Vad är kopparextraktion?

Kopparextraktion  avser de metoder som används för att få koppar från dess malmer. Omvandlingen av koppar består av en serie fysikaliska och elektrokemiska processer. Metoderna har utvecklats och varierar med land beroende på malmkällan, lokala miljöbestämmelser och andra faktorer.

Liksom i all gruvdrift måste malmen vanligtvis tillvaratas (koncentreras). Bearbetningsteknikerna beror på malmens beskaffenhet. Om malmen huvudsakligen är sulfidkopparmineraler (som t.ex. kopparkis), krossas malmen och mals för att frigöra de värdefulla mineralerna från avfallsmineralerna ("ganga"). Det koncentreras sedan med mineralflotation. Koncentratet säljs sedan vanligtvis till avlägsna smältverk, även om vissa stora gruvor har smältverk i närheten. Sådan samlokalisering av gruvor och smältverk var mer typiska under 1800- och början av 1900-talet, då mindre smältverk kunde vara ekonomiska. Sulfidkoncentraten smälts vanligtvis i sådana ugnar som Outokumpu- eller Inco-flashugnen eller ISASMELT-ugnen för att producera skärsten, som måste omvandlas och raffineras för att producera anodkoppar. Slutligen är den slutliga raffineringsprocessen elektrolys. Av ekonomiska och miljömässiga skäl återvinns många av biprodukterna från utvinningen. Svaveldioxidgas, till exempel, fångas upp och omvandlas till svavelsyra — som sedan kan användas i utvinningsprocessen eller säljas för ändamål som gödseltillverkning.

Oxiderade kopparmalmer kan behandlas genom hydrometallurgisk extraktion.

Historia

De tidigaste bevisen på kallhamring av inhemsk koppar kommer från utgrävningen vid Çayönü Tepesi i östra Anatolien, som dateras mellan 7200 och 6600 f.Kr. ^[1]  Bland de olika föremål som ansågs vara votiv eller amuletter fanns en som såg ut som en fiskkrok och en som en syl. Ett annat fynd, vid Shanidar-grottan i Mergasur, Irak, innehöll kopparpärlor, daterad till 8 700 f.Kr. ^[2]

En av världens äldsta kända koppargruvor, i motsats till användningen av ytavlagringar, finns i Timnadalen, Israel, sedan det fjärde årtusendet f.Kr., med användning av ytavlagringar sedan det sjätte till femte årtusendet. ^{[3] [4]}

Den arkeologiska platsen Pločnik i sydöstra Europa (Serbien) innehåller de äldsta säkert daterade ^{[ tveksamt – diskutera ]} bevis på koppartillverkning vid hög temperatur, från 5 000 f.Kr. Fyndet i juni 2010 sträcker sig med ytterligare 500 år det tidigare rekordet av kopparsmältning från Rudna Glava (Serbien), daterat till 5:e årtusendet f.Kr. ^5]

Kopparsmältningsteknik gav upphov till kopparåldern, alias den kalkolitiska åldern, och sedan bronsåldern. Bronsåldern hade inte varit möjlig utan att människor utvecklat smältteknik.

Koncentration

De flesta kopparmalmer innehåller endast en liten andel kopparmetall bunden i värdefulla malmmineraler, medan resten av malmen är oönskade bergarter eller gangummineraler, typiskt silikatmineraler eller oxidmineraler som det ofta inte finns något värde för. I vissa fall har avfallsavfall dragits tillbaka för att återvinna förlorat värde eftersom tekniken för att återvinna koppar har förbättrats. Den genomsnittliga halten av kopparmalmer under 2000-talet är under 0,6 % koppar, med en andel ekonomiska malmmineraler (inklusive koppar) som är mindre än 2 % av den totala volymen av malmberget. Ett nyckelmål i den metallurgiska behandlingen av malm är att separera malmmineral från gångmineral i berget.

