PT815270E

PT815270E - Processo atmosferico de lixiviacao de minerais

Info

Publication number: PT815270E
Application number: PT96905609T
Authority: PT
Inventors: Michael Matthew Hourn; Duncan William Turner; Ian Raymond Holzberger
Original assignee: Mim Holdings Ltd; Highlands Frieda Ltd
Priority date: 1995-03-22
Filing date: 1996-03-22
Publication date: 2001-02-28
Also published as: PE1197A1; BG63315B1; EP0815270A1; IN187985B; AR001403A1; MY127576A; EP0815270B1; EP0815270A4; US5993635A; AU4933196A; NZ303107A; ATE195980T1; GR3034931T3; KR19980703193A; DE69610081D1; AU700850B2; PL182312B1; BG101980A; CA2215963A1; ZA962223B

Description

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ΕΡ Ο 815 270/PT DESCRIÇÃO “Processo atmosférico de lixiviação de minerais”

Campo do invento

Este invento refere-se a um método para permitir a lixiviação de uma composição de minerais de sulfureto à pressão atmosférica, em vez de a uma pressão superior à atmosférica como tem até agora sido requerida de modo a conseguir taxas de lixiviação aceitáveis.

Arte anterior

Os minerais de sulfureto, tais como os de cobre, níquel, zinco, ouro e outros, são recuperados a partir dos seus minérios por vários processos bem conhecidos. Um destes processos utiliza a solubilidade relativa do mineral em solução para permitir que o mineral seja lixiviado a partir do minério. Os processos de lixiviação convencionais requerem equipamento caro e um elevado nível de competências técnicas para manter e utilizar o equipamento. Assim, não é invulgar que uma instalação de lixiviação por hidrometalurgia oxidativa esteja localizada a alguma distância do filão de minério ou mesmo num outro país. Por sua vez, isto aumenta significativamente os custos de transporte e deverá ser compreendido que o transporte de minério ou de minério apenas parcialmente enriquecido, contendo talvez apenas uma pequena percentagem do mineral desejado, é extremamente / dispendioso e indesejável embora, na ausência da possibilidade de recuperar no local o metal valioso a partir dos minerais, existam poucas alternativas reais.

Os métodos de processamento de hidrometalurgia oxidativa são vulgarmente usados em muitas aplicações diferentes. Devido à natureza refractária de muitas das espécies minerais tratadas nestes processos, estas aplicações requerem geralmente condições de lixiviação a temperaturas e a pressões elevadas, e requerem fornecimentos substanciais de oxigénio. Por exemplo, os metais de base tais como cobre, níquel e zinco, podem ser recuperados por processos hidrometalúrgicos que incluem usualmente pré-tratamento, lixiviação oxidativa sob pressão, separação sólido/líquido, purificação da solução, precipitação do metal ou extracção por solventes e electrodeposição.

De acordo com a tecnologia convencional, os processos de lixiviação oxidativa requerem usualmente condições muito agressivas de modo a conseguir taxas aceitáveis de oxidação e/ou de recuperações finais de metal. Sob estas condições, que frequentemente

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significam temperaturas superiores a 150°C ou, altemativamente, temperaturas na gama de 150-200°C e pressões totais superiores a 1500 kPa, as reacções químicas que ocorrem utilizam grandes quantidades de oxigénio, em condições estequiométricas e, na prática, com quantidades em excesso em relação às estequiométricas devido a ineficiências do processo.

Um exemplo de hidrometalurgia oxidativa é o tratamento de minérios ou concentrados refractários de ouro. Os minérios refractários de ouro são aqueles minérios de ouro a partir dos quais o ouro não pode ser facilmente lixiviado pela prática convencional de tratamento com cianeto. A natureza refractária destes minérios de ouro é essencialmente devida ao ouro muito fino (sub-microscópico) encapsulado no interior dos minerais de sulfureto. Frequentemente, este ouro apenas pode ser libertado por destruição química (usualmente, oxidação) da estrutura de sulfureto, antes da recuperação do ouro, que é usualmente realizada por dissolução em solução de cianeto. Claro que se podem usar também outros lixiviantes, tais como tioureia e compostos de halogéneo.

