BRPI0511767B1 - Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita - Google Patents
Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita Download PDFInfo
- Publication number
- BRPI0511767B1 BRPI0511767B1 BRPI0511767-4B1A BRPI0511767A BRPI0511767B1 BR PI0511767 B1 BRPI0511767 B1 BR PI0511767B1 BR PI0511767 A BRPI0511767 A BR PI0511767A BR PI0511767 B1 BRPI0511767 B1 BR PI0511767B1
- Authority
- BR
- Brazil
- Prior art keywords
- pyrite
- chalcopyrite
- solution
- copper
- leaching
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 77
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 37
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims description 16
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 97
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 claims description 97
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 claims description 97
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 83
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 claims description 83
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 65
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 63
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 59
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 58
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 40
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 33
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 25
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 14
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 229910021607 Silver chloride Inorganic materials 0.000 claims description 8
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 7
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 5
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 claims description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000007844 bleaching agent Substances 0.000 claims 4
- JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N Cu2+ Chemical compound [Cu+2] JPVYNHNXODAKFH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 3
- 229910001431 copper ion Inorganic materials 0.000 claims 3
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 claims 3
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910001447 ferric ion Inorganic materials 0.000 claims 1
- 229910001448 ferrous ion Inorganic materials 0.000 claims 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 claims 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 44
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 38
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 33
- 230000008569 process Effects 0.000 description 30
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 22
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 16
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 15
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 14
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 13
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical group [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 12
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 8
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 7
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 6
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 6
- 229910000366 copper(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 5
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 4
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 4
- 238000010349 cathodic reaction Methods 0.000 description 4
- 239000006193 liquid solution Substances 0.000 description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000002161 passivation Methods 0.000 description 3
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 3
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 3
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 230000003197 catalytic effect Effects 0.000 description 2
- 238000005336 cracking Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 230000008570 general process Effects 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L iron(2+) sulfate (anhydrous) Chemical compound [Fe+2].[O-]S([O-])(=O)=O BAUYGSIQEAFULO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H iron(3+) sulfate Chemical compound [Fe+3].[Fe+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O RUTXIHLAWFEWGM-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000360 iron(III) sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 239000001856 Ethyl cellulose Substances 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002730 additional effect Effects 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 239000010953 base metal Substances 0.000 description 1
- 239000003637 basic solution Substances 0.000 description 1
- NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N bis(sulfanylidene)iron Chemical compound S=[Fe]=S NFMAZVUSKIJEIH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 1
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 description 1
- BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N copper iron sulfane Chemical compound S.[Fe].[Cu] BUGICWZUDIWQRQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 230000001627 detrimental effect Effects 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 229910000358 iron sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000359 iron(II) sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 description 1
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 1
- 238000006213 oxygenation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- -1 pulp density Substances 0.000 description 1
- 239000004065 semiconductor Substances 0.000 description 1
- 230000005476 size effect Effects 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0063—Hydrometallurgy
- C22B15/0065—Leaching or slurrying
- C22B15/0067—Leaching or slurrying with acids or salts thereof
- C22B15/0071—Leaching or slurrying with acids or salts thereof containing sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/045—Leaching using electrochemical processes
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Electrochemistry (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
“MÉTODO PARA A RECUPERAÇÃO DE COBRE A PARTIR DE CONCENTRADO DE CALCOPIRITA” Campo técnico A invenção pertence a métodos para a lixiviação de cobre a partir de concentrados contendo sulfetos. Mais especialmente, ela pertence a um processo hidrometalúrgico para a extração de cobre de um concentrado contendo sulfeto, incluindo concentrados de sulfetos misturados, especialmente concentrados contendo calcopirita (CuFeS2).
Fundamentos Conforme é conhecido na técnica, a calcopirita é um semicondutor, e portanto corrói eletroquimicamente em soluções oxidantes.
Em meio de sulfato férrico, a reação geral de lixiviação é como se segue: CuFeS2(s) + 2Fe2(S04)3 (a) - Q1SO4 (a) + óFeSCC (a) + 2S° (s) Esta reação poderá ser representada como uma combinação de reações anódicas e catódicas de meia célula: Reação anódica de meia célula: CuFeS2 -> Cu2+ + Fe2+ + 2S° + 4e 3+ 2-(- Reação catódica de meia célula: 4Fe + 4e' -» 4Fe O problema fundamental com a oxidação da calcopirita é que as superfícies do mineral calcopirita são passivadas (isto é, elas se tomam resistentes à quebra eletroquímica) em potenciais de solução acima de um certo nível (geralmente considerado como sendo em tomo de 550 a 600 mV vs Ag/AgCl). É largamente considerado que isto resulta da formação de algum tipo de filme de passivação na superfície do mineral que muito provavelmente consiste de uma forma alterada, parcialmente esgotada de Fe de calcopirita. Por causa disto, a maioria dos investigadores consideraram que é a reação anódica da meia célula (isto é a reação de quebra do mineral) que limita a reação geral de lixiviação. Seria desejável dispor-se de um processo de lixiviação no qual tal passivação fosse reduzida.
Sumário Os inventores atuais descobriram que, principalmente, a reação catódica de meia célula (isto é, a redução férrica) é que é lenta na superfície da calcopirita, e determinaram que a presença de uma superfície catalítica alternativa para a redução férrica em contato elétrico com a calcopirita produz um mecanismo através do qual a passivação da calcopirita pode ser eliminada em uma solução misturada de sulfato de ferro.
Em termos gerais, o método da invenção inclui as etapas de produção de um catalisador para o processo de lixiviação, como por exemplo, pirita (FeS2), e a lixiviação do cobre dos concentrados contendo sulfeto de cobre na presença do catalisador. A etapa de lixiviação é executada em uma solução lixiviadora de sulfato ácido, como por exemplo, uma solução lixiviadora de sulfato férrico, nas condições através das quais a pirita não é materialmente oxidada. O processo poderá incluir a aplicação de um agente oxidante, como por exemplo, o oxigênio, na forma de ar ou gás CX Tão logo o cobre seja lixiviado do concentrado, é desejável recuperar-se o cobre da solução lixiviada. De preferência, primeiramente é executada uma etapa de separação sólido-líquido, separando uma solução líquida contendo o cobre de um resíduo sólido. O cobre pode então ser recuperado da solução líquida através de meios convencionais, tais como extração por solvente e eletroprodução (SX-EW), ou pela redução com gás hidrogênio.
No processo, uma quantidade significativa (percentagem em massa) de pirita está presente com o concentrado durante a lixiviação. Sob condições apropriadas, pode-se obter uma extração virtualmente completa do cobre através deste método, tão rapidamente quanto em 4h. Acredita-se que este é o tempo mais curto no qual qualquer pessoa lixiviou a calcopirita até o fim nas condições atmosféricas em meio de sulfato, sem a ajuda de moagem ultra-fina.
Breve descrição dos desenhos A figura 1 é um fluxograma do processo de lixiviação de concentrados de cobre.
As figuras 2(a) e (b) são gráficos da conversão do cobre contra o tempo de reação e o potencial da solução contra o tempo de reação, respectivamente, para reações de lixiviação executadas com e sem pirita.