Det första steget i varje process inom en metallurgisk behandlingskrets är noggrann malning eller  finfördelning , där stenen krossas för att producera små partiklar (<100 μm) som består av individuella mineralfaser. Dessa partiklar separeras sedan för att avlägsna gånggas (stenrester), därefter följt av en process för fysisk frigöring av malmmineralerna från berget. Processen för frigöring av kopparmalmer beror på om de är oxid- eller sulfidmalmer. ^[6]

Efterföljande steg beror på typen av malm som innehåller koppar och vad som kommer att utvinnas. För oxidmalmer genomförs normalt en hydrometallurgisk frigöringsprocess, som utnyttjar den lösliga naturen hos malmmineralerna till fördel för det metallurgiska reningsverket. För sulfidmalmer, både sekundär (supergen) och primär (hypogen), används skumflotation för att fysiskt separera malm från gång. För speciella inhemska kopparbärande malmkroppar eller sektioner av malmkroppar rika på supergen naturlig koppar, kan detta mineral utvinnas med en enkel gravitationskrets.

Skumflotation

 

Skumflotationsceller för att koncentrera koppar- och nickelsulfidmineraler, Falconbridge, Ontario.

Den moderna skumflotationsprocessen uppfanns självständigt i början av 1900-talet i Australien av CV Potter och ungefär samtidigt av GD Delprat. ^[7]

 

Kopparsulfidladdade luftbubblor på en Jameson-cell vid flotationsanläggningen i Prominent Hillmine i södra Australien

Alla primära sulfidmalmer av kopparsulfider, och de flesta koncentrat av sekundära kopparsulfider (som är chalcocit), utsätts för smältning. Vissa processer för urlakning eller trycklakning finns för att solubilisera chalcocitkoncentrat och producera kopparkatod från den resulterande lakvattenlösningen, men detta är en mindre del av marknaden.

Karbonatkoncentrat är en relativt liten produkt som produceras från kopparcementeringsanläggningar, vanligtvis som slutskedet av en höglakningsoperation. Sådana karbonatkoncentrat kan behandlas genom en lösningsmedelsextraktions- och elektroutvinningsanläggning (SX-EW) eller smältas.

Kopparmalmen krossas och mals till en sådan storlek att en acceptabelt hög grad av frigöring har skett mellan kopparsulfidmalmsmineralerna och gångmineralerna. Malmen vätas sedan, suspenderas i en slurry och blandas med xanthater eller andra reagens, vilket gör sulfidpartiklarna hydrofoba. Typiska reagens inkluderar kaliumetylxantat och natriumetylxantat, men ditiofosfater och ditiokarbamater används också.

Den behandlade malmen införs i en vattenfylld luftningstank som innehåller ytaktiva ämnen såsom metylisobutylkarbinol (MIBC). Luft pressas hela tiden genom slammet och luftbubblorna fäster vid de hydrofoba kopparsulfidpartiklarna som leds till ytan där de bildar ett skum och skummas bort. Dessa skummassor utsätts i allmänhet för en renare-rensande cell för att avlägsna överskott av silikater och för att avlägsna andra sulfidmineraler som skadligt kan påverka koncentratkvaliteten (vanligtvis galena) och det slutliga koncentratet som skickas för smältning. Det berg som inte har flytit av i flotationscellen kasseras antingen som avfall eller vidarebearbetas för att utvinna andra metaller som bly (från galena) och zink (från sfalerit), om de skulle finnas. För att förbättra processeffektiviteten används kalk för att höja pH-värdet i vattenbadet, vilket gör att uppsamlaren joniseras mer och att den företrädesvis binder sig till kolis (CuFeS ₂) och undviker pyriten (FeS ₂). Järn finns i båda primärzonens mineraler. Kopparmalmer som innehåller kolopirit kan koncentreras för att producera ett koncentrat med mellan 20 % och 30 % koppar-i-koncentrat (vanligtvis 27–29 % koppar); återstoden av koncentratet är järn och svavel i kopparkis och oönskade föroreningar såsom silikatgångmineraler eller andra sulfidmineraler, vanligtvis mindre mängder pyrit, sfalerit eller galena. Chalcocitkoncentrat klassar vanligtvis mellan 37% och 40% koppar-i-koncentrat, eftersom chalcocit inte har något järn i mineralet.

Hydrometallurgisk extraktion

Sulfidmalmer

Sekundära sulfider - de som bildas av supergen sekundär anrikning - är resistenta ( eldfasta ) mot svavelhaltig urlakning. Dessa malmer är en blandning av kopparkarbonat, sulfat, fosfat och oxidmineraler och sekundära sulfidmineraler, dominerande chalcocit, men andra mineraler som digenit kan vara viktiga i vissa avlagringar.