Estão disponíveis várias opções de processamento para o tratamento de minérios refractários de ouro que contêm minerais de sulfureto tais como pirite, arsenopirite e outros. A oxidação sob pressão, tipificada pelo chamado processo de Sherritt, é um destes processos que consiste tipicamente dos passos de preparação da alimentação, oxidação sob pressão, separação sólido/líquido, neutralização do líquido e recuperação do ouro, a partir dos sólidos oxidados, usualmente por tratamento com cianeto.

Uma instalação de oxigénio criogénico é usualmente requerida para fornecer os níveis substanciais de carência de oxigénio durante o passo de oxidação sob pressão, que é o coração do processo de Sherritt. Tipicamente, as condições do passo de oxidação sob pressão requerem temperaturas na região de 150°C a 210°C, uma pressão total de 2100 kPa, uma densidade da pasta equivalente a 20% a 30% de sólidos em massa, e um tempo de retenção de duas horas a três horas.

Os métodos típicos de processamento de hidrometalurgia oxidativa anteriormente referidos têm geralmente reacções de oxidação que são realizadas em autoclave de múltiplos compartimentos providos de agitadores. Para suportar as condições, de um modo geral altamente agressivas, os autoclaves são muito dispendiosos, tanto em termos de instalação como de manutenção. Estes vasos têm de ser capazes de suportar uma pressão elevada e é necessário utilizar revestimentos de tijolos resistentes ao calor e a ácidos. Os agitadores são construídos em metal de titânio, e os sistemas de alívio de pressão utilizados são também dispendiosos e requerem uma grande manutenção. Estes custos elevados e a sofisticação da

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ΕΡ Ο 815 270/PT tecnologia (são usualmente requeridos operadores altamente qualificados) impedem a aceitação mais ampla da oxidação a pressão elevada/temperatura elevada, particularmente para utilização em áreas remotas ou por operadores de pequena e média dimensão. O arrefecimento dos agitadores apresenta também problemas, e são requeridas serpentinas de arrefecimento e camisas de transferência de calor caras para manter a temperatura de lixiviação em condições óptimas.

As condições de lixiviação agressivas descritas para a recuperação de valores de metal, a partir de concentrados de metal de base, são necessárias para conseguir taxas de lixiviação aceitáveis a partir dos minerais. Sob condições de pressão atmosférica, as taxas de lixiviação das espécies minerais são demasiado baixas para suportar um processo de lixiviação economicamente viável. Têm sido desenvolvidas tentativas para reduzir as condições agressivas e para reduzir as pressões de modo a reduzir o custo de construção e de operação de uma instalação de lixiviação. Por exemplo, é conhecido triturar inicialmente em partículas muito finas o minério ou o concentrado de minério (sendo conhecido utilizar a flotação como passo inicial para concentrar os minerais no minério), antes da hidrometalurgia oxidativa para lixiviação do minério. A trituração em partículas finas aumenta a relação entre a área superficial e o volume das partículas de minério para melhorar a extracção. Usa-se uma trituração fina até 80% passando os 15 mícron ou inferior. O triturado fino inicial resulta em taxas de lixiviação aceitáveis, observadas com condições menos agressivas, e a lixiviação pode ser realizada a temperaturas de 95-110°C e a uma pressão de cerca de 10 atmosferas ou de cerca de 1000 kPa.

Assim, embora tenham sido conseguidos até à data alguns progressos na redução dos parâmetros de operação e, deste modo, no custo do sistema de lixiviação, a lixiviação tem ainda que ser realizada sob condições pressurizadas. Os sistemas de lixiviação sob pressão são de construção cara. Devido aos elevados custos de capital e de processamento dos sistemas de lixiviação sob pressão, estes sistemas são económicos apenas para concentrados de grau elevado. São necessários concentrados de grau elevado devido a 1. considerações de custo de operação por unidade de metal contido 2. menos problemas de geração de calor/transferência com concentrados de grau elevado 4 85 694 ΕΡ Ο 815 270 / ΡΤ 3. um custo inferior em capital por unidade de metal contido, equilibrando^os gastos elevados com a capacidade de recuperação de metal. E também conhecido lixiviar oxidativamente as espécies minerais de sulfiireto com iões férricos. O ião férrico é um agente oxidante relativamente eficaz que permite que a oxidação seja realizada a pressões inferiores às normalmente requeridas quando o oxidante é oxigénio. Contudo, existe um certo número de dificuldades práticas associadas à utilização de iões férricos como oxidante. Em primeiro lugar, à pressão ambiente a reacção é inerentemente lenta. Também durante a reacção de lixiviação, os iões férricos são reduzidos a iões ferrosos, com o aumento de iões ferrosos na solução de lixiviação a afectar adversamente a taxa de lixiviação. Também os iões ferrosos têm de ser normalmente removidos do licor de lixiviação antes do processamento posterior, o que é difícil.