As figuras 3 (a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e o potencial da solução contra o tempo da reação, respectivamente, mostrando o efeito do tamanho da partícula mineral e do potencial inicial da solução.
As figuras 4(a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e do potencial da solução contra o tempo de reação, respectivamente, mostrando o efeito do tamanho da partícula do mineral e do potencial inicial da solução na ausência de pirita.
As figuras 5(a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e do potencial da solução contra o tempo de reação, respectivamente, mostrando o efeito de fontes diferentes de pirita.
As figuras 6(a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e do potencial de solução contra o tempo de reação, respectivamente, mostrando o efeito da densidade da polpa.
As figuras 7(a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e o potencial da solução contra o tempo de reação, respectivamente, mostrando o efeito da velocidade do rotor e da escolha de ar ou oxigênio como o oxidante primário.
As figuras 8(a) e (b) são gráficos da concentração de cobre contra o tempo de reação e o potencial da solução contra o tempo de reação, respectivamente, mostrando o efeito da concentração de ácido, da densidade da polpa e da relação em massa calcopirita:pirita.
Descrição detalhada No método descrito aqui, a pirita é um fornecedor efetivo e conveniente de uma superfície alternativa para a redução férrica; efetivo, por que as adições de massa de pirita entre duas e quatro vezes aquela da calcopirita produzem recuperações finais de cobre tipicamente duas a quatro vezes maiores do que sem a pirita, e conveniente, porque tais níveis de pirita, com freqüência, já estão presentes nos minérios de calcopirita. Assim sendo, o nível requerido de pirita no reator poderá ser obtido, em muitos casos, simplesmente flotando-se um concentrado volumoso de pirita/calcopirita e enviando o mesmo diretamente para o circuito de lixiviação. Isto tem a vantagem adicional de minimizar as perdas de cobre no circuito de flotação.
Se os níveis de pirita no minério são inadequados, a pirita poderá ser adicionada no concentrado de calcopirita e/ou poderá ser introduzida uma corrente de reciclo de pirita. O processo de lixiviação atual é executado, portanto, utilizando-se uma mistura composta de concentrado de calcopirita particulada e pirita particulada, sendo entendido que a referência a tal "mistura" inclui ambas as composições, nas quais a pirita é especificamente adicionada no concentrado e aquela onde ela já está presente no concentrado em um nível suficiente e portanto não necessita ser adicionada. A pirita é muito efetiva como um catalisador galvânico quando ela se comporta estritamente como um catodo. Assim sendo, o processo de lixiviação é executado nas condições nas quais a pirita não é oxidada substancialmente, isto é, não tanto que seja importante para o funcionamento efetivo do processo, e de preferência, não seja oxidada. Isto pode ser feito mantendo-se o potencial da solução abaixo de um certo nível. O potencial máximo de solução de operação (isto é, o potencial no qual o processo é executado) é tipicamente menor do que cerca de 500 mV contra Ag/AgCl (todos os potenciais de solução mencionados aqui são expressos em relação ao eletrodo de referência standard Ag/AgCl). De preferência, o potencial da solução de operação está entre cerca de 350 mV e 520 mV e mais de preferência, entre cerca de 380 mV e 480 MV. Se o potencial da solução (que tende a se elevar quando a lixiviação progride) excede estes valores, a velocidade de lixiviação da calcopirita diminui significativamente.
Para não exceder um certo potencial de solução em um reator lixiviador férrico, deve-se assegurar que o suprimento de férrico não exceda à demanda. No sistema atual, isto significa que a reação geral de lixiviação: CuFeS2 (s) + 2Fe2(S04)3 (a) -> CuS04 (a) + 5FeS04 (a) + 2S° (s) deve ser intrinsecamente mais rápida do que a reação de oxidação ferrosa com gás oxigênio dissolvido: 4FeS04 (a) + 02 (a) + 2H2S04 (a) 2Fe2(S04)3 (a) + 2H20 (1) Considerando-se que o conjunto apropriado de variáveis de operação foi identificado para se maximizar a velocidade intrínseca de lixiviação (isto é, relação CuFeS2:FeS2, tamanho de partícula, nível de ácido, e temperatura), então é um assunto de projeto de engenharia escolher-se os níveis apropriados de densidade de polpa, vazão de oxigênio, e intensidade de agitação, de tal forma que o suprimento de férrico não exceda à demanda em nenhuma parte do circuito de lixiviação. O processo atual poderá ser executado em uma base de batelada ou como um processo contínuo, o último sendo o preferido. No modo de batelada, como o nível de calcopirita no reator de lixiviação (e, simultaneamente, a demanda para o oxidante) diminui com o tempo, poderá ser necessário controlar-se o fluxo de oxigênio para o reator para evitar que o potencial de solução exceda o máximo desejado, especialmente quando é utilizado gás oxigênio puro ao invés de ar. Altemativamente, em um processo contínuo consistindo de uma quantidade de tanques de lixiviação em série, podería ser feito simplesmente o suprimento de oxigênio para cada tanque na quantidade apropriada. Isto poderá ser facilitado na prática, suprindo-se oxigênio puro ou ar enriquecido por oxigênio para o primeiro ou os dois primeiros tanques e ar para os tanques restantes, ou talvez, operando o tanque final sem oxigênio.
No modo de batelada, é também desejado que a solução lixiviadora tenha um nível inicial de ferro de pelo menos 1 g por litro, para iniciar o processo de lixiviação. No entanto, isto não tem importância em um processo continuo, onde a quebra da calcopirita gerará ferro dissolvido suficiente continuamente.
Um exemplo de um fluxograma de processo para a execução do processo em uma base contínua, e a recuperação do cobre extraído, é mostrado na figura 1. O processo envolve três etapas básicas, especificamente, lixiviação, recuperação de cobre (através de SX-EW), e rejeição de ferro e geração de ácido opcional através de reposição (por intermédio de oxi-hidrólise). As correntes opcionais de fluxo são indicadas em linhas tracejadas. No reator de lixiviação, na etapa 10 do processo a calcopirita é lixiviada seletivamente em potencial baixo na presença do catalisador de pirita, produzindo um resíduo sólido de enxofre, enquanto o ferroso é oxidado a férrico com gás oxigênio dissolvido: Lixiviação: CuFeS2 (s) + 2Fe2(S04)3 (a) CuS04 (a) + 5FeS04 (a) + 2S° (s) Oxidação ferrosa: 4FeS04 (a) + 02 (g) + 2H2S04 (a) -» 2Fe2(S04)3 (a) + 2H20 (I) Geral: CuFeS2 (s) + 02 (g) + 2H2S04 (a) -» CuS04 (a) + FeS04 (a) + 2S° (s) + 2 H20 (I) Como o potencial de solução é mantido baixo, o ferro dissolvido da calcopirita permanecerá principalmente como ferroso. Esta reação consome 2 moles de ácido por mol de cobre.
