В настоящее время доступны различные приемлемые способы и устройства для снижения размера частиц металлоносного материала, типа шаровых мельниц, башенных мельниц, мельниц высокого помола, дисковых дробилок, вибрационных мельниц, горизонтальных мельниц и т.д., и позже могут быть разработаны дополнительные методики для достижения желательного результата увеличения площади поверхности материала, предназначенного для обработки. В отношении одной цели примерного варианта изобретения такой результат желателен,потому что скорость реакции при осаждении и/или выщелачивании может увеличиться по мере увеличения площади поверхности медьсодержащего материала. В соответствии с одной целью примерного варианта изобретения удовлетворительное измельчение концентрата халькопирита с размером частицы полученного исходного материала порядка 172 мкм при 98% от общего количества может быть достигнуто, используя аппарат измельчения, типа, например, горизонтальной мельницы с мешалкой и дефлектором или вертикальной мельницы без дефлекторов. Такое примерное устройство включает мельницу Изамил, разработанную совместно фирмой Mount Isa Mines(MIM), Австралия, и Netzsch Feinmahltechnik, Германия, или мельницу типа Детритор, изготовленную фирмой Metso Minerals, Финляндия. Предпочтительно, если используется горизонтальная мельница, среда измельчения была бы порядка 1.2/2.4 мм или 2.4/4.8 мм, поставляемого фирмой Oglebay Norton Industrial Sands Inc, Колорадо-Спрингс, штат Колорадо. Однако может использоваться любая среда измельчения, которая обеспечивает желательное распределение частиц по размеру, при этом тип и размер этого устройства может зависеть от области применения, желательного размера продукта, изготовителя устройства, и т.д. Примерные среды включают, например, песок, кварц, металлические бусинки, керамические бусинки и керамические шары. Другой дополнительной целью примерного варианта настоящего изобретения может быть добавка жидкости во весь или часть поступающего потока металлоносного исходного материала до входа в дополнительную стадию отделения меди 1010 (как описано ниже) или на стадию выщелачивания меди 1030. Предпочтительно, чтобы жидкость содержала воду, но может использоваться любая подходящая жидкость, например, очищенный нефтепродукт, насыщенный раствор для выщелачивания или бедный электролит. Например, часть бедного электролита от прямого процесса электрохимического извлечения(например, поток 119) может быть смешана с размолотым металлоносным материалом для формирова-3 010941 ния потока металлоносного исходного материала 101. Дополнительна смесь жидкости с металлоносным материалом может быть получена, используя один или несколько различных способов и устройств, например, поточное смешивание или использования смесителя или другого подходящего устройства. В соответствии с примерным вариантом изобретения, концентрация твердого металлоносного материала в потоке исходного материала (т.е. консистенция шлама или суспензии) составляет порядка менее пятидесяти (50) процентов по весу потока и предпочтительно приблизительно сорок (40) процентов по весу потока. Могут также использоваться другие удельные веса суспензии, которые подходят для транспортировки и последующей обработки. В соответствии с другой дополнительной целью настоящего изобретения по меньшей мере часть меди в обратном потоке бедного электролита отделяется путем электрохимического извлечения из кислоты, и снижается количество загрязняющих примесей в той части потока, которая будет подвергнута процессу извлечения металла. В таком процессе разделения кислота, извлеченная из обратного потока бедного электролита, может быть удалена из технологического контура, по меньшей мере, вместе с частью металлических загрязняющих примесей и других растворимых примесей из медьсодержащего потока исходного материала и обратного потока бедного электролита. Любое число обычных или изобретательских процессов и способов разделения могут быть использованы для выделения меди из кислоты в потоке исходного материала. Например, для этой цели могут быть полезны процессы и/или способы разделения, типа осаждения, низкотемпературного выщелачивания под давлением, кислотной жидкостной экстракции и ионного обмена, мембранного разделения, цементации, снижение давления, сульфидирования и/или использование ячеек для регенерации электролита. Опционная стадия разделения примерного варианта изобретения вносит свой вклад в создание конечного кислотного потока от стадии отделения меди 1010, который содержит относительно небольшую фракцию меди, которая может использоваться для выщелачивания, контроля рН или для других применений. Кроме того, использование процесса разделения может оказаться особенно оправданным в том случае, когда он позволяет удалить определенные загрязняющие примеси. Например, поскольку конечный кислотный поток предпочтительно удаляется из процесса извлечения металла и используется в отдельных операциях, или удаляется в отходы или нейтрализуется, содержащиеся в нем загрязняющие примеси, соответственно удаляются из процесса извлечения металла и, таким образом, не происходит их накопления в технологическом потоке. Это может оказаться существенным преимуществом в том, что такие загрязняющие примеси, особенно металлические загрязняющие примеси, как правило, оказывают вредное влияние на эффективность и производительность желательного процесса извлечения металла. Например, металлические загрязняющие примеси и другие примеси в технологическом потоке, если они не регулируются и/или не сведены к минимуму, могут внести свой вклад в снижение физических и/или химических свойств катодной меди, полученной электрохимическим извлечением, и могут, таким образом, ухудшить медный продукт и уменьшить его экономическую стоимость. Как показано на фиг. 1, в соответствии с одной дополнительной целью примерного варианта изобретения, поток исходного медьсодержащего материала 101 подается на стадию разделения, например,на стадию осаждения, которая в этом примерном процессе служит для осаждения растворимой меди из обратного потока бедного электролита. Как подробно обсуждено выше, этот вариант предлагает важное преимущество, так как обеспечивает извлечение меди из потока бедного электролита, который в противном случае, возможно, был бы потерян или потребовал бы дополнительной обработки для извлечения. Этот вариант потенциально дает существенный экономический эффект. В соответствии с примерным вариантом изобретения, дополнительная стадия осаждения включает операцию объединения потока медьсодержащего материала 101 с потоком бедного электролита 125,предпочтительно с потоком диоксида серы (SO2) 109 в соответствующем технологическом