Em US 3959436 descreve-se um processo para a lixiviação de metal a partir de minerais de sulfureto de metal usando uma solução de lixiviação de sulfureto férrico. O processo é melhorado pela adição de cerca de 2 a cerca de 25% em peso da quantidade de peróxido de hidrogénio requerida para dissolver o metal quando o peróxido de hidrogénio é o único agente de oxidação. Quando se adiciona deste modo peróxido de hidrogénio, pode-se melhorar a quantidade de metal obtida a partir do processo de lixiviação.

As soluções de lixiviação são geralmente recicladas. Contudo, antes de uma solução de lixiviação férrica poder ser reciclada, os iões ferrosos têm de ser de novo oxidados em iões férricos. Isto é devido ao facto de ser importante, para a eficácia máxima da lixiviação, que a maioria do ferro esteja na forma férrica. As soluções de lixiviação podem ser regeneradas por oxidação electrolítica, pela utilização de oxidantes fortes, tais como permanganato, por oxidação sob uma pressão elevada de oxigénio, ou por oxidação por bactérias. Cada um destes métodos enferma de desvantagens que limitam a sua aplicação. Por exemplo, a oxidação sob pressão elevada está limitada pelos custos dos autoclaves envolvidos. A oxidação por oxigénio sob pressão ambiente pode ocorrer mas apenas a uma velocidade inerentemente lenta. Podem-se utilizar catalisadores para melhorar a velocidade mas estes catalisadores são caros e não são económicos para a recuperação a partir de minérios de baixo grau.

Cada um dos processos anteriores requer ou autoclaves caros ou outro equipamento e/ou a adição de reagentes caros usados para a oxidação ou regeneração de iões férricos. Isto significa que, por estes métodos, apenas é economicamente viável processar minérios de grau elevado. Outra desvantagem destes processos é que estes geram quantidade

85 694 ΕΡ Ο 815 270 / ΡΤ 5 significativas de produtos residuais tais como gesso, ácido sulfurico e jarosite. Estes produtos têm se ser descartados, de um modo aceitável para o meio ambiente, o que também contribui para o custo. São também encontrados muitos minérios valiosos contendo cobre ou zinco em associação com os minérios contendo ferro tais como a pirite. A pirite é de valor baixo e é eficazmente um diluente dos minérios valiosos. Adicionalmente, a lixiviação de pirite produz espécies de ferro que interferem com a extracçào dos minerais desejados. Deste modo, a pirite é geralmente separada de outros minérios antes do processamento. A pirite pode ser removida por métodos tais como a flotação. Esta separação contribui também signifícativamente para o custo e, em alguns casos, não é de todo economicamente viável processar alguns minérios de grau baixo.

Obiectivos do invento É um objectivo do presente invento proporcionar um método de processamento de uma composição mineral que possa ser realizado sob condições moderadas de temperatura e pressão e que seja economicamente viável quando comparado com processos existentes.

Surpreendentemente, os presentes inventores verificaram que submetendo composições de mineral de sulfureto a uma trituração fina antes da lixiviação, sob condições em que a química da solução é controlada de um modo particular, estas composições podem ser processadas sob condições ambientes e em reactores abertos, sem a necessidade de adição de reagentes caros e de um passo separado para regeneração da solução de lixiviação.