Após o processo de lixiviação, o cobre pode ser extraído da solução lixiviadora. Depois de uma separação sólido -líquido (etapa 12), produzindo uma solução líquida contendo cobre, a solução líquida é de preferência, submetida a uma extração convencional por solvente e eletroprodução na etapa 14, para produzir catodos puros de cobre de acordo com a seguinte reação geral: SX-EW: CuS04 (a) + H20 (I) -»Cu (s) + H2S04 (a) + l/202 (g) Para rejeitar o ferro e recuperar o restante do ácido, uma corrente de purga de rafmado é submetida a oxi-hidrólise com gás oxigênio na etapa 16 para oxidar o ferroso a férrico e formar um precipitado férrico estável. Um método preferido envolve a formação de hematita e portanto: Oxi-hidrólise de ferro: FeS04 (a) + l/402 (g) + H20 (I) -» l/2Fe203 (s) + H2S04 (a) Este processo envolvería uma quantidade pequena de gás oxigênio, que podería ser fornecido por uma instalação de adsorção por troca de pressão de vapor de baixo custo (VPSA). A hematita podería simplesmente passar através do circuito de lixiviação e ser rejeitada para as correntes de rejeito na etapa 12. A concentração do estado estacionário de ferro dissolvido entrando no circuito de lixiviação seria inversamente relacionada com a proporção de purga de rafmado para a oxi-hidrólise (etapa 16).
Em princípio, a química geral do processo conforme imaginado não requer ácido: Processo geral: CuFeS2 (s) + 5/402 (g) -> Cu (s) + l/202 (g) + l/2Fe203 (s) + 2S° (s) (Notar que o oxigênio deve ser fornecido na esquerda, enquanto que o oxigênio na direita é perdido para a atmosfera). No entanto, poderá ser requerida alguma reposição de ácido para compensar as perdas nas correntes de rejeito e de purga. Esta reposição de ácido pode ser produzida durante a oxi-hidrólise de ferro alimentando-se uma pequena porção de enxofre na forma de sulfetos metálicos, incluindo, mas não necessariamente limitados a, calcopirita e pirita, e/ou enxofre elementar, ou misturas dos mesmos, para o reator de oxi-hidrólise e: Oxidação de calcopirita: CuFeS2 (s) + 5/4 02 (g) + H20 (I) -> CuS04 (a) + l/2Fe203 (s) + H2S04 (a) Oxidação de pirita: FeS2 (s) + 7/202 (g) + 2H20 (I) -»l/2Fe203 (s) + 2H2S04 (a) Oxidação de enxofre: S° (s) + 3/202 (g) + H20 (I) -»H2S04 (a) Altemativamente, o ácido adicional podería ser adicionado manualmente conforme seja necessário. Assim sendo, os únicos custos operacionais significativos associados com este processo são os da eletricidade requerida para a eletroprodução do cobre e para a geração de oxigênio.
No processo atual, um concentrado volumoso contendo uma relação calcopirita:pirita em tomo de cerca de 4:1 e cerca de 1:20 é submetido ao processo de lixiviação. Altemativamente, a relação calcopirita:pirita é entre cerca 1:1 e 1:10, ou entre cerca de 1:2 e 1:4. A origem da pirita presente no concentrado não é importante. Pirita adicional pode ser adicionada de uma fonte externa ou reciclada para completar a relação desejada no concentrado volumétrico ou, se apropriado, um concentrado volumoso pode ser preparado a partir de uma amostra do minério que naturalmente é rica em pirita, com o enriquecimento adicional a partir de uma fonte externa de pirita, se for necessário. Ficará entendido que outros sulfetos de cobre ou de metal básico também podem estar presentes no concentrado que está sendo lixiviado. O processo de lixiviação poderá ser operado em temperaturas entre cerca de 50°C e o ponto de fusão do enxofre (em tomo de 110 a 120°C).
Altemativamente, ele é operado em uma temperatura entre cerca de 70°C e o ponto de fusão do enxofre. O processo de lixiviação pode ser operado sob qualquer pressão entre cerca da pressão atmosférica e aquelas pressões atingíveis em uma autoclave. De preferência, ele é operado em tomo da pressão atmosférica. O processo de lixiviação pode ser operado em uma atmosfera de gás contendo oxigênio como ar, ar enriquecido por oxigênio, oxigênio substancialmente puro, ou qualquer combinação dos mesmos, em uma série de tanques de lixiviação. Sendo apresentados os requisitos relativamente modestos para o oxigênio do processo, este gás oxigênio também pode ser fornecido por uma instalação VPSA de baixo custo, ou por uma instalação mais convencional de oxigênio criogênico, para aplicações maiores.
Neste relatório e reivindicações, o termo P80 descreve o tamanho de partícula no qual 80% da massa de material passará através do tamanho especificado de malha. Para uso no processo de lixiviação, o tamanho de partícula P80 do concentrado de calcopirita pode variar ao longo de uma larga faixa. Por exemplo, pode ser utilizado um tamanho de partícula P80 de cerca de 210 mícrons. De preferência, o tamanho de partícula da calcopirita é abaixo de cerca de 106 mícrons, ou altemativamente, abaixo de cerca de 75 mícrons, ou altemativamente, abaixo de cerca de 38 mícrons. O tamanho da partícula de pirita poderá ser o mesmo ou menor do que o tamanho da partícula de calcopirita. Altemativamente, o tamanho de partícula P80, tanto do concentrado de calcopirita como de pirita, poderá estar na faixa de 38 a 106 mícrons. A moagem ultrafína do concentrado e/ou da pirita não são necessárias, apesar do processo poder trabalhar com materiais ultra-fmos. A lixiviação pode ser operada com qualquer densidade de polpa que possa parecer razoável para alguém versado na técnica. Por exemplo, a densidade da polpa poderá ser em tomo de 9% ou maior.
Densidades maiores de polpa facilitam o controle do potencial de solução, assegurando uma demanda férrica elevada, e poderá também aumentar a efetividade do par galvânico entre a pirita e a calcopirita.
De acordo com a estequiometria geral de lixiviação apresentada acima, pelo menos 2 moles de ácido sulfurico devem ser adicionados teoricamente à lixiviação para cada mol de cobre recuperado da calcopirita. Na prática, no entanto, o requisito de ácido poderá flutuar, dependendo da composição exata do concentrado e do grau de enxofre e da oxidação ferrosa e da precipitação de ferro que ocorrem durante a lixiviação.
De preferência, pelo menos 1,5 moles de ácido sulfurico são adicionados por cada mol de cobre recuperado, e mais de preferência, pelo menos 2 moles de ácido sulfurico são adicionados por cada mol de cobre. Níveis mais elevados de ácido sulfurico em solução geralmente aumentam a cinética da lixiviação.