аппарате. Например, в варианте, показанном на фиг. 1, поток бедного электролита 125 может содержать рециркулированный кислый поток сульфата меди, полученный при выполнении операции электрохимического извлечения. Однако могут также использоваться другие потоки, предпочтительно кислые потоки. Хотя использование таких других потоков будет описано ниже более подробно, в соответствии с различными целями настоящего изобретения, нужно использовать технологические потоки, предпочтительно от операций электрохимического извлечения. Например, в вариантах, показанных на фиг. 1 и 3, многоступенчатая стадия электрохимического извлечения следует за стадией выщелачивания под давлением. Хотя показаны две такие стадии электрохимического извлечения, следует отметить, что могут быть также использованы дополнительные стадии в различных применениях. Однако бедный электролит с первой или со второй стадии электрохимического извлечения может использоваться как обратный электролит на дополнительной стадии отделения меди 1010. Однако предпочтительно, как это показано на фиг. 3, чтобы поток 123 от второго контура электрохимического извлечения 1090 возвращался бы на стадию отделения меди 1010. В одном варианте изобретения, бедный поток электролита 125 имеет концентрацию кислоты от около 20 до около 200 г/л, предпочтительно от около 70 до около 180 г/л и наиболее предпочтительно от около 140 до около 170 г/л. В еще одном варианте этого изобретения поток бедного электролита 125 имеет концентрацию меди от около 20 до около 55 г/л, предпочтительно от около 25 до около 50 г/л и-4 010941 наиболее предпочтительно от около 30 до около 45 г/л. Если это целесообразно, на стадии осаждения меди 1010 медь осаждается из потока бедного электролита 125, чтобы сформировать желательный богатый медью концентрат. Предпочтительно при использовании этой стадии выполнять осаждение таким образом, что медь из бедного электролита осаждалась бы, по меньшей мере, частично, в виде сульфида меди, например, в виде CuS. Не будучи связана с какой-либо конкретной теорией, химическая реакция в течение этой примерной стадии осаждения меди, при котором медьсодержащий материал, в основном,халькопирит предположительно протекает следующим образом: Другие содержащие медь минералы и другие сульфиды реагируют с различной интенсивностью в соответствии с аналогичными реакциями, создавая осадок меди и побочный продукт в виде слабой серной кислоты. В соответствии с дополнительной целью изобретения стадия извлечения меди 1010 выполняется при повышенной температуре от около 70 до около 180C, предпочтительно от около 80 до около 100C и наиболее предпочтительно при температуре приблизительно 90 С. В случае необходимости,нагревание может быть осуществлено, используя любые обычные средства, типа электрических нагревательных спиралей, покрытий с электрообогревом, теплообменника с циркуляцией технологической жидкости и других известных или разрабатываемых устройств. В примерном процессе, показанном на фиг. 1 можно использовать парогенератор на отдельном технологическом участке, и горячий пар 119 из испарителя 1040 может быть направлен в технологический аппарат на стадии отделения меди 1010, обеспечивая тепло, необходимое для интенсификации процесса осаждения. Время проведения дополнительного процесса отделения меди может измениться, в зависимости от таких факторов, как температурный режим при работе технологического аппарата и площадь распределения/поверхности по размеру состава медьсодержащего материала, но, как правило, лежит в диапазоне от около 2 мин до около 6 ч. Предпочтительно, условия выбираются таким образом, что осаждается значительное количество меди. Например, скорость осаждения порядка приблизительно 98% осаждения меди были достигнуты в технологических аппаратах, в которых поддерживалась температура приблизительно 90C в течение приблизительно 4 ч. Нужно также учитывать другие параметры при подготовке потока медьсодержащего исходного материала для обработки, которые включают: (i) отношение твердых частиц в подаваемом потоке к полному объему потока медьсодержащего исходного материала; (ii) относительное количество меди в медьсодержащем материале; (iii) температуру; (iv) давление; (v) вязкость; (vi) плотность суспензии исходного материала и (vii) другие факторы, которые, соответственно, следует принимать во внимание. Хотя эти параметры могут быть как существенными, так и не существенными для общей эффективности операций по обработке вниз по потоку во всех случаях, эти параметры могут повлиять на размер оборудования и спецификации материала, требования по потреблению энергии и на другие важные параметры при расчете процесса. Таким образом, расчетное регулирование этих параметров потока перед сложными или ресурсоемкими стадиями обработки может положительно повлиять на экономическую эффективность выбранного процесса. Системы разделения на твердую и жидкую фазы, например, системы фильтрации,контуры противоточной декантации, сгустители и т.д. являются полезными при настройке этих параметров и широко используются в промышленности. В одном варианте изобретения, показанном на фиг. 1, поток продукта 102, который содержит частицы ковеллина/халькопирита и кислоту, получает кислоту со стадии выщелачиванием под давлением 1030, при этом сначала проводится первая стадия электрохимического извлечения 1070, затем вторая стадия электрохимического извлечения 1090 и используется любая кислота, полученная на дополнительной стадии отделения меди 1010, как результат выделения SO2. В соответствии с примерным вариантом изобретения, поток медьсодержащего исходного материала, поступающего на стадию выщелачивания под давлением, содержит от около 10 до около 50% твердых частиц по весу, предпочтительно от около 20 до около 40% твердых частиц по весу. Чтобы отрегулировать концентрацию твердых частиц в потоке продукта 102 в соответствии с желательными параметрами и отделить кислый раствор от медьсодержащих твердых частиц, в соответствии с примерным вариантом изобретения, поток продукта 102 подается в контур разделения на твердую и жидкую фазы 1020. В одном примерном варианте изобретения, контур разделения на твердую и жидкую фазы 1020 предпочтительно включает систему сгустителей 1021, содержащую по меньшей мере один сгуститель, который улучшает разделение на твердую и жидкую фазы. В показанном варианте нижний слив сгустителя 1021 представляет собой поток, подаваемый на выщелачивающие исходного материала 103 под давлением, и перелив представляет собой поток кислоты 110. Предпочтительно поток кислоты 110 содержит только незначительное количество меди. Технологический поток кислоты 110 из процесса может быть