De acordo com o presente invento, é proporcionado um método de processamento de uma composição de mineral de sulfureto que compreende pelo menos parcialmente um mineral contendo ferro, em que o método compreende os passos de: (a) trituração da referida composição, e (b) lixiviação da referida composição com uma solução compreendendo ácido sulfurico e iões férricos, à pressão ambiente, enquanto se faz borbulhar um gás contendo oxigénio num reactor em tanque aberto a uma temperatura até cerca do ponto de ebulição da solução, na qual pelo menos algum do ácido e pelo menos alguns dos iões férricos são obtidos a partir da dissolução do mineral contendo ferro,

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ΕΡ Ο 815 270/PT 6 caracterizado por a referida composição ser moída até uma dimensão de partícula P80 de 20 microns ou menos, por os iões férricos serem o oxidante principal e por os iões ferrosos gerados pela reacção de lixiviação serem substancialmente de novo oxidados a iões férricos na solução de lixiviação.

Numa primeira concretização do invento, o processamento pode incluir ainda os passos de: (c) precipitação do ferro e separação do referido ferro e dos materiais sólidos da solução de lixiviação; (d) extracção dos iões metálicos desejados a partir da solução de lixiviação por extracção com solventes com um solvente orgânico para formar uma fase orgânica e um refinado compreendendo ácido sulfúrico e iões férricos; (e) retomo do refinado a um reactor de tanque aberto e mistura com mais composição triturada; (f) separação dos metais da fase orgânica obtida no passo (d) por lavagem com electrólito a partir de uma célula de electrodeposição e electrodeposição. O método do presente invento é aplicável a qualquer tipo de composição de mineral de sulfureto. Estas composições incluem minérios e concentrados. O método do presente invento é especialmente adequado para processamento de concentrados. Exemplos de materiais adequados incluem calcopirite, bomite, enargite, pirite, covelite, esfalerite, calcocite, pentlandíte, cobaltite, pirrotite ou suas misturas de quaisquer dois ou mais. Metais que podem ser extraídos, a partir das composições de mineral, de acordo com o método da primeira concretização, incluem cobre, zinco, níquel e cobalto. O grau do concentrado pode variar desde um valor muito baixo, tal como por exemplo com materiais contendo cobre, de 7-8% em peso de cobre até concentrados de grau elevado possuindo cerca de 26% em peso de cobre. O mineral contendo ferro pode ser qualquer mineral que, sob as condições de lixiviação, produzirá iões ferrosos ou férricos por dissolução. Especialmente preferida é a pirite, FeS,, ou o minério de pirite que produz ião férrico e algum ácido sulfurico de acordo com o seguinte:

FeS,+ 20, -> FeS04 + S° 85 694 ΕΡ Ο 815 270/ΡΤ 7

2FeS2 + 7/20, -> 2FeS04 + 2H:S04 4FeS04 + Ο, + 2H,S04 2Fe,(S04)3 + H20

FeS, + 15/40, + 1/2H,0 -> l/2Fe,(S04)3 + 1/2H,S04

Preferivelmente, está presente suficiente mineral contendo ferro de modo a proporcionar substancialmente todos os iões férricos na solução de lixiviação. As quantidades relativas de mineral contendo ferro dependerão obviamente dos tipos e das quantidades dos outros componentes no minério. Tipicamente, estão presentes de cerca de 20 a cerca de 60% em peso de pirite. Se desejado, pode-se também adicionar pirite adicional ou outros minerais. Altemativamente, pode-se adicionar sulfato férrico adicional. E de notar que os minerais contendo ferro podem também proporcionar uma fonte de ácido sulfurico. Pode ser necessário fornecer ácido adicional se requerido. O ácido sulfurico é tipicamente gerado em processos associados tais como a electrodeposição e a extracção por solventes. Preferivelmente, o ácido sulfúrico produzido desta forma é reciclado ao passo de lixiviação.

Um tipo preferido de dispositivo que pode ser adequado para produzir composições de mineral de sulfureto finas ou ultra-finas, numa forma finamente dividida, é um moinho agitado. Contudo, será de notar que se podem também usar outros tipos de dispositivos de redução do tamanho de partícula, tais como moinhos vibratórios ou moinhos planetários, a húmido ou a seco, para proporcionar a moagem fina ou ultra-fina do invento.