Exemplos As reações de lixiviação são executadas na pressão atmosférica e com uma variedade de composições de concentrados e sob várias condições, conforme descrito abaixo, e as medições da recuperação de cobre e do potencial da solução foram feitas em intervalos de até 24h. Os resultados são mostrados graficamente nas figuras 2 a 8. Naquelas figuras, cada curva recebe uma designação na legenda que indica, entre parênteses, a fonte, quantidade, e tamanho de partícula dos minerais envolvidos, seguido pelas condições nas quais o teste foi executado. O significado destas designações é como se segue. Primeiramente, nos parênteses: A representa um mineral de calcopirita de uma fonte na Austrália (23,6% de Cu, 28,1% Fe, 28,7% S) O significa um mineral de calcopirita de uma fonte em Otário, Canadá (24,1% Cu, 32,4% Fe, 31,2% S) P significa um mineral de pirita de uma fonte no Peru (0,3% Cu, 45,3%Fe, 51,4% S) U significa um mineral de pirita de uma fonte no Utah, USA (< 0,1% Cu, 42,9% Fe, 47,9% S) 10 significa, por exemplo, 10 g de mineral adicionado ao reator. F significa a fração de tamanho de partícula fino (-38 micrometros de diâmetro) M significa a fração de tamanho médio de partícula (+ 38 - 75 micrometros de diâmetro). C significa a fração de tamanho de partícula grossa (+ 75 - 106 micrometros de diâmetro).
Então, após os parênteses: E precede o potencial inicial da solução (em mV vs o eletrodo de referência Ag/AgCl) Fe precede o nível de Fe total em solução inicialmente em g/1 (valor básico: 5 g/1) Ac precede o nível de H2S04 em solução inicialmente em g/1 (valor básico: 10 g/1) V precede o volume inicial da solução em ml (valor básico: 1.500 ml) I precede a velocidade de rotação do rotor em rpm (valor básico:750 rpm) Oxi significa o uso de gás oxigênio ao invés de ar (oxidante básico: ar) Estes últimos cinco indicadores aparecem apenas no texto escrito se foi utilizado algum valor diferente do básico. Isto não significa dizer que os valores básicos são ótimos, mas simplesmente reflete o fato de que a maior parte dos testes foram executados nestas condições. Assim, por exemplo, os seguinte texto escrito da legenda: (A30M U60F)E462 Ac20I1200 Oxi significa 30 g de calcopirita da "Austrália" de moagem média e 60 g de pirita de "Utah" de moagem fina adicionadas em 1.500 ml de solução (subentende-se o valor básico) com uma concentração inicial de Fe de 5 g por litro (significando o valor básico) e uma concentração inicial de H2S04 de 20 g/1 apresentando um potencial de solução inicial de 462 mV vs Ag/AgCl, operado com uma velocidade do rotor de 1200 rpm com gás oxigênio puro como o oxidante.
Em cada figura, as legendas são arranjadas na ordem decrescente de conversão do cobre, do topo para o fundo, e são aplicados os mesmos símbolos nas curvas potenciais correspondentes.
Exemplo 1: Efeito da pirita Conforme mostrado nas figuras 2(a) e (b), a pirita tem um efeito significativo na recuperação final do cobre da calcopirita. Neste caso especial, uma relação calcopirita:pirita de 1:4 assegura uma recuperação completa do cobre em cerca de 24h nas condições básicas, enquanto que somente cerca de 50% do cobre é recuperado na ausência de pirita, antes que a lixiviação cesse completamente. Mesmo apesar do teste com pirita ter sido iniciado com um potencial significativamente mais elevado, a presença de pirita rapidamente puxa o potencial para um nível bem abaixo do outro teste e mantém o mesmo durante a sua duração. Nenhuma outra forma de controle potencial foi requerida.
Exemplo 2: Efeito do tamanho da partícula e do potencial inicial da solução.
Os resultados dos testes comparando os efeitos do tamanho da partícula e do potencial inicial da solução são mostrados nas figuras 3(a) e (b).
Estes cinco testes foram todos executados nas condições básicas, com as mesmas quantidades dos mesmos minerais. Assim sendo, eles oferecem a comparação mais clara dos efeitos de tamanho de partícula.
Estes testes mostram que o tamanho da partícula de pirita tem um efeito muito mais significativo do que aquele da calcopirita. Em cada caso, a recuperação de cobre diminui com o aumento do tamanho da partícula de pirita. No entanto, comparando-se a terceira (calcopirita de moagem grosseira-pirita de moagem média) e a quarta (calcopirita de moagem média- pírita de moagem média) foi visto que reduzindo-se o tamanho de partícula da calcopirita sem também reduzir o tamanho de partícula de pirita, isto tem um efeito prejudicial na conversão do cobre. Este resultado é completamente oposto ao conhecimento convencional relativo ao efeito do tamanho da partícula de calcopirita na eficácia da lixiviação (onde é considerado necessária a moagem muito fina, ou mesmo ultra-fina). As razões deste comportamento são sutis. Como já foi mencionado, o sucesso da tecnologia reside em se ter uma quantidade suficiente de área superficial da pirita disponível para suportar a reação catódica inteira por conta da calcopirita.
Com área superficial insuficiente da pirita, a calcopirita deve suportar pelo menos uma porção do processo catódico para produzir uma imersão de elétrons suficientemente grande para a sua reação de quebra anódica. Quando a área superficial da pirita é inadequada, haverá um certo potencial acima do qual a calcopirita também se toma (pelo menos parcialmente) catódica. Tão logo este potencial é alcançado, a calcopirita começa a apresentar um comportamento "passivo”. Isto explica porque o quarto teste foi passivado após 8h, enquanto que o terceiro teste não o foi.
Ao contrário destes resultados, o potencial inicial pode ter uma influência dramática nos resultados quando a calcopirita é lixiviada na ausência de pirita, enquanto que o tamanho de partícula não é talvez outra vez tão importante, conforme mostrado na figura 4. Os testes iniciados em baixo potencial foram feitos de forma idêntica, mesmo um deles envolvendo a calcopirita de moagem fina e o outro envolvendo a calcopirita de moagem média, enquanto o teste que foi iniciado em potencial elevado foi passivado muito mais cedo e liberou menos da metade do cobre do que os outros testes, depois de 24h.
Exemplo 3: Efeito da fonte de pirita O efeito da fonte de pirita é mostrado nas figuras 5(a) e (b).
Aqueles testes usando pirita do "Peru" são mostrados com outros símbolos, e aqueles usando a pirita de "Utah" são mostrados com símbolos cheios).
Comparando-se os dois testes com os símbolos quadrados, existe muito pouca diferença se a pirita é usada (apesar do teste do "Peru" ter utilizado calcopirita de moagem fina enquanto que o teste de "Utah" usou a calcopirita de moagem média). No entanto, comparando-se os dois testes com os símbolos triangulares, a pirita do "Peru" parece ter tido um desempenho melhor do que a pirita de "Utah". Na realidade, o teste envolvendo o último apresentou um período de intervalo de tempo no início durante o qual o potencial de solução caiu para níveis muito baixos (abaixo quase que até 300 mV). No entanto, depois deste episódio inicial, o seu desempenho foi muito semelhante ao dos outros testes. Poderá ser que uma certa porção de marcassita ou pirrotita na amostra de "Utah" foi submetida inicialmente à oxidação. De qualquer forma, o problema foi eliminado iniciando-se os testes usando-se a pirita de "Utah" em potenciais signifícativamente mais elevados (ao redor de 470 mV ao invés de ao redor de 400 mV). Nestas condições, as duas amostras de pirita tiveram um desempenho mais ou menos idêntico.