нейтрализован, удален в отходы или подвергнут дальнейшей обработке, например, извлечению драгоценного металла, используя различные способы, выбор которых в значительной степени зависит от экономических и регулирующих факторов. В одном варианте изобретения, поток кислоты может быть полезно использован, например, в операциях-5 010941 выщелачивания, типа атмосферной операции выщелачивания, где кислота должна выщелачивать оксид меди, сульфид меди или другие содержащие металл полезные окислы серы. Такая операция выщелачивания может быть кучным выщелачиванием, чановым выщелачиванием, выщелачиванием из отходов или любой другой подобной операцией или может быть операцией выщелачивания под давлением при средней или низкой температуре. В этих операциях кислота используется для реакции со щелочными элементами в руде. На фиг. 2 поток кислоты 110 из технологического сгустителя 1021 (фиг. 1) подается на стадию выщелачивания под атмосферным давлением 2010. В соответствии с одной целью примерного варианта изобретения операция выщелачивания 2010 является обычной операцией кучного выщелачивания с использованием кислоты, в которой медная руда 201 вступает в контакт с потоком кислоты 110 и, опционно, с другими потоками процесса, например с потоком рафината 206 вниз по течению узла извлечения растворителем/раствором 2020. В примере выщелачивания 2010, как кучного выщелачивания, кислота просачивается вниз через кучу руды, делая медь растворимой в медьсодержащий руде в виде сульфата меди и формируя богатый медью выщелачивающий поток раствора 203. В примере операции выщелачивания 2010, как операции выщелачивания под давлением, кислота содействует солюбилизации меди в подаваемом материале, чтобы сформировать поток богатого выщелачивающего раствора. Поток богатого выщелачивающего раствора 203 подается на узел извлечения растворителем/раствором, например, на узел извлечения растворителем/раствором 2020 на фиг. 2, для создания раствора сульфата относительно чистой меди, подходящего для электрохимического извлечения меди. В соответствии с альтернативным вариантом настоящего изобретения, показанным на фиг. 2, поток богатого выщелачивающего раствора 203 может не подвергаться извлечению растворителем/раствором, но вместо этого смешиваться с другим содержащим медь технологическим потоком, и этот общий поток затем передается в контур электрохимического извлечения меди. Например, весь поток или часть потока богатого выщелачивающего раствора 203 (показано пунктиром) можно смешать с содержащим медь потоком раствора 106, и поток бедного электролита 115 отводится в танк 1060 (фиг. 1), чтобы сформировать результирующий поток продукта,пригодного для электрохимического извлечения меди в контуре электрохимического извлечения. Если сточный поток кислоты 110 не используется, как содержащий кислоту побочный продукт, или утилизируется иным образом, кислота может быть нейтрализована, используя, например, потребляющую кислоту пустую породу (т.е. минеральные хвосты обработки) или щелочным агентом, например, известняком или известью. Нейтрализация кислоты пустой породой может быть относительно недорогой, поскольку реактив нейтрализации чрезвычайно распространен. С другой стороны, нейтрализация известняком или известью может быть менее желательна с экономической точки зрения, поскольку оба этих реактива повышают стоимость процесса. Однако, если нейтрализация желательна, может использоваться любой способ нейтрализации кислоты, известный ныне или изобретенный впоследствии. В соответствии с еще одной целью настоящего изобретения, как вкратце упомянуто выше, поток кислоты 110 может эффективно удалять примеси из процесса, например, из процесса электрохимического извлечения. Такие примеси включают, без ограничения, железо, алюминий, кварц, селен, магний, марганец, натрий, калий и другие. Если такие примеси не удалены, они могут накопиться до вредных концентраций и отрицательно воздействовать на полезные стадии производства и на качество продукта (например, катодной меди). Присутствие таких примесей в потоке кислоты 110, в основном, не влияют на вышеупомянутую обработку потока кислоты 110. В соответствии с еще одной целью примерного варианта изобретения, показанного на фиг. 2, узел извлечения растворителем/раствором 2020 очищает имеющий медь поток богатого выщелачивающего раствора 203, подвергнутого кучному выщелачиванию в двух операциях узла - операции извлечения,которая может быть многоступенчатой, сопровождаемой операцией снятия меди. На стадии извлечения поток богатого выщелачивающего раствора 203 вступает в контакт с органической фазой, состоящей из разбавителя (например, керосина), смешанного с селективным реагентом меди (т.е. экстрагирующим агентом). При контакте растворов друг с другом органический экстрагирующим агент химически удаляет медь из богатого выщелачивающего раствора, формируя очищенный от металла водный поток. Очищенный водный поток и органический поток затем разделяются в отстойнике. После разделения органической и водной фазы в отстойнике часть очищенной водной фазы (поток 206), как правило, возвращается на одну или несколько стадий выщелачивания 2010 для формирования богатого выщелачивающего раствора. Опционно часть очищенной водной фазы 206 может возвращаться на стадию разделения меди 1010. Органический поток переходит ко второй операции узла - операции снятия меди. В операции снятия меди органический поток смешивается с сильно кислым электролитом. Этот кислый раствор "снимает" медь с экстрагирующего агента, оставляя органическую фазу, в основном, лишенную меди. По меньшей мере часть водной фазы снимающего раствора (поток 204) подается на установку электрохимического извлечения 2030 в виде "богатого" медью раствора. Водный поток 204 обрабатывается на установке электрохимического извлечения 2030 для получения катодной меди 207 и медьсодержащего потока бедного электролита 208, который в одном предпочтительном варианте изобретения может быть частично рециркулирован на узел извлечения растворителем/раствором 2020. В соответствии с одним альтернативным вариантом изобретения водный поток 204 может не под-6 010941 вергаться электрохимическому извлечению сразу после выхода из узла извлечения растворителем/раствором, но может быть, вместо этого, быть смешан с другими содержащим медь технологическими потоками, и общий поток затем подается в контур электрохимического извлечения. Например,весь или часть водного потока 204 (обозначено пунктиром) может быть смешан с потоком медьсодержащего раствора и с потоком бедного электролита 115 в баке рециркулирующего электролита 1060 (фиг. 1), чтобы сформировать конечный поток продукта, подходящего для электрохимического извлечения в