Numa forma preferida, os moinhos agitados, verticais ou horizontais, consistem geralmente de um tanque cheio com meios de trituração de pequeno diâmetro (por exemplo, esferas de aço ou de material cerâmico com 1-6 mm de diâmetro) que são agitados por meio de um eixo vertical ou horizontal usualmente provido com braços ou discos perpendiculares. Os minerais de sulfureto (usualmente contidos na forma de um concentrado) são moídos pela acção de atrito produzida pelo contacto entre as esferas, ou entre as esferas e o agitador ou entre as esferas e as paredes do tanque. A moagem pode ser realizada a seco ou a húmido. Tem-se constado que estes moinhos agitados verticais ou horizontais são satisfatórios em proporcionar o grau de finura requerido e em satisfazer os requisitos de consumo de energia e de meios de trituração. Adicionalmente, tem-se verificado também que a actividade do produto triturado, conforme determinada pela sua resposta à oxidação subsequente, é satisfatória. Em relação a este aspecto, o minério é triturado até um máximo de dimensão de partícula média com 80% passando a dimensão de 20 mícron, conforme determinado com um medidor laser. Na presente memória descritiva e

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ΕΡ Ο 815 270/PT 8 nas reivindicações, o termo P80 é usado para descrever a dimensão para a qual passarão 80% da massa do material. Preferivelmente, a dimensão da partícula é inferior a um P80 de 5 mícron. A dimensão de partícula desejada pode variar com o tipo de espécies minerais usadas. As dimensões de partícula, especialmente preferidas para diferentes concentrados, expressas como P80 são calcopirite/bomite - 4,5 mícron; enargite - 3 mícron; pirite - 3 mícron; covelite - 20 mícron; calcocite - 20 mícron; pentlandite - 5 mícron e cobaltite - 5 mícron.

Na lixiviação oxidativa que se segue à moagem, as condições moderadas de pressão e temperatura são baixas quando comparadas com as condições de pressão e temperatura relativamente elevadas de técnicas conhecidas de oxidação sob pressão, tais como o processo Sherritt ou o processo Activox. Conforme anteriormente indicado, o processo Sherritt requer tipicamente temperaturas na ordem de 150 a 210°C e pressões totais na ordem de 2100 kPa. O processo Activox é desenhado para operar a pressões entre 9 e 10 atmosferas e a temperaturas na gama de 90-110°C. Contudo, a aceleração da resposta de lixiviação das espécies minerais, de acordo com o presente invento, permite que a lixiviação oxidativa seja conduzida a temperaturas inferiores a cerca de 100°C e à pressão atmosférica, em reactores baratos de tanque aberto.

Com as condições de operação preferidas sendo de cerca de 60°C até ao ponto de ebulição da solução e a uma pressão total de 1 atmosfera, um reactor de baixo custo, tal como um tanque aberto, é suficiente para servir como vaso de lixiviação. Não existe também a necessidade de utilizar agitadores metálicos caros de titânio devido à natureza menos corrosiva da solução de lixiviação. Adicionalmente, os problemas de abrasão são substancialmente reduzidos principalmente devido à natureza fina da alimentação. O que é importante é que os sistemas complexos de transferência de calor e de libertação de pressão, necessários para a operação de um vaso sob pressão, não são necessários uma vez que o reactor opera à pressão atmosférica. O excesso de calor é removido do sistema através da evaporação da solução e isto elimina a necessidade de instalações de transferência de calor dispendiosas. Também a reacção se toma autógena acima de cerca de 60 a cerca de 70°C. Se for requerido aquecimento adicional, isto pode ser facilmente realizado por métodos conhecidos, tais como a injecção de vapor.

Adicionalmente, pelo método descrito, podem ser tratadas suspensões com percentagens de sólidos muito mais elevadas devido à relaxação dos requisitos para níveis de enxofre baixos, na alimentação a um autoclave, necessários para efeitos de controlo do

85 694 ΕΡ Ο 815 270/ΡΤ 9 calor. Tipicamente, a densidade da suspensão de lixiviado varia de cerca de 10 a cerca de 20% em peso.