Exemplo 4: Efeito da densidade da polpa. O efeito da densidade da polpa é mostrado nas figuras 6(a) e (b). Aumentos na densidade da polpa foram obtidos simplesmente usando-se um volume menor de solução. Neste caso, o teste executado no volume da solução básica de 1.500 ml tinha uma densidade de polpa de 6% de sólidos, enquanto que o teste executado em uma solução de 1.000 ml tinha uma densidade de polpa de 9% de sólidos. Os resultados mostram um leve benefício com o aumento da densidade da polpa. Isto é útil, porque o custo de capital de uma instalação de lixiviação é reduzido proporcionalmente ao aumento da densidade da polpa.
Exemplo 5: Efeitos da velocidade do rotor e do oxidante primário Os efeitos da velocidade do rotor e da escolha do oxidante primário são mostrados nas figuras 7(a) e (b). Cada um destes testes usou 30 g de calcopirita de moagem média e 60 g de pirita de moagem fina. O teste executado nas condições básicas conseguiu somente cerca de 62% de recuperação de cobre depois de 24h. Depois deste teste, percebeu-se que a quantidade de mistura gás-líquido era inadequada para testes envolvendo tais quantidades grandes de calcopirita. O aumento da velocidade para 1200 rpm aumentou a recuperação de cobre até próximo de 78%, depois de 24h. No entanto, suspeitou-se que neste ponto a quantidade da mistura gás-líquido era também limitada pela baixa pressão parcial do oxigênio do ar, assim como da velocidade de agitação. A troca para oxigênio foi extremamente benéfica, permitindo que a lixiviação atingisse o seu potencial integral cinético. Outra vez, no entanto, notando-se que a recuperação de cobre alcançou um platô em tomo de 75%, percebeu-se que estava sendo adicionado ácido insuficiente para que a lixiviação fosse completada de acordo com a estequiometria do processo, (este problema foi também exacerbado pelo fato de que, aumentando-se a velocidade da mistura gás-líquido, também se aumentou o rendimento de enxofre elementar por conta do sulfato). Dobrando-se o nível de ácido em solução resolveu-se esta situação. Finalmente, o aumento da densidade da polpa através do decréscimo da quantidade de solução provocou uma melhora ligeiramente adicional, conforme mencionado anteriormente.
No entanto, mesmo nas melhores condições, o sistema mostrado na figura 7 não foi lixiviado até o final. A razão disto poderá ser que a relação entre calcopirita e pirita (1:2) é insuficiente nas condições altamente oxigenadas destes testes. Existem duas soluções possíveis para esta situação. A primeira é reduzir-se a velocidade da mistura gás-líquido durante os estágios finais da recuperação do cobre. Isto ocorrería muito naturalmente em um circuito de lixiviação contínuo de tanques múltiplos, simplesmente adicionando-se oxigênio somente nos primeiros um ou dois tanques, e ar nos tanques restantes. As outras soluções óbvias são adicionar-se mais pirita. O efeito de fazer isto é mostrado na figura 8.
Exemplo 6: Efeito da pirita, da densidade de polpa, e do ácido.
Os testes resumidos nas figuras 8(a) e (b) mostram o potencial real do processo. O teste mais bem-sucedido mostrado na figura 7 é o teste menos bem-sucedido mostrado aqui. Isto poderá ter mais a ver com o nível de ácido em solução do que com a relação em massa entre calcopirita:pirita.
Com o teste denominado de "Ac20+", a adição de pirita foi dobrada mas o teste foi iniciado com a mesma concentração de H2SO4 (20 g/1, ou cerca de 1,25 moles de ácido por mol de cobre). Os resultados são virtualmente idênticos até cerca de 4h. Na marca de 4h, cerca de 7,5 g de ácido adicional foram adicionadas no teste "Ac20+" (portanto 0 "+"), e isto tinha um efeito benéfico significativo na recuperação do cobre. Outras 18 g de ácido foram adicionadas depois de 7h, mas não tinham nenhum efeito adicional. O teste seguinte foi idêntico em todos os aspectos, exceto que 30 g de acido (cerca de 1,9 moles de ácido por mol de cobre) foram adicionados inicialmente. Isto tinha 0 efeito de aumentar dramaticamente a velocidade de lixiviação, de tal forma que a lixiviação fosse essencialmente completada dentro de 4h. Este teste foi comparado com 0 único teste usando- se a calcopirita de "Ontário", executado com uma densidade de polpa 11 vezes menor do que a mesma relação em massa entre calcopirita:pirita de 1:4, e na concentração básica de ácido de 10 g/1 (a mesma relação molar entre ácido e cobre). Os resultados são virtualmente idênticos. Isto confirma que a densidade de polpa pode ter qualquer valor desejado, com base em considerações econômicas e práticas, sem afetar adversamente a eficácia da lixiviação. O fato do aumento da concentração inicial de ácido causar um efeito muito grande na cinética da lixiviação é algo incerto. No entanto, a explicação mais plausível é que a concentração maior de ácido aumenta a cinética da redução férrica na superfície da pirita, dessa forma tendo um efeito catalítico no par galvânico. Há também alguma evidência de que 0 aumento da concentração de ácido eleva 0 potencial da solução quando a pirita começa a ser oxidada. Outra possibilidade é que uma concentração maior de ácido evita a precipitação de sais férricos básicos tais como jarosita nas superfícies minerais, 0 que poderá impedir 0 processo de lixiviação.
Exemplo 7: Otimização do rendimento de enxofre A consideração final é 0 rendimento de enxofre elementar. Os resultados de alguns dos testes mais bem-sucedidos são mostrados na tabela 1.
Os rendimentos de enxofre elementar são consistentes acima de 80% e são possíveis rendimentos quase que quantitativos quando o gás oxigênio é usado como o oxidante primário.
Tabela 1- Rendimentos calculados de enxofre elementar de testes escolhidos Embora uma quantidade de aspectos e de realizações de exemplos tenham sido discutidos acima, aqueles versados na técnica reconhecerão que são possíveis certas modificações, permutações, adições e sub-combinações das mesmas. Pretende-se portanto que as reivindicações anexadas e as reivindicações seguintes introduzidas aqui sejam interpretadas como incluindo tais modificações, permutações, adições e sub-combinações como acontece dentro do seu escopo real.
Claims (40)
1. Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita, caracterizado pelo fato de compreender as etapas de: (a) fornecer um mistura compreendendo concentrado de calcopirita particulada e pirita particulada, em que a razão em peso da referida calcopirita para referida pirita na referida mistura está na faixa de menos que 3:1 a 1:20; (b) agitar uma solução lixiviadora de sulfato ácido com a referida mistura para suspender a referida calcopirita particulada e a referida pirita particulada na referida solução lixiviadora; (c) lixiviar quimicamente o referido cobre da referida mistura na referida solução lixiviadora agitada, na presença de um gás contendo oxigênio, nas condições através das quais a referida pirita é substancialmente não oxidada, para produzir uma solução contendo íons de cobre; e (d) recuperar o referido cobre lixiviado da referida solução.
2. Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita, caracterizado pelo fato de compreender as etapas de: (a) adicionar o concentrado de calcopirita particulada e pirita particulada a uma solução lixiviadora de sulfato ácido, em que a razão em peso da referida calcopirita para referida pirita sendo adicionada está na faixa de menos que 3:1 a 1:20; (b) agitar a referida solução lixiviadora para suspender a referida calcopirita particulada na referida solução lixiviadora; (c) lixiviar quimicamente o referido cobre da referida calcopirita na referida solução lixiviadora agitada, na presença de um gás contendo oxigênio, sob condições nas quais a referida pirita está substancialmente não oxidada, para produzir uma solução contendo íons de cobre; e (d) recuperar o referido cobre lixiviado da referida solução.
3. Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita, caracterizado pelo fato de compreender as etapas de: (a) adicionar o concentrado de calcopirita particulada e pirita particulada a uma solução lixiviadora de sulfato ácido; (b) agitar a referida solução lixiviadora para suspender o referido concentrado de calcopirita particulada e a referida pirita particulada na referida solução lixiviadora; (c) lixiviar quimicamente o referido cobre do referido concentrado de calcopirita na referida solução lixiviadora agitada, na presença de um gás contendo oxigênio, sob condições nas quais a referida pirita está substancialmente não oxidada, enquanto mantém a referida pirita em uma concentração de pelo menos 10 gramas por litro da referida solução lixiviadora pela adição de pirita na referida solução lixiviadora, para produzir uma solução contendo íons de cobre; e (d) recuperar o referido cobre lixiviado da referida solução.
4. Método de acordo com a reivindicação 1 ou 2, caracterizado pelo fato da referida relação entre a referida calcopirita e a referida pirita estar na faixa de 2:1 a 1:20.
5. Método de acordo com a reivindicação 1 ou 2, caracterizado pelo fato da referida relação entre a referida calcopirita e a referida pirita estar na faixa de 1:1 a 1:10.
6. Método de acordo com a reivindicação 1 ou 2, caracterizado pelo fato da relação entre a referida calcopirita e a referida pirita estar na faixa de 1:2 a 1:4.
7. Método de acordo com a reivindicação 3, caracterizado pelo fato da referida concentração de pirita ser pelo menos 26,7 gramas por litro da referida solução lixiviadora.
8. Método de acordo com a reivindicação 3, caracterizado pelo fato da referida concentração de pirita ser pelo menos 40 gramas por litro da referida solução lixiviadora.
9. Método de acordo com a reivindicação 3, caracterizado pelo fato da referida concentração de pirita ser pelo menos 60 gramas por litro da referida solução lixiviadora.
10. Método de acordo com a reivindicação 3, 7, 8 ou 9, caracterizado pelo fato de pelo menos alguma da referida pirita que é adicionada ser pirita reciclada obtida de dita solução lixiviadora após uma etapa de separação sólido-líquido.
11. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 10, caracterizado pelo fato das referidas condições serem compostas da manutenção de um potencial de operação da referida solução lixiviadora de tal forma que a referida pirita seja substancialmente não oxidada.
12. Método de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato do referido potencial de operação ser de 520 mV ou menos contra Ag/AgCl.
13. Método de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato do referido potencial de operação ser entre 350 e 520 mV contra Ag/AgCl.
14. Método de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato do referido potencial de operação ser 480 mV ou menos contra Ag/AgCl.
15. Método de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato do referido potencial de operação ser 380 mV e 480 mV contra Ag/AgCl.
16. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 11 a 15, caracterizado pelo fato da referida manutenção do referido potencial de operação ser feita por intermédio da escolha de uma ou mais dentre: (i) a relação entre o referido concentrado e a referida pirita; (ii) o tamanho de partícula do referido concentrado e da referida pirita; (iii) a concentração do referido ácido; e (iv) a temperatura da referida solução lixiviadora.
17. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 11 - 16, caracterizado pelo fato de compreender ainda a etapa de escolha de um ou mais dentre: (i) o nível de densidade da polpa; (ii) a vazão de oxigênio; e (iii) a intensidade de agitação da solução lixiviadora, para controlar o referido potencial de operação.
18. Método de acordo com qualquer das reivindicações '1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de calcopirita terem um tamanho de partícula P80 de 210 mícrons ou menor.
19. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 18, caracterizado pelo fato das referidas partículas de calcopirita terem um tamanho de partícula P80 de 106 mícrons ou menor.
20. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 19, caracterizado pelo fato das referidas partículas de calcopirita terem um tamanho de partícula P80 de 75 mícrons ou menor.
21. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 20, caracterizado pelo fato das referidas partículas de calcopirita terem um tamanho de partícula P80 de 38 mícrons ou menor.
22. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de calcopirita terem um tamanho de partícula P80 de 38 a 106 mícrons.
23. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de pirita terem um tamanho de partícula P80 de 106 mícrons ou menor.
24. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de pirita terem um tamanho de partícula P80 de 75 mícrons ou menor.
25. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de pirita terem um tamanho de partícula P80 de 38 mícrons ou menor.
26. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 17, caracterizado pelo fato das referidas partículas de pirita terem um tamanho de partícula P80 de 38 a 106 mícrons.
27. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 26, caracterizado pelo fato da relação molar entre o ácido adicionado na referida solução lixiviadora e o cobre recuperado da referida calcopirita ser maior ou igual a 1,5:1.
28. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 26, caracterizado pelo fato da relação molar entre o ácido adicionado na referida solução lixiviadora e o cobre recuperado da referida calcopirita ser maior ou igual a 2:1.
29. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 28, caracterizado pelo fato do referido ácido ser ácido sulfurico.
30. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 29, caracterizado pelo fato da referida lixiviação ser executada em uma temperatura na faixa de cerca de 50 a 120°C..
31. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 29, caracterizado pelo fato da referida lixiviação ser executada em uma temperatura na faixa de cerca de 70 a 120°C.
32. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 31, caracterizado pelo fato da referida etapa de lixiviação ser executada na pressão atmosférica.
33. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 32, caracterizado pelo fato da referida etapa de lixiviação ser executada em uma pressão acima da pressão atmosférica.
34. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 33, caracterizado pelo fato da etapa de lixiviação ser executada com uma densidade de polpa de 9% de sólidos ou maior.
35. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 34, caracterizado pelo fato do referido gás contendo oxigênio ser composto de ar.
36. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 35, caracterizado pelo fato do gás contendo oxigênio ser composto de oxigênio ou ar enriquecido por oxigênio.
37. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 36, caracterizado pelo fato da referida etapa de recuperação do cobre lixiviado ser composta da extração por solvente e eletroprodução.
38. Método de acordo com a reivindicação 36, caracterizado pelo fato dos íons ferrosos em uma corrente de rafmado da referida etapa de extração por solvente serem oxidados a íons férricos pelo gás oxigênio e precipitados como um sal férrico estável.
39. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 38, caracterizado pelo fato da referida pirita estar presente em um minério do qual o referido concentrado é preparado.
40. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 38, caracterizado pelo fato da referida pirita não estar presente em um minério do qual o referido concentrado é preparado.