электрохимическом контуре 1070 для извлечения металла. В таких случаях снимающие медь растворы,используемые при извлечении растворителем/раствором 2020, вероятно будут состоять из использованного электролита, выходящего из контура электрохимического извлечения 1070. Как показано на фиг. 1, жидкий раствор нижнего слива из технологического сгустителя 1021 на стадии выщелачивания потока исходного материала 103 под давлением в этом предпочтительном варианте изобретения имеет состав от около 40 до около 60% по весу твердых частиц, остальное представляет собой разбавленный раствор кислоты. Общий состав разбавленного кислого раствора зависит от отношения технологической воды к кислоте, введенной в контур сгустителя. В еще одном варианте настоящего изобретения подготовленный медьсодержащий поток исходного материала предпочтительно подвергается соответствующему процессу, например, выщелачиванию под давлением, для получения суспензии продукта 104, которая включает медьсодержащий раствор 106 и остаток 114. Процесс может быть выбран по желанию, но, в целом, он позволяет получить медьсодержащий раствор 106, который имеет концентрацию кислоты и меди, аналогичные этим показателям потока электролита, выходящего из контура извлечения растворителем/раствором, т.е. медьсодержащий раствор является подходящим для обработки в контуре электрохимического извлечения. Могут использоваться любой подходящий способ или комбинация способов, которая приводит к получению медьсодержащего раствора, не используя способы извлечению растворителем/раствором. В примерном варианте изобретения, показанном на фиг. 1, выщелачивающий поток исходного материала 103 поступает на стадию выщелачивания под давлением 103, чтобы получить содержащую медь суспензию продукта 104. В соответствии с одной целью настоящего изобретения поток исходного материала для выщелачивания под давлением 103 передается на соответствующий технологический аппарат для выщелачивания под давлением, который может быть любым технологическим аппаратом, конструкция которого позволяет содержать компоненты процесса при желательной температуре и давлении в течение необходимого времени обработки. В примерном варианте для выщелачивания под давлением используется технологический аппарат 1031. Технологический аппарат 1031 для выщелачивания под давлением предпочтительно представляет собой горизонтальный многокамерный технологический аппарат с мешалкой, однако,можно использовать другую конфигурацию технологического аппарата и устройство перемешивания,ныне известные или созданные после подачи заявки на это изобретение. Следует отметить, что любой технологический аппарат для выщелачивания под давлением 103, который соответственно обеспечивает обработку потока исходного материала для выщелачивания под давлением для последующего извлечения меди, может использоваться в рамках настоящего изобретения. В целом, химические преобразования, которые происходят на стадии выщелачивания под давлением 1030 при определенных условиях для солюбилизации меди в медьсодержащих материалах, например,халькопирита, халькозина или ковеллина, можно описать следующим образом: 4CuFeS2 + 17O2 + 4H2O4CuSO4 + 4H2SO4 + 2Fe2O3 2Cu2S + 5O2 + 2H2SO44CuSO4 + 2H2OCuS + 2O2CuSO4 При желании условия реакции при выщелачивании под давлением можно регулировать так, что часть сульфида серы, содержавшейся в подаваемом потоке, преобразуется в элементарную серу вместо сульфата. Фракции халькопирита и ковеллина, которые формируют серу вместо сульфата, предположительно реагирует как показано ниже: 4CuFeS2 + 4H2SO4 + 5O24CuSO4 + 2Fe2O3 + 8S + 4H2O 2CuS + 2H2SO4 + O2 2Cu+2 + 2SO4-2 + 2H2O + 2S Выщелачивание под давлением, например при давлении выщелачивания в технологическом аппарате 1031, предпочтительно происходит по способу, выбранному с расчетом увеличения солюбилизации меди, используя эти (или другие) процессы. В целом, температура и давление в выщелачивающем технологическом аппарате должны тщательно регулироваться. Например, в соответствии с одной целью изобретения, температура в выщелачивающем технологическом аппарате 1031 поддерживается в диапазоне от около 100 до около 250C, предпочтительно от около 140 до около 235C. В соответствии с одной целью одного варианта изобретения, температура в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением 1031 целесообразно поддерживать в диапазоне от около 140 до около 180C или в диапазоне от около 150 до около 175C. В соответствии с другим вариантом изобретения, температуру в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением 1031 целесообразно поддерживать от около 200 до около 235C или в диапазоне от около 210 до около 225C. В соответствии с еще одной целью настоящего изобретения, при проведении процесса в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением 1031, в этот аппарат вводится достаточный объем-7 010941 кислорода 112 для поддержания парциального давления кислорода от около 50 до около 250 фунтов на кв. дюйм, предпочтительно от около 75 до около 220 фунтов/кв.дюйм и наиболее предпочтительно от около 150 до около 200 фунтов/кв.дюйм. Кроме того, из-за особенностей процесса выщелачивания при средних температурах под давлением общее операционное давление (включая парциальное давление кислорода) в технологическом аппарате для выщелачивания под давлением является, в основном, избыточным, равным предпочтительно от около 100 до около 750 фунтов/кв.дюйм, более предпочтительно от около 250 до около 400 фунтов/кв.дюйм и наиболее предпочтительно от около 270 до около 350 фунтов/кв.дюйм. Из-за высокоэкзотермического характера выщелачивания сульфидов металла под давлением, и изза того, что теплота, выделяемая выщелачиванием под давлением при средней температуре, в основном,больше чем температура, требуемая для нагрева потока исходного материала 103 до желательной рабочей температуры, требуется охлаждающая жидкость 111, которая предпочтительно вводится в поток исходного материала в технологическом аппарате 1031 в течение проведения процесса выщелачивания под давлением. Охлаждающая жидкость 111 предпочтительно представляет собой оборотную воду, но она также может быть любой подходящей охлаждающей жидкостью, выделенной из самого процесса или поступающей от внешнего источника. В предпочтительном варианте изобретения охлаждающая жидкость 111 может быть введена в технологический аппарат для выщелачивания под давлением 1031 для получения содержания твердых частиц в загружаемой суспензии 104 от около 3 до около 35% твердых частиц по весу. В соответствии с одной целью настоящего изобретения и со ссылкой на фиг. 3, охлаждение технологического аппарата для выщелачивания под давлением может быть