Supergene malmer rika på sulfider kan koncentreras med skumflotation. Ett typiskt koncentrat av chalcocit kan gradera mellan 37% och 40% koppar i sulfid, vilket gör dem relativt billiga att smälta jämfört med kopparkoncentrat.

Vissa supergene sulfidavlagringar kan urlakas med hjälp av en bakteriell oxidationshöglakningsprocess för att oxidera sulfiderna till svavelsyra, vilket också möjliggör samtidig urlakning med svavelsyra för att producera en kopparsulfatlösning. Liksom med oxidmalmer används lösningsmedelsextraktion och elektroutvinningsteknik för att återvinna koppar från den gravida laklösningen.

Supergene sulfidmalmer rika på inhemska kopparmineraler är eldfasta för behandling med svavelsyraläckage på alla praktiska tidsskalor, och de täta metallpartiklarna reagerar inte med skumflotationsmedier. Vanligtvis, om naturlig koppar är en mindre del av en supergenprofil, kommer den inte att återvinnas och kommer att rapportera till avfallet. När de är tillräckligt rika kan inhemska kopparmalmkroppar behandlas för att återvinna kopparn via en gravitationsseparationskrets där metallens densitet används för att frigöra den från de lättare silikatmineralerna. Ofta är gängets beskaffenhet viktig, eftersom lerrika inhemska kopparmalmer visar sig vara svåra att befria.

Oxidmalmer

Oxiderade kopparmalmkroppar kan behandlas via flera processer, med hydrometallurgiska processer som används för att behandla oxidmalmer som domineras av kopparkarbonatmineraler som azurit och malakit, och andra lösliga mineraler som silikater som chrysocolla, eller sulfater som atacamid och så vidare.

Sådana oxidmalmer urlakas vanligtvis med svavelsyra, vanligtvis i en höglaknings- eller dumpningsprocess för att frigöra kopparmineralerna till en lösning av svavelsyra laddad med kopparsulfat i lösning. Kopparsulfatlösningen (den dräktiga laklösningen) avlägsnas sedan från koppar via en lösningsmedelsextraktion och elektrovinnande (SX-EW) anläggning, med den förtätade (denuded) svavelsyran återförd till högarna. Alternativt kan kopparn fällas ut ur den gravida lösningen genom att bringa den i kontakt med järnskrot; en process som kallas cementering. Cementkoppar är normalt mindre ren än SX-EW-koppar. Vanligtvis används svavelsyra som lakningsmedel för kopparoxid, även om det är möjligt att använda vatten, särskilt för malmer rika på ultralösliga sulfatmineraler. ^{[ citat behövs ]}

I allmänhet används inte skumflotation för att koncentrera kopparoxidmalmer, eftersom oxidmineraler inte är känsliga för skumflotationskemikalierna eller processen (dvs. de binder inte till fotogenbaserade kemikalier). Kopparoxidmalmer har emellanåt behandlats via skumflotation via sulfidering av oxidmineralerna med vissa kemikalier som reagerar med oxidmineralpartiklarna för att producera en tunn ram av sulfid (oftast chalcocit), som sedan kan aktiveras av skumflotationsanläggningen.

Sulfidsmältning

Fram till senare hälften av 1900-talet var smältning av sulfidmalmer nästan det enda sättet att framställa kopparmetall från utvunna malmer ( primär  kopparproduktion). Davenport, et al, noterade 2002 att även då var 80 % av den globala primära kopparproduktionen från koppar-järn-svavelmineraler och att den stora majoriteten av dessa behandlades genom smältning.

Koppar utvanns initialt från sulfidmalmer genom att direkt smälta malmen i en ugn. ^[9]  Smältverken låg till en början nära gruvorna för att minimera transportkostnaderna. Detta undvek de oöverkomliga kostnaderna för att transportera avfallsmineralerna och svavel och järn som finns i de kopparhaltiga mineralerna. Men eftersom koncentrationen av koppar i malmkropparna minskade blev energikostnaderna för att smälta hela malmen också oöverkomliga, och det blev nödvändigt att koncentrera malmerna först.