Applications Claiming Priority (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US57630104P | 2004-06-03 | 2004-06-03 | |
| US60/576301 | 2004-06-03 | ||
| PCT/CA2005/000814 WO2005118894A1 (en) | 2004-06-03 | 2005-05-27 | Leaching process for copper concentrates |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| BRPI0511767A BRPI0511767A (pt) | 2008-01-08 |
| BRPI0511767B1 true BRPI0511767B1 (pt) | 2014-02-25 |
Family
ID=35462922
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| BRPI0511767-4B1A BRPI0511767B1 (pt) | 2004-06-03 | 2005-05-27 | Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US7846233B2 (pt) |
| AP (1) | AP2057A (pt) |
| AU (1) | AU2005250064B2 (pt) |
| BR (1) | BRPI0511767B1 (pt) |
| CA (1) | CA2566596C (pt) |
| ES (1) | ES2301419B2 (pt) |
| MX (1) | MXPA06013742A (pt) |
| PE (2) | PE20100756A1 (pt) |
| PL (1) | PL205727B1 (pt) |
| RU (1) | RU2373298C2 (pt) |
| WO (1) | WO2005118894A1 (pt) |
Families Citing this family (24)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI121713B (fi) * | 2009-06-26 | 2011-03-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kalkopyriittirikasteen liuottamiseksi |
| FI118473B (fi) | 2006-02-17 | 2007-11-30 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparin talteenottamiseksi kuparisulfidimalmista |
| EA014569B1 (ru) | 2006-05-12 | 2010-12-30 | Би Эйч Пи Биллитон Са Лимитед | Кучное выщелачивание с применением хлоридов |
| WO2009000037A1 (en) * | 2007-06-28 | 2008-12-31 | Technological Resources Pty. Limited | Leaching ores |
| BRPI0906929A2 (pt) * | 2008-01-17 | 2015-07-21 | Freeport Mcmoran Coporation | Método para recuperar um teor de metal de um minério, e, sistema de recuperação de teor de metal |
| CA2721709A1 (en) * | 2008-05-06 | 2009-11-12 | The University Of British Columbia | Leaching process for copper concentrates containing arsenic and antimony compounds |
| RU2418870C2 (ru) * | 2009-05-12 | 2011-05-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Способ переработки сульфидных минеральных продуктов с применением бактерий для извлечения металлов |
| CA2804180A1 (en) * | 2010-07-02 | 2012-01-05 | David G. Dixon | Leaching process for copper concentrates containing chalcopyrite |
| RU2468097C1 (ru) * | 2011-04-06 | 2012-11-27 | Сергей Юрьевич Абрамовский | Способ переработки металлсодержащего сульфидного минерального сырья с извлечением металлов |
| RU2468098C1 (ru) * | 2011-07-06 | 2012-11-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ извлечения металлов из сульфидного минерального сырья |
| US9085812B2 (en) * | 2012-05-04 | 2015-07-21 | Vale S.A. | Sulfide ore leaching process |
| WO2014074985A1 (en) * | 2012-11-12 | 2014-05-15 | Flsmidth A/S | Method and process for the enhanced leaching of copper sulfide minerals containing chalcopyrite |
| AU2014231718B2 (en) | 2013-03-14 | 2015-06-25 | Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd | Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates |
| CN104460721B (zh) * | 2014-09-23 | 2017-01-25 | 北京矿冶研究总院 | 一种湿法冶金浓密洗涤过程底流浓度优化控制方法 |
| EP3578673B1 (en) | 2014-12-15 | 2024-03-20 | Middle East Mine and Industry Company | Tank bioleaching of copper sulfide ores |
| US11859263B2 (en) | 2016-10-19 | 2024-01-02 | Jetti Resources, Llc | Process for leaching metal sulfides with reagents having thiocarbonyl functional groups |
| CN119491108A (zh) | 2017-04-06 | 2025-02-21 | 技术资源有限公司 | 浸提含铜矿石 |
| RU2659502C1 (ru) * | 2017-09-22 | 2018-07-02 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ получения окислителя для выщелачивания металлов из сульфидного минерального сырья |
| RU2732781C1 (ru) * | 2019-08-13 | 2020-09-22 | Владимир Иванович Лунев | Способ селективного извлечения металлов из жидкого коллективного концентрата полезных компонентов руды на добычном участке при подземном выщелачивании и автоматическое устройство для его реализации |
| US11286540B2 (en) | 2020-07-31 | 2022-03-29 | Rio Tinto Technological Resources Inc. | Method of processing a pyrite-containing slurry |
| US11236407B1 (en) | 2020-07-31 | 2022-02-01 | Rio Tinto Technological Resources Inc. | Metal recovery by leaching agglomerates of metal-containing material/pyrite |
| CA3130427A1 (en) * | 2020-09-18 | 2022-03-18 | The University Of British Columbia | Extracting base metals using a wetting agent and a thiocarbonyl functional group reagent |
| CA3130430C (en) | 2020-09-18 | 2024-02-06 | The University Of British Columbia | Extraction of base metals using carbonaceous matter and a thiocarbonyl functional group reagent |
| NL2031328B1 (en) | 2022-03-18 | 2023-09-29 | Univ Wageningen | Process for the generation of hydrogen sulfide in the presence of pyrite as catalyst |
Family Cites Families (23)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3103414A (en) | 1960-02-25 | 1963-09-10 | Recovery of metals from solutions | |
| US3264099A (en) | 1964-01-28 | 1966-08-02 | Howard E Johnson & Associates | Hydro-metallurgical method and apparatus |
| US3544306A (en) | 1969-01-21 | 1970-12-01 | Patrick J Mcgauley | Concentration of copper from copper ores,concentrates and solutions |
| US4331635A (en) * | 1972-03-07 | 1982-05-25 | Atlantic Richfield Company | Recovery of copper and/or nickel and/or zinc |
| US3959436A (en) * | 1974-09-26 | 1976-05-25 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for leaching sulfide minerals |
| US4091070A (en) | 1976-08-25 | 1978-05-23 | Inspiration Consolidated Copper Company | Recovery of copper |
| US4152142A (en) | 1977-02-28 | 1979-05-01 | Kennecott Copper Corporation | Recovery of copper values from iron-containing ore materials as mined and smelted |
| US4236918A (en) | 1979-01-15 | 1980-12-02 | Cyprus Metallurgical Processes Corporation | Recovery of elemental sulfur and metal values from tailings from copper recovery processes |
| US4243411A (en) | 1979-05-14 | 1981-01-06 | Parlee-Anderson Corporation | Reduction of metal sulfides |
| US4256553A (en) * | 1980-01-23 | 1981-03-17 | Envirotech Corporation | Recovering copper from chalcopyrite concentrate |
| US4634467A (en) | 1985-07-30 | 1987-01-06 | Duval Corporation | Hydrometallurgical process for copper recovery |
| AUPN191395A0 (en) * | 1995-03-22 | 1995-04-27 | M.I.M. Holdings Limited | Atmospheric mineral leaching process |