достигнуто, используя оборотный поток бедного электролита 123 от одной или нескольких последующих стадий электрохимического извлечения. Например, как показано на фиг. 3, предпочтительно поток бедного электролита 108 направляется от первого контура электрохимического извлечения 1070 на стадию выщелачивания под давлением 1031. Время процесса выщелачивания под давлением может изменяться, в зависимости от различных факторов, например, от состава исходного медьсодержащего материала, размера его частиц и рабочего давления и температуры выщелачивания в технологическом аппарате. В одном примерном варианте изобретения время процесса при выщелачивании халькопирита при средних температурах под давлением лежит в пределах от около 30 до около 180 мин, более предпочтительно от около 60 до около 150 мин и наиболее предпочтительно порядка от около 80 до около 120 мин. В соответствии с другим примерным вариантом настоящего изобретения, медьсодержащий раствор подготавливается для выщелачивания под давлением потока 103 при средней температуре и осуществляется в присутствии диспергирующего агента 127. Подходящие диспергирующие агенты, используемые в соответствии с этой целью настоящего изобретения, включают, например, органические вещества, такие как производные лигнина, лигносульфонаты кальция и натрия, композиции танина, например, квебрахо,ортофенилен диамин (OPD), алкилированные сульфонаты, например, алкилбензол натрия, сульфонаты и комбинации вышеупомянутых веществ. Диспергирующий агент 127 может быть любым веществом, которое обладает стойкостью при выщелачивании под давлением при средних температурах (т.е. от около 140 до около 180C) достаточно долго для рассеивания элементарной серы, полученной в процессе выщелачивания под давлением при средней температуре, и он обеспечивает желательный результат препятствия отложению элементарной серы на медь, что могло бы снизить эффективность извлечения меди. Диспергирующий агент 127 может быть введен в аппарат для выщелачивания под давлением в количестве и/или при концентрации, достаточной для достижения желательного результата. В одном примерном варианте изобретения, благоприятные результаты достигнуты в процессе выщелачивания халькопирита под давлением, используя лигносульфонат кальция в количестве от около 2 до около 20 кг на тонну и более предпочтительно в количестве от около 4 до около 12 кг на тонну; и наиболее предпочтительно в количестве от около 6 до около 10 кг на тонну концентрата халькопирита. В другом варианте настоящего изобретения медьсодержащий раствор может быть подготовлен для извлечения металла, используя одну или несколько химических и/или физических стадий обработки. Аналогичным образом потокмедьсодержащего исходного материала может быть доведен до требуемой кондиции в соответствии с описанными выше операциями для определения состава, концентрации, содержания твердых частиц, объема, температуры, давления и/или других физических и/или химических параметров до желательных величин. В основном, должным образом доведенный до кондиции медьсодержащий раствор будет содержать относительно высокую концентрацию растворимой меди в кислом растворе и предпочтительно будет содержать небольшое количество примесей. Предпочтительно, условия медьсодержащего раствора, поступающего в контур электрохимического извлечения, поддерживаются на постоянном уровне, чтобы улучшить качество и однородность продукта катодной меди. В одном примерном варианте настоящего изобретения предварительная обработка медьсодержащего раствора для извлечения меди в электрохимическом контуре начинается с настройки некоторых физических параметров суспензии продукта, поступающего с реакционной стадии обработки. В этом варианте изобретения, в котором предыдущая стадия - выщелачивание под давлением, может оказаться желательным уменьшить температуру и давление суспензии продукта. Примерный способ регулирования-8 010941 таких характеристик температуры и давления предпочтительной суспензии продукта - атмосферное испарение. Таким образом, в соответствии с примерным вариантом, показанным на фиг. 1, суспензия продукта 106, поступающая из технологического аппарата реакционной стадии обработки 1031, подвергается атмосферному испарению в одном или нескольких расширительных баках или в любой атмосферной системе для снижения давления и для испарительного охлаждения суспензии продукта 104 с помощью выпуска водяного пара для формирования выделенной суспензии продукта 105. Выделенная суспензия продукта 105 предпочтительно имеет температуру в пределах от около 90 до около 101C, концентрацию меди от около 40 до около 120 г/л и концентрацию кислоты от около 16 до около 60 г/л. В одном варианте часть выделенной суспензии продукта 105 также содержит поток 123 (фиг. 1) и возвращается в технологический цикл на стадию выщелачивания Снова обратимся к фигуре 1, иллюстрирующей описываемый вариант изобретения. Выделенная суспензия продукта 105 направляется для разделения на твердую и жидкую фазы 1050, используя контур противоточной декантации 1051. В альтернативном варианте изобретения, стадия разделения на твердую и жидкую фазы 1050 может содержать, например, сгуститель или фильтр. Ряд факторов, таких как материальный баланс, требования по защите окружающей среды, состав стока, экономические и другие соображения могут повлиять на решение, использовать ли контур противоточной декантации, сгуститель,фильтр или другое подходящее устройство на стадии разделения на твердую и жидкую фазы 1050. В одном варианте примерного варианта изобретения, в контуре противоточной декантации используется обычная противоточная промывка потока остатка промывочной водой 113, чтобы возвратить выщелачиваемую медь в медьсодержащий раствор продукта и свести к минимуму количество растворимой меди,передаваемой либо на процесс извлечения драгоценного металла, либо на удаление остатка. Предпочтительно использовать большие отношения промывки и/или несколько стадий противоточной декантации для увеличения эффективности разделения на твердую и жидкую фазы 1050, иными словами, относительно большие количества промывочной воды 113 добавляются к остатку в контуре противоточной декантации и/или используется несколько стадий противоточной декантации. Предпочтительно часть потока суспензии остатка разбавляется водой 113 в контуре противоточной декантации 1051 до концентрации меди от около 5 до 200 частей на миллион (ppm) в растворенной части потока остатка 114. В соответствии с другой целью примерного варианта изобретения, может оказаться желательным дополнение химического реактива к стадии разделения на жидкую и твердую фазу 1050 для удаления вредных элементов из технологического потока. Например, окись полиэтилена может быть добавлена для удаления кварца осаждением, или другие флокуляторы и/или коагулянты могут использоваться для удаления других нежелательных элементов из технологического потока. Один такой подходящий химический реактив известен под торговой маркой POLYVOX WSR-301, поставляемый компанией Dow Chemical. В зависимости от состава, поток остатка 114 от стадии разделения на жидкую и твердую фазу 1050 может быть нейтрализован, удален в отходы или подвергнут дальнейшей обработке, например извлечению драгоценного металла. Например, если поток остатка 114 содержит экономически значительное количество золота, серебра и/или других драгоценных металлов, может оказаться желательным извлечь эту содержащую золото фракцию, используя процесс цианирования или другой подходящий процесс извлечения. Если золото или другие драгоценные металлы должны быть извлечены из потока остатка 114 способом цианирования, содержание загрязняющих примесей в потоке, типа элементарной серы, осадков аморфного железа, непрореагировавших минералов, содержащих медь и растворенную медь, должно быть сведено к минимуму. Такие материалы могут потребовать значительного потребления реактивов в процессе цианирования и, таким образом, увеличить расходы при извлечении драгоценного металла. Как упомянуто выше, предпочтительно использовать большое количество, промывочной воды или другого разбавителя в процессе разделения на твердую и жидкую фазы для поддержания низких уровней меди и кислоты в составе потока остатка твердыми частицами при попытке оптимизировать условия для последующего извлечения драгоценного металла. Как отмечено выше, точное регулирование условий медьсодержащего раствором, поступающего в контур электрохимического извлечения - особенно поддержание, в основном, постоянного состава меди может увеличить качество гальванически извлеченной меди и, помимо всего прочего, даже обеспечить отложение меди на катоде и устранить пористость поверхности катодной меди, которая ухудшает медную продукцию и таким образом может уменьшить ее экономическую ценность. В соответствии с этой целью изобретения, такое управление производственным процессом может быть достигнуто, используя любые различные способы и конфигурации оборудования, при котором выбранная система и/или способ поддерживают достаточно постоянный поток исходного материала к контуру электрохимического извлечения. Снова обращаясь к фиг. 1, в соответствии с одним вариантом изобретения, мы видим, что поток медьсодержащего раствора 106 от стадии обработки электролита 1050 возвращается в бак оборотного электролита 1060. Бак оборотного электролита 1060 соответственно облегчает управление производственным процессом в контуре электрохимического извлечения 1070, как будет обсуждено ниже более-9 010941 подробно. Поток медьсодержащего раствора 106, который, как правило, содержит от около 40 до около 120 г/л меди и от около 10 до около 60 г/л кислоты, предпочтительно смешивается с потоком бедного электролита 115 в баке оборотного электролита 1060 в отношении, подходящем для выдачи потока продукта 107, условия которого могут быть выбраны для оптимизации конечного продукта контура электрохимического извлечения 1070. Как показано на фиг. 2, в альтернативном варианте изобретения дополнительный поток бедного электролита 205 можно смешать с потоком бедного электролита 115 и с медьсодержащим раствором 106 в баке оборотного электролита 1060, чтобы получить поток продукта 107 в соответствии с принципами управления производственным процессом, обсужденными в связи с вариантом, показанным на фиг. 1. В этом альтернативном варианте поток бедного электролита 205 предпочтительно имеет состав, аналогичный составу бедного электролита 115. Далее, как обсуждено выше, в бак с рабочим электролитом 1060 могут быть введены другие потоки, например, поток богатого выщелачивающего раствора 203 (фиг. 2) или часть потока бедного электролита 123 от второго контура электрохимического выщелачивания 1090(фиг. 3). В системе, показанной на фиг. 1, состав меди в потоке продукта 107 предпочтительно поддерживается, в основном, постоянным. Хотя поток продукта 107 может содержать концентрацию меди до предела растворимости при заданных условиях, предпочтительно поток продукта 107 имеет концентрацию меди от около 15 до около 80 г/л и более предпочтительно от около 20 до около 60 г/л и часто выше 30 г/л. В одном примерном варианте изобретения каждый из трубопроводов, через которые в танк 1060 поступает поток бедного электролита 115 и содержащий медь раствор электролита 106, снабжены управляющими клапанами, чтобы облегчить регулирование процесса смешивания в танке. Как показано на фиг. 1, медь от потока продукта 107, соответственно полученная электрохимическим извлечением, представляет собой чистый продукт в виде катодной меди. В соответствии с различными целями изобретения, используется процесс, в котором после надлежащей предварительной обработки медьсодержащего раствора, высококачественный, однородно покрытый металлом продукт в виде катодной меди 116 может быть реализован, не подвергая медьсодержащий раствор процессу извлечения меди растворителем/раствором до входа в контур электрохимического извлечения. Специалисты в данной области знают, что для электрохимического извлечения меди и других ценных металлов могут быть использованы различные способы и устройства, любой из которых может оказаться подходящим для использования в соответствии с настоящим изобретением, если удовлетворены необходимые параметры процесса для выбранного способа или устройства. Для удобства и ясного понимания настоящего изобретения, контур для электрохимического извлечения, используемый в связи с различными вариантами изобретения, может содержать контур электрохимического извлечения, выполненный и установленный для работы обычным способом. Контур электрохимического извлечения может включать ячейки для электрохимического извлечения, выполненные в виде удлиненных прямоугольных баков, содержащих установленные параллельно плоские медные катоды, чередующиеся с плоскими анодами из свинцового сплава, установленными перпендикулярно продольной оси бака. Медьсодержащий выщелачивающий раствор может подаваться в бак, например, с одного конца, течь перпендикулярно плоскости параллельных анодов и катодов, медь будет откладываться на катоде, и вода подвергается электролизу, формируя кислород и протоны на аноде при подаче тока. Первичные электрохимические реакции для электрохимического извлечения меди из кислого раствора, могут быть представлены следующим образом: 2CuSO4 + 2H2O2Cu + 2H2SO4 + O2 Полуреакция катода: Cu2+ + 2 еCu Полуреакция анода: 2H2O4 Н + O2 + 4 е+ Как показано на фиг. 1, поток продукта 107 подается из бака рециркулирующего электролита 1060 в контур электрохимического извлечения 1070, который содержит одну или несколько обычных ячеек электрохимического извлечения. Следует, однако, понимать, что любой способ и/или устройство, известное в настоящее время или которое может быть изобретено в будущем, подходят для электрохимического извлечения меди из кислого раствора по вышеприведенным реакциям или, в противном случае,является предметом настоящего изобретения. В соответствии с примерным вариантом изобретения, контур электрохимического извлечения 1070 выдает продукт типа катодной меди 116, и также дополнительно выделяет поток газа 117 и относительно большой объем медьсодержащего кислого раствора, определяемого здесь, как поток бедного электролита 108 и 115. Как обсуждено выше, в показанном на фиг. 1 варианте изобретения часть потока бедного электролита 108 может быть направлена на стадию осаждения меди 1010 (этот поток, как будет обсуждено ниже, может включать часть потока бедного электролита 123 из второго контура электрохимического извлечения 1090) и поток бедного электролита подается в бак оборотного электролита 1060. Специалистам понятно, что может оказаться желательным регулировать расход потока, направление потока и другие параметры потока электролита из контура электрохимического извлечения 1070 для получения максимальной эффективности системы по настоящему изобретению. Как показано на фиг. 3, в альтернативном варианте изобретения, весь содержащий медь поток 106- 10010941 не обязательно должен быть направлен в бак оборотного электролита 1060. В соответствии с различными вариантами настоящего изобретения, для достижения оптимальной эксплуатационной и экономической эффективности, может оказаться желательным направить часть медьсодержащего потока исходного материала 106 на обработку, отличную от электрохимического извлечения. Как показано на фиг. 3, часть потока медьсодержащего материала 106 может быть смешана с потоком исходного материала и направлена на стадию выщелачивания 103. Кроме того, часть медьсодержащего потока 106 может быть направлена на стадию осаждения 1010. Снова обращаясь к фиг. 1, можно видеть, что поток электролита 120 с первого контура электрохимического извлечения 1070, который содержит по меньшей мере часть бедного электролита, полученного в первом контуре, который не возвращается на другие стадии процесса, подается для дальнейшей обработки во второй контур электрохимического извлечения 1090. В примерном варианте изобретения поток бедного электролита 120 возвращается бак оборотного электролита 1080. Бак оборотного электролита 1080 облегчает управление производственным процессом в контуре электрохимического извлечения 1090, как будет обсуждено ниже более подробно. Поток бедного электролита 120, который, в основном,содержит от около 20 до около 40 г/л меди, и от около 100 до около 180 г/л кислоты, предпочтительно смешивается с потоком бедного электролита 123 из второго контуре электрохимического извлечения в баке оборотного электролита 1080 в отношении, подходящем для получения продукта 121, условия которого могут быть выбраны для оптимизации конечного продукта из контура электрохимического извлечения 1090. Как показано на фиг. 1, медь из потока продукта 121, полученная электрохимическим извлечением,представляет собой чистый продукт в виде катодной меди. В соответствии с различными целями изобретения используется процесс, в котором после надлежащей предварительной обработки медьсодержащего раствора может быть получен высококачественный, однородно покрытый металлом продукт в виде катодной меди 122, не подвергая медьсодержащий раствор процессу извлечения растворителем/раствором перед подачей в контур электрохимического извлечения. В соответствии с примерным вариантом второй контур электрохимического извлечения 1090 выдает продукт в виде катодной меди 122 с выделением газа и остаточным объемом медьсодержащей кислоты, определяемой на фиг. 1, как поток бедного электролита 123. В соответствии с еще одним примерным вариантом по меньшей мере часть потока бедного электролита 123 возвращается в бак оборотного электролита 1080 в количестве, достаточном для выдачи потока продукта 121, условия которого могут быть выбраны, чтобы оптимизировать конечный продукт второго контура электрохимического извлечения 1090. Опционно, часть потока бедного электролита 123 может быть возвращена на стадию отделения меди 1010 через поток 125 (который может также включать часть бедного электролита, полученного в первом контуре электрохимического извлечения 1070). В соответствии с различными примерными вариантами изобретения, как показано на фиг. 3, поток бедного электролита 123 опционно направляется полностью или частично в бак оборотного электролита 1080, в бак оборотного электролита 1060 и/или на стадию осаждения меди 1010. Специалисты в данной области оценят возможность эффективно управлять технологическим потоком, направляемым на другие стадии и операции по настоящему изобретению. Хотя это не показано на фиг. 1 и 3, по меньшей мере часть потока бедного электролита 123 может быть опционно направлена для дальнейшей обработки в процессе, например, показанном на фиг. 2. Настоящее изобретения было описано выше на нескольких примерах возможных вариантов. Следует понимать, что показанные и описанные здесь конкретные варианты только иллюстрируют изобретение и лучшие способы его реализации и ни в коей мере не предназначены для ограничения каких-либо возможностей изобретения. Специалисты в данной области после чтения настоящего описания понимают, что могут быть сделаны изменения и модификации примерных вариантов, не выходя их объема и возможностей настоящего изобретения. Например, хотя речь везде шла о меди, изобретение также применимо к извлечению других металлов из металлоносных материалов. Кроме того, хотя определенные предпочтительные варианты изобретения описаны здесь на конкретных примерах, такие варианты изобретения могут быть достигнуты с помощью любого числа подходящих средств, известных в настоящее время или возможно будут изобретены. Соответственно, эти и другие изменения или модификации включены в объем настоящего изобретения. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ 1. Способ извлечения меди из медьсодержащего материала, содержащий следующие стадии: обеспечение потока исходного материала, содержащего медьсодержащий материал и кислоту; выщелачивание указанного потока исходного материала под давлением при температуре от около 100 до около 250C для получения суспензии продукта, включающей медьсодержащий раствор и остаток; предварительную обработку указанной суспензии продукта, используя одну или несколько стадий химической или физической обработки для получения медьсодержащего раствора, подходящего для- 11010941 электрохимического извлечения; электрохимическое извлечение меди по меньшей мере из части указанного медьсодержащего раствора для получения катодной меди и первого потока бедного электролита, не подвергая перед этим медьсодержащий раствор извлечению растворителем/раствором; электрохимическое извлечение меди по меньшей мере из части указанного первого потока бедного электролита с получением второго потока бедного электролита и рециркуляцию части указанного второго потока бедного электролита на стадию выщелачивания под давлением. 2. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного материала, включающая подачу исходного материала, содержит подачу медьсодержащей сульфидной руды, концентрата или осадка. 3. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока медьсодержащего исходного материала включает подачу потока исходного материала, включающего, по меньшей мере, халькопирит,халькозин, борнит, ковеллин, дигенит и энаргит, или их смеси, или их комбинации. 4. Способ по п.3, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу потока исходного материала, содержащего халькопирит. 5. Способ по п.1, в котором указанная стадия обеспечения потока исходного медьсодержащего материала включает подачу потока исходного медьсодержащего материала и потока раствора, содержащего медь и кислоту. 6. Способ по п.1, который содержит стадию выделения по меньшей мере части указанного медьсодержащего исходного материала из указанной кислоты в указанном потоке исходного материала для получения медьсодержащего потока, включающего медьсодержащий материал. 7. Способ по п.6, в котором указанная стадия выделения включает реакцию по меньшей мере части меди в медьсодержащем потоке электролита для осаждения по меньшей мере части указанной меди в указанном медьсодержащем потоке электролита в виде сульфида меди в указанном потоке исходного материала. 8. Способ по п.6, в котором указанная стадия выделения включает реакцию по меньшей мере части меди в медьсодержащем потоке электролита в присутствии диоксида серы, благодаря чему по меньшей мере часть указанной меди в указанном медьсодержащем потоке электролита осаждается как сульфид меди в указанном потоке исходного материала. 9. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате выщелачивания под давлением при температуре от около 140 до около 180C и при полном рабочем давлении от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм. 10. Способ по п.9, в котором указанная стадия выщелачивания дополнительно включает ввод кислорода в аппарат выщелачивания под давлением, чтобы поддержать парциальное давление кислорода в аппарате выщелачивания в диапазоне от около 50 до около 250 фунтов на кв.дюйм. 11. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате выщелачивания под давлением при температуре от около 200 до около 235 С и при полном рабочем давлении от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм. 12. Способ по п.11, в котором указанная стадия выщелачивания дополнительно включает ввод кислорода в аппарат выщелачивания под давлением, чтобы поддержать парциальное давление кислорода в аппарате выщелачивания под давлением от около 50 до около 250 фунтов на кв.дюйм. 13. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания под давлением указанного потока исходного материала включает выщелачивание под давлением указанного потока исходного материала в присутствии поверхностно-активного вещества, выбранного из группы, состоящей из производных лигнина, ортофенилдиамина, алкилированных сульфонатов и их смесей. 14. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания под давлением указанного потока исходного материала включает выщелачивание под давлением указанного потока исходного материала в присутствии лигносульфоната кальция. 15. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания под давлением указанного потока исходного материала включает выщелачивание под давлением указанного потока исходного материала в присутствии поверхностно-активного вещества в количестве от около 2 до около 20 кг на тонну концентрата в медьсодержащем потоке исходного материала. 16. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает смешивание по меньшей мере части указанного медьсодержащего раствора по меньшей мере с частью содержащего медь потока электролита, чтобы получить концентрацию меди от около 15 до около 80 г на литр указанного медьсодержащего раствора. 17. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает стадию разделения на твердую и жидкую фазы по меньшей мере части указанной суспензии продукта, в котором по меньшей мере часть указанного медьсодержащего раствора отделена от указанного остатка.- 12010941 18. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки дополнительно включает смешивание по меньшей мере части указанного медьсодержащего раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков, чтобы получить желательную концентрацию меди в указанном медьсодержащем растворе. 19. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки дополнительно включает смешивание по меньшей мере части указанного медьсодержащего раствора по меньшей мере с частью одного или нескольких содержащих медь потоков, чтобы получить концентрацию меди от около 15 до около 80 г на литр указанного медьсодержащего раствора. 20. Способ по п.1, в котором указанная стадия предварительной обработки включает фильтрацию по меньшей мере части указанной суспензии продукта, в котором по меньшей мере часть указанного медьсодержащего раствора отделена от указанного остатка. 21. Способ по п.1, в котором первый поток бедного электролита не подвергают извлечению растворителем/раствором. 22. Способ по п.6, в котором первый поток бедного электролита не подвергают извлечению растворителем/раствором. 23. Способ по п.1, дополнительно включающий стадию использования части указанной второй стадии потока бедного электролита в операции атмосферного выщелачивания. 24. Способ по п.1, дополнительно включающий стадию рециркуляции части указанной второй стадии потока бедного электролита на указанную стадию разделения. 25. Способ по п.1, дополнительно включающий стадию рециркуляции части указанной второй стадии потока бедного электролита на указанную стадию выщелачивания под давлением. 26. Способ по п.1, в котором указанная стадия выщелачивания включает выщелачивание по меньшей мере части указанного потока исходного материала в аппарате выщелачивания под давлением при температуре от около 140 до около 180C и при полном рабочем давлении от около 100 до около 750 фунтов на кв.дюйм.