No método da primeira concretização, a solução de lixiviação é, tipicamente, refinado reciclado do passo de extracção com solventes. Neste caso, a maior parte do ião férrico e do ácido sulfúrico podem ser gerados, preferivelmente, pelo processo de lixiviação/extracção por solventes/electrodeposição. Se o lixiviado não for parte de um processo contínuo podem-se adicionar, se requerido, iões férricos e ácido sulfurico. Tipicamente, o refinado compreende 30-40 g/l de H:S04 e 10-20 g/1 de Fe. O Fe estará normalmente presente na forma de uma mistura de iões férrico e ferroso.

Faz-se borbulhar um gás contendo oxigénio na solução de lixiviação. O gás pode ser ar ou preferivelmente oxigénio, ou ar enriquecido em oxigénio. O fluxo de gás depende da quantidade de oxigénio requerida para manter a reacção de lixiviação e a regeneração dos iões férricos. Tipicamente, o fluxo de gás é de cerca de 400 a cerca de 1000 kg de O, por tonelada de metal produzido. Se desejado, pode-se adicionar um tensioactivo ou similar, para minimizar a espuma da solução de lixiviação. Sob as condições de reacção de lixiviação, os metais podem ser oxidados pelo ião férrico de acordo com a seguinte reacção geral: MS 4- 2Fe3' -> M2+ + 2Fe2' - S° A posterior oxidação do enxofre elementar em sulfato, de acordo com a reacção S° + 3/202 + H20 -> H2S04

requer temperatura e pressão elevadas e não ocorre, em qualquer extensão significativa, nas condições de lixiviação do presente invento. Por exemplo, a 90°C à pressão atmosférica, na ausência de catálise bacteriana, são oxidados em sulfato menos do que 5% do enxofre elementar. Por comparação, a 180°C e a 12 atmosferas de pressão parcial de oxigénio, a maior parte do enxofre é oxidado em sulfato. A oxidação a sulfato tem várias desvantagens, na medida em que são requeridos agentes de neutralização adicionais durante os passos de neutralização após a lixiviação. Uma vantagem adicional da formação de enxofre elementar é que a emissão de gases, tais como dióxido de enxofre, que causa um risco para o meio ambiente, é minimizada. Adicionalmente, por não se realizar completamente a oxidação em sulfato, o consumo de oxigénio é significativamente reduzido o que permite economias em termos dos custos de operação. Por exemplo, em instalações de oxigénio de PSA

85 694 ΕΡ Ο 815 270 / ΡΤ convencionais, pode ser suficiente fornecer o oxigénio sem a necessidade de instalações de oxigénio criogénico. Por sua vez, isto reduz os custos em capital e os custos de operação, pela utilização de equipamento simples de operar.

Os iões férricos são regenerados por reacção dos iões ferrosos com oxigénio, de acordo com: 4Fe:~ - 4H+ + 0: -> 4Fe3? 5- 2H20

Tipicamente, a oxidação do ião ferroso ocorre a uma velocidade de 2-5 g de ião ferroso oxidado por litro de suspensão por hora de reacção.

Após substancialmente todo o mineral ter sido oxidado, a suspensão lixiviada pode ser adicionalmente processada de acordo com métodos conhecidos. Preferivelmente, a suspensão é filtrada para remover os sólidos e o líquido límpido é submetido a extracção por solventes seguida por electrodeposição. Tipicamente, a suspensão lixiviada é neutralizada antes de qualquer processamento posterior. Como anteriormente se descreveu, a produção de sulfato é reduzida nas condições do presente invento, minimizando desse modo a quantidade de agentes de neutralização que é necessário adicionar. Tipicamente, a suspensão é neutralizada pela adição de calcário ou similar. Isto precipita também o ferro em excesso, o arsénico e outras impurezas geradas no lixiviado. Nas condições do presente invento, os testes realizados têm também indicado que o ferro pode ser precipitado selectivamente e que permanece no resíduo lixiviado na forma de goetite, jarosite ou de alguma forma de óxido hidratado, enquanto que os minerais valiosos, tais como níquel, cobre ou zinco, permanecem na solução. Se desejado, os sólidos precipitados, podem ser adicionalmente filtrados e qualquer líquido remanescente pode ser feito retomar à solução de lixiviado para processamento posterior. Como anteriormente se descreveu, durante a reacção da lixiviação a maior parte do enxofre de sulfureto é oxidado em enxofre elementar. O enxofre elementar está presente na forma de grânulos finamente dispersos. Uma vez que a lixiviação é conduzida a temperaturas inferiores ao ponto de fusão do enxofre, isto é 120°C, evita-se a aglomeração de enxofre fundido. O enxofre granulado é normalmente removido da solução de lixiviação com a goetite e/ou com outros resíduos de ferro.