| CA2151316C (en) | 1995-06-08 | 1999-06-15 | Sadan Kelebek | Process for improved separation of sulphide minerals or middlings associated with pyrrhotite |
| US6159435A (en) | 1996-05-06 | 2000-12-12 | Atomaer Pty Ltd | Leaching of mineral ores |
| WO1998039491A1 (en) * | 1997-03-03 | 1998-09-11 | Mintek | A process for the leaching of chalcopyrite |
| AUPP484498A0 (en) * | 1998-07-24 | 1998-08-20 | Aberfoyle Resources Limited | Processing minerals |
| US6110253A (en) | 1998-12-14 | 2000-08-29 | Geobiotics, Inc. | High temperature heap bioleaching process |
| AUPQ045699A0 (en) * | 1999-05-19 | 1999-06-10 | Bactech (Australia) Pty Limited | An improved method for heap leaching of chalcopyrite |
| PE20010393A1 (es) | 1999-06-22 | 2001-04-04 | Paques Bio Syst Bv | Proceso para eliminar desechos de arsenico |
| AP1479A (en) * | 1999-10-28 | 2005-10-21 | Mintek | A Method Of Operating A Bioleach Process With Control Of Redox Potential |
| US6319389B1 (en) | 1999-11-24 | 2001-11-20 | Hydromet Systems, L.L.C. | Recovery of copper values from copper ores |
| DE19960132A1 (de) | 1999-12-14 | 2001-06-21 | Alexander Beckmann | Verfahren zur Gewinnung von Kupfer und anderen Metallen |
| US6607474B2 (en) | 2000-06-30 | 2003-08-19 | Rmt, Inc. | Method for stabilizing chromium-contaminated materials |
-
2005
- 2005-05-27 AU AU2005250064A patent/AU2005250064B2/en not_active Expired
- 2005-05-27 RU RU2006146663/02A patent/RU2373298C2/ru not_active IP Right Cessation
- 2005-05-27 WO PCT/CA2005/000814 patent/WO2005118894A1/en not_active Ceased
- 2005-05-27 PL PL381235A patent/PL205727B1/pl not_active IP Right Cessation
- 2005-05-27 BR BRPI0511767-4B1A patent/BRPI0511767B1/pt not_active IP Right Cessation
- 2005-05-27 MX MXPA06013742A patent/MXPA06013742A/es active IP Right Grant
- 2005-05-27 AP AP2006003826A patent/AP2057A/xx active
- 2005-05-27 CA CA2566596A patent/CA2566596C/en not_active Expired - Fee Related
- 2005-05-27 ES ES200650084A patent/ES2301419B2/es not_active Expired - Fee Related
- 2005-05-31 PE PE2010000523A patent/PE20100756A1/es active IP Right Grant
- 2005-05-31 PE PE2005000614A patent/PE20060408A1/es not_active Application Discontinuation
- 2005-06-01 US US11/141,043 patent/US7846233B2/en active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| AP2057A (en) | 2009-10-21 |
| CA2566596C (en) | 2011-09-27 |
| RU2006146663A (ru) | 2008-07-20 |
| AU2005250064B2 (en) | 2010-09-09 |
| WO2005118894A1 (en) | 2005-12-15 |
| MXPA06013742A (es) | 2007-03-15 |
| PL381235A1 (pl) | 2007-05-14 |
| BRPI0511767A (pt) | 2008-01-08 |
| CA2566596A1 (en) | 2005-12-15 |
| PE20100756A1 (es) | 2010-11-11 |
| AP2006003826A0 (en) | 2006-12-31 |
| PL205727B1 (pl) | 2010-05-31 |
| US20050269208A1 (en) | 2005-12-08 |
| ES2301419A1 (es) | 2008-06-16 |
| RU2373298C2 (ru) | 2009-11-20 |
| ES2301419B2 (es) | 2009-04-01 |
| PE20060408A1 (es) | 2006-06-01 |
| US7846233B2 (en) | 2010-12-07 |
| AU2005250064A1 (en) | 2005-12-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| BRPI0511767B1 (pt) | Método para a recuperação de cobre a partir de concentrado de calcopirita | |
| ES2657632T3 (es) | Recuperación de plomo de un material oxidado mixto | |
| Lu et al. | The effect of chloride ions on the dissolution of chalcopyrite in acidic solutions | |
| US9322105B2 (en) | Recovering lead from a lead material including lead sulfide | |
| ES2392524B1 (es) | Proceso de lixiviación para concentrados de cobre que contienen compuestos de arsénico y antimonio | |
| Cheng et al. | The kinetics of leaching covellite in acidic oxygenated sulphate-chloride solutions | |
| CN101500735B (zh) | 金属粉末的制备方法 | |
| US3961028A (en) | Method of producing cuprous sulfate and bisulfate solutions | |
| Brennet et al. | Study of the mechanism of anodic dissolution of Cu2S | |
| Awe | Antimony recovery from complex copper concentrates through hydro-and electrometallurgical processes | |
| US415576A (en) | Werner siemens | |
| EP0197071B1 (en) | Production of zinc from ores and concentrates | |
| Mahmood et al. | The selective leaching of zinc from chalcopyrites-phalerite concentrates using slurry electrodes | |
| MX2009000956A (es) | Proceso para la recuperacion de valores que contienen metales a partir de minerales y menas. | |
| Letowski et al. | A new hydrometallurgical method for the processing of copper concentrates using ferric sulphate | |
| Warczok et al. | Electrolysis of liquid fayalite slags | |
| Jana et al. | Electrochlorination of sea nodules to recover copper, nickel and cobalt | |
| Sequeria | Electrochemical reductive conversion of chalcopyrite with SO2 | |
| BR112024008784B1 (pt) | Um método para remoção de ferro e cobre de solução usando reagentes metálicos | |
| was implied by Habashi | of chalcopyrite with SO2 | |
| US1138921A (en) | Process of recovering metals by electrolysis. | |
| JP2024545043A (ja) | 金属試薬を用いた溶液からの鉄及び銅の除去方法 | |
| Tapera | On the mechanisms of ambient chalcopyrite leaching in sulfate media | |
| Golomeov et al. | New processing methods for producing lead and elemental sulfur from ores | |
| Krstev et al. | The choice between preparation of elemental lead or lead powder from galena concentrates from FYROM mines |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| B07A | Application suspended after technical examination (opinion) [chapter 7.1 patent gazette] | ||
| B09A | Decision: intention to grant [chapter 9.1 patent gazette] | ||
| B16A | Patent or certificate of addition of invention granted [chapter 16.1 patent gazette] |
Free format text: PRAZO DE VALIDADE: 20 (VINTE) ANOS CONTADOS A PARTIR DE 27/05/2005, OBSERVADAS AS CONDICOES LEGAIS. |
|
| B21F | Lapse acc. art. 78, item iv - on non-payment of the annual fees in time |
Free format text: REFERENTE A 10A ANUIDADE. |
|
| B24J | Lapse because of non-payment of annual fees (definitively: art 78 iv lpi, resolution 113/2013 art. 12) |
Free format text: EM VIRTUDE DA EXTINCAO PUBLICADA NA RPI 2310 DE 14-04-2015 E CONSIDERANDO AUSENCIA DE MANIFESTACAO DENTRO DOS PRAZOS LEGAIS, INFORMO QUE CABE SER MANTIDA A EXTINCAO DA PATENTE E SEUS CERTIFICADOS, CONFORME O DISPOSTO NO ARTIGO 12, DA RESOLUCAO 113/2013. |