Inledande koncentrationstekniker inkluderade handsortering ^[10]  och gravitationskoncentration. De resulterade i stora förluster av koppar. Följaktligen var utvecklingen av skumflotationsprocessen ett stort steg framåt inom mineralbearbetning. ^[11]  Det möjliggjorde utvecklingen av den gigantiska Bingham Canyon-gruvan i Utah. ^[12]

På 1900-talet koncentrerades de flesta malmarna före smältningen. Smältning utfördes till en början med sinteranläggningar och masugnar ^[13]  eller med rostar och efterklangsugnar. ^[14]  Smältning av rostning och efterklangsugnar dominerade primär kopparproduktion fram till 1960-talet. ^[8]

Stekning

Rostningsprocessen utförs vanligtvis i kombination med efterklangsugnar. I rostaren oxideras kopparkoncentratet delvis för att producera "kalcin" och svaveldioxidgas. Stökiometrin för reaktionen som inträffar är:

2 CuFeS ₂ + 3 O ₂ → 2 FeO + 2 CuS + 2 SO ₂

Rostning lämnar i allmänhet mer svavel i den brända produkten (15 % i fallet med rosteriet vid Mount Isa Mines ^[15] ) än en sinterväxt lämnar i den sintrade produkten (cirka 7 % i fallet med smältverket för elektrolytisk raffinering och smältning ^{[ 16]} ).

Från och med 2005 är rostning inte längre vanligt vid behandling av kopparkoncentrat, eftersom dess kombination med efterklangsugnar inte är energieffektiv och SO ₂ -koncentrationen i rostverkets avgas är för utspädd för kostnadseffektiv avskiljning. ^[8]  Direktsmältning gynnas nu, t.ex. genom att använda följande smältteknik: snabbsmältning, Isasmelt, Noranda, Mitsubishi eller El Teniente ugnar. ^[8]

Smältning

 

Ersättning av efterklangsugnssmältning med snabbsmältning, relaterat till antalet kopparsmältverk som använder denna teknik.

Den initiala smältningen av materialet som ska smältas kallas vanligtvis  smältnings-  eller  skärstenssmältningssteget  . Det kan utföras i en mängd olika ugnar, inklusive de i stort sett föråldrade masugnarna och efterklangsugnarna, såväl som snabbugnar, Isasmelt-ugnar, etc. ^[8]  Produkten från detta smältsteg är en blandning av koppar, järn och svavel som är berikad med koppar, och som kallas  matt  eller  kopparmatt.^[8]  Termen  mattkvalitet  används normalt för att hänvisa till kopparhalten i skärsten. ^[17]

Syftet med mattsmältningssteget är att eliminera så mycket av de oönskade järn-, svavel- och  gångmineralerna  (som kiseldioxid, magnesiumoxid, aluminiumoxid och kalksten) som möjligt, samtidigt som förlusten av koppar minimeras. ^[17]  Detta uppnås genom att reagera järnsulfider med syre (i luft eller syreberikad luft) för att producera järnoxider (främst som FeO, men med lite magnetit (Fe ₃O ₄)) och svaveldioxid. ^[17]

Kopparsulfid och järnoxid kan blandas, men när tillräckligt med kiseldioxid tillsätts bildas ett separat slaggskikt. ^[18]  Tillsats av kiseldioxid minskar också smältpunkten (eller, mer korrekt, likvidustemperaturen) för slaggen, vilket innebär att smältningsprocessen kan drivas vid en lägre temperatur. ^[18]

Den slaggbildande reaktionen är:

FeO + SiO2 ₂ [ ₂^[17]

Slagg är mindre tät än matt, så det bildar ett lager som flyter ovanpå matten. ^[19]

Koppar kan försvinna från skärstenen på tre sätt: som kopparoxid (Cu ₂O) löst i slaggen, ^[20]  som sulfidkoppar löst i slaggen ^[21]  eller som små droppar (eller  prickar ) av skärsten suspenderad i slaggen slagg. ^{[22] [23]}

Mängden koppar som går förlorad som oxidkoppar ökar när syrepotentialen hos slaggen ökar. ^[23]  Syrepotentialen ökar i allmänhet när kopparhalten i skärstenen ökar. ^[24]  Således ökar förlusten av koppar som oxid när kopparhalten i skärstenen ökar. ^[25]

Å andra sidan minskar sulfidkoppars löslighet i slagg när kopparhalten i skärstenen ökar över cirka 40 %. ^[21]  Nagamori beräknade att mer än hälften av kopparn löst i slagg från skärsten som innehåller mindre än 50 % koppar är sulfidkoppar. Ovanför denna siffra börjar oxidisk koppar dominera. ^[21]

Förlusten av koppar som kulor suspenderade i slaggen beror på kulornas storlek, slaggens viskositet och den tillgängliga sedimenteringstiden. ^[26]  Rosenqvist föreslog att ungefär hälften av kopparförlusterna till slagg berodde på suspenderade kulor. ^[26]

Massan av slagg som genereras i smältsteget beror på järnhalten i materialet som matas in i smältugnen och målskärstenskvaliteten. Ju högre järninnehåll fodret har, desto mer järn kommer att behöva kasseras till slaggen för en given skärsten. På liknande sätt kräver höjning av målskärstenskvaliteten avstötning av mer järn och en ökning av slaggvolymen.

Sålunda är de två faktorer som mest påverkar förlusten av koppar till slagg i smältsteget:

• mattkvalitet
• massa av slagg. ^[18]

Det innebär att det finns en praktisk gräns för hur hög skärstensgraden kan vara om förlusten av koppar till slagg ska minimeras. Därför krävs ytterligare bearbetningssteg (konvertering och brandförädling).

Följande underavsnitt beskriver kortfattat några av de processer som används vid skärstenssmältning.

Efterklangsugnssmältning

Efterklangsugnar är långa ugnar som kan behandla vått, torrt eller rostat koncentrat. ^[8]  De flesta av de efterklangsugnar som användes under de senare åren behandlade rostat koncentrat eftersom det är mer energieffektivt att sätta in torrt fodermaterial i efterklangsugnen, och eftersom elimineringen av en del av svavlet i rostaren resulterar i högre skärstenskvaliteter. ^[8]

Efterklangsugnsmatningen tillsätts till ugnen genom matningshål längs ugnens sidor. ^[8]  Ytterligare kiseldioxid tillsätts normalt för att hjälpa till att bilda slaggen. Ugnen eldas med brännare med pulveriserat kol, eldningsolja eller naturgas ^[27]  och den fasta laddningen smälts.

Efterklangsugnar kan dessutom matas med smält slagg från det senare omvandlingssteget för att återvinna den ingående kopparn och andra material med hög kopparhalt. ^[27]

Eftersom efterklangsugnsbadet är stilla sker mycket liten oxidation av tillförseln (och sålunda elimineras mycket lite svavel från koncentratet). Det är i grunden en smältprocess. ^[26]  Följaktligen har våtladdade efterklangsugnar mindre koppar i sin matta produkt än kalcinladdade ugnar, och de har också lägre kopparförluster till slagg. ^[27]  Gill citerar ett slaggvärde för koppar på 0,23 % för en våtladdad efterklangsugn mot 0,37 % för en kalcinladdad ugn. ^[27]

I fallet med kalcinladdade ugnar har en betydande del av svavlet eliminerats under rostningssteget, och kalcinet består av en blandning av koppar- och järnoxider och sulfider. Efterklangsugnen verkar för att tillåta dessa arter att närma sig kemisk jämvikt vid ugnens driftstemperatur (cirka 1600 °C vid brännaränden av ugnen och cirka 1200 °C vid rökkanalens ände; ^[28]  skärsten är cirka 1100 °C och slaggen är cirka 1195 °C ^[27] ). I denna jämviktsprocess byter syre associerat med kopparföreningar med svavel associerat med järnföreningar, vilket ökar järnoxidhalten i ugnen, och järnoxiderna interagerar med kiseldioxid och andra oxidmaterial för att bilda slaggen. ^[27]

Den huvudsakliga jämviktsreaktionen är:

Cu2O ₂FeS = Cu2S ₂FeO ^[27]

Slaggen och skärsten bildar distinkta skikt som kan avlägsnas från ugnen som separata strömmar. Slaggskiktet tillåts periodiskt rinna genom ett hål i ugnens vägg över höjden av det matta skiktet. Mattan avlägsnas genom att dränera den genom ett hål i skänkar så att den kan transporteras med kran till omvandlarna. ^[27]  Denna dräneringsprocess är känd som  tappning  i ugnen. ^[27]  Det matta tapphålet är normalt ett hål genom ett vattenkylt kopparblock som förhindrar erosion av de eldfasta tegelstenarna som kantar ugnen. När borttagningen av skärsten eller slaggen är klar täpps hålet normalt igen med lera, som tas bort när ugnen är redo att tappas igen.

Efterklangsugnar användes ofta för att behandla smält omvandlarslagg för att återvinna innehållet koppar. ^[27]  Detta skulle hällas i ugnarna från skänkar som bärs av kranar. Omvandlarslaggen är emellertid hög i magnetit ^[29]  och en del av denna magnetit skulle fällas ut från omvandlarslaggen (på grund av dess högre smältpunkt), vilket bildar en ansamling på efterklangsugnens härd och nödvändiggör avstängningar av ugnen för att ta bort anhopningen. ^[29]  Denna ansamlingsbildning begränsar mängden omvandlarslagg som kan behandlas i en efterklangsugn. ^[29]

Även om efterklangsugnar har mycket låga kopparförluster till slagg, är de inte särskilt energieffektiva och de låga koncentrationerna av svaveldioxid i deras avgaser gör att fångsten är oekonomisk. ^[8]  Följaktligen ägnade smältverksoperatörer mycket pengar på 1970- och 1980-talen för att utveckla nya, mer effektiva kopparsmältningsprocesser. ^[30]  Dessutom hade snabbsmältningsteknik utvecklats tidigare år och började ersätta efterklangsugnar. År 2002 hade 20 av de 30 efterklangsugnar som fortfarande var igång 1994 stängts. ^[8]

Flashugnssmältning

Vid snabbsmältning dispergeras koncentratet i en luft- eller syreström och smältreaktionerna fullbordas i stort sett medan mineralpartiklarna fortfarande flyger. ^[30]  De reagerade partiklarna lägger sig sedan i ett bad i botten av ugnen, där de beter sig som kalcinerar i en efterklangsugn. ^[31]  Ett slagglager bildas ovanpå det matta lagret, och de kan separat tappas från ugnen. ^[31]

Konverterar

 

Syrefri koppar aka "Tough-pitch" koppar (ca. 98% ren), innehållande antimon och nickel

Skärsten, som tillverkas i smältverket, innehåller 30–70 % koppar (beroende på vilken process som används och smältverkets verksamhetsfilosofi), främst som kopparsulfid, samt järnsulfid. Svavlet avlägsnas vid hög temperatur som svaveldioxid genom att blåsa luft genom smält skärsten:

2 CuS + 3 O ₂ → 2 CuO + 2 SO ₂

CuS + O ₂ → Cu + SO ₂

I en parallell reaktion omvandlas järnsulfiden till slagg:

2 FeS + 3 O ₂ → 2 FeO + 2 SO ₂

2 FeO + SiO₂ Fe2SiO4₂SiO₄

Renheten hos denna produkt är 98 %, den är känd som  blister  på grund av den trasiga ytan som skapas av svaveldioxidgas som läcker ut när blisterkoppargrisar  eller  tackor kyls. Biprodukter som genereras i processen är svaveldioxid och slagg. Svaveldioxiden fångas upp för användning i tidigare lakningsprocesser.

Brandförädling

Blisterkopparn sätts in i en anodugn, en ugn som förädlar blisterkopparn till anodklassad koppar i två steg genom att ta bort det mesta av kvarvarande svavel och järn och sedan avlägsna syre som tillförts under det första steget. Detta andra steg, ofta kallat  poling,  görs genom att blåsa naturgas, eller något annat reduktionsmedel, genom den smälta kopparoxiden. När denna låga brinner grönt, vilket indikerar kopparoxidationsspektrumet, har syret mestadels bränts bort. Detta skapar koppar med cirka 99% renhet.

Elektroraffinering

 

Apparat för elektrolytisk raffinering av koppar

Kopparen raffineras genom elektrolys. Anoderna gjutna av bearbetad blisterkoppar placeras i en vattenlösning av 3–4 % kopparsulfat och 10–16 % svavelsyra. Katoder är tunna valsade plåtar av mycket ren koppar eller, vanligare nuförtiden, återanvändbara startplåtar av rostfritt stål (som i IsaKidd-processen). ^[32]  En potential på endast 0,2–0,4 volt krävs för att processen ska börja. I industrianläggningar är strömtätheter upp till 420 A/m ² möjliga. ^[33]  Vid anoden löses koppar och mindre ädla metaller upp. Ädelmetaller som silver, guld, selen och tellur lägger sig på botten av cellen som anodslem, vilket bildar en säljbar biprodukt. Koppar(II)joner migrerar genom elektrolyten till katoden. Vid katoden plåtar kopparmetall ut, men mindre ädla beståndsdelar som arsenik och zinkremain i lösning om inte en högre spänning används. ^[34]  Reaktionerna är:

Vid anoden: Cu _(s)  → Cu ²⁺ _(aq)  + 2e ⁻

Vid katoden: Cu ²⁺ _(aq)  + 2e ⁻  → Cu _(s)

Marknadsföring av koncentrat och koppar

Kopparkoncentrat som produceras av gruvor säljs till smältverk och raffinaderier som behandlar malmen och raffinerar kopparn och tar betalt för denna tjänst via behandlingsavgifter (TC) och raffineringsavgifter (RC). Den globala kopparkoncentratmarknaden  ^[35] värderades till 81 miljarder US-dollar 2019 och beräknas nå 93 miljarder US-dollar år 2027 och expandera till en CAGR på 2,5 %. TC debiteras i US$ per ton behandlat koncentrat och RC debiteras i cent per behandlat pund, denominerade i US-dollar, med referenspriser som fastställs årligen av stora japanska smältverk. Kunden kan i detta fall vara ett smältverk som vidaresäljer blisterkoppargöt till en raffinör, eller en smältverksraffinör som är vertikalt integrerad.

En vanlig form av kopparkoncentrat innehåller guld och silver, som den som tillverkades av Bougainville Copper Limited från Pangunagruvan från början av 1970-talet till slutet av 1980-talet.

Det typiska kontraktet för en gruvarbetare är noterat mot London Metal Exchange-priset, minus TC-RC och eventuella tillämpliga straffavgifter eller krediter. Påföljder kan bedömas mot kopparkoncentrat beroende på nivån av skadliga ämnen som arsenik, vismut, bly eller volfram. Eftersom en stor del av kopparsulfidmalmkropparna innehåller silver eller guld i avsevärda mängder, kan en kredit betalas till gruvarbetaren för dessa metaller om deras koncentration  i koncentratet  överstiger ett visst belopp. Vanligtvis tar raffinaderiet eller smältverket ut en avgift från gruvarbetaren baserat på koncentrationen; ett typiskt kontrakt kommer att specificera att en kredit ska betalas för varje uns av metallen i koncentratet över en viss koncentration; under det, om den återvinns, kommer smältverket att behålla metallen och sälja den för att täcka kostnaderna.

Kopparkoncentrat handlas antingen via spotkontrakt eller under långtidskontrakt som en egen mellanprodukt. Ofta säljer smältverket själva kopparmetallen på uppdrag av gruvarbetaren. Gruvarbetaren betalas priset vid den tidpunkt då smältverksraffinaderiet genomför försäljningen, inte till priset på dagen för leverans av koncentratet. Enligt ett offertprissystem överenskoms priset att vara på ett fast datum i framtiden, vanligtvis 90 dagar från leverans till smältverket.

Kopparkatod av A-klass består av 99,99 % koppar i ark som är 1 cm tjocka och cirka 1 kvadratmeter i kvadrat som väger cirka 200 pund. Det är en äkta vara som kan levereras till och handlas på metallbörserna i New York City (COMEX), London (London Metals Exchange) och Shanghai (Shanghai Futures Exchange). Ofta handlas kopparkatod på börserna indirekt via warranter, optioner eller swapkontrakt så att majoriteten av kopparn handlas på LME/COMEX/SFE men leverans uppnås direkt, logistiskt flyttar den fysiska kopparn och överför kopparplåten från själva de fysiska lagren.

Den kemiska specifikationen för koppar av elektrolytisk kvalitet är ASTM B 115-00 (en standard som specificerar produktens renhet och maximala elektriska resistivitet).

Mr. Nick Sun     [email protected]