Os sólidos que são separados da solução de lixiviação podem ser adicionalmente tratados para extrair quaisquer metais preciosos, tais como, ouro, platina ou prata. Estes métodos de extracção, tais como o tratamento com cianeto para o ouro, são bem conhecidos na arte.

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Os passos de extracção por solventes e de electrodeposição são bem conhecidos na arte e não necessitam de ser descritos em detalhe. Tipicamente, a suspensão neutralizada pode ser filtrada e extraída com um solvente orgânico que recupera metais, tais como cobre, níquel ou zinco. Os metais podem depois ser retirados da fase orgânica por métodos bem conhecidos. Os metais são depois separados do electrólito por electrodeposição. O electrólito consumido pode depois ser retomado à fase de lavagem.

Breve descrição dos desenhos A Figura 1 é um diagrama de fluxo do método de acordo com uma concretização preferida do invento.

Concretizações preferidas O presente invento será agora descrito em relação aos exemplos seguintes. Contudo, será de notar que a generalidade do invento, como anteriormente se descreveu, não deve ser limitada pela descrição seguinte.

Exemplo Um - Lixiviação de enaraite e de calcocite

Moeu-se concentrado de flotação de cobre, contendo 19,5% de cobre, 4,0% e arsénico, 23% de ferro, 2,35 g/t de ouro e 36% de sulfureto de enxofre, até uma dimensão de 80% passando os 5 mícron, num moinho de esferas agitado, horizontal de 1 litro. Mineralogicamente, o concentrado era composto de 11,9% de calcocite (Cu2S), 20,9% de enargite (Cu3AsS4), 50% de pirite (FeS2) e o restante era composto de minerais de ganga siliciosos. A suspensão moída foi lixiviada a 90°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfurico, fazendo borbulhar quer oxigénio quer ar. Os sólidos foram recuperados por filtração e a ressuspensão destes foi lavada com 5% v/v de solução de ácido sulfurico, antes de serem secos e ensaiados. As soluções após a lixiviação foram analisadas para determinar o cobre, o arsénico e o ferro, por métodos analíticos de espectroscopia de absorção atómica convencional. Os níveis ferrosos e férricos foram determinados por titulações com permanganato de potássio, enquanto que os níveis de ácido foram determinados por um método de neutralização.

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Em 10 horas, conseguiu-se uma dissolução de cobre superior a 92%, a partir do concentrado moído até uma dimensão de partícula P80 de 3,5 mícron, utilizando as condições de lixiviação com 10% de densidade de suspensão, 30 g/1 de iões férricos, 50 g/1 de ácido sulfúrico, 90°C, borbulhamento com oxigénio e 2,0 g/t de lenhossol. Usou-se lenhossol para reduzir a quantidade de espuma nas fases iniciais do lixiviado. O resíduo de lixiviado foi depois lixiviado em solução arejada de cianeto de sódio para recuperar o ouro. O teste de lixiviado foi conduzido à temperatura ambiente com 300 ppm de NaCN livre mantidos na solução de lixiviado durante a lixiviação. O teste foi conduzido durante 24 horas para uma densidade de suspensão de 45% de sólidos. A partir do resíduo, conseguiu-se uma extracção de ouro superior a 82%. O mecanismo de lixiviação predominante, que se pensa estar a ocorrer no sistema anterior, envolve os iões férricos actuando como oxidante, ainda que seja concebível que esteja também a operar um mecanismo de ácido/oxigénio. Apresentam-se a seguir as reacções predominantes ocorrendo neste sistema de lixiviação.

Cu,S + H:S04 + 5/20, -> 2CuSO, + H,0 Cu,S + 2Fe,(S04)3 -> 2CuS04 + 4FeS04 + S° 2Cu3AsS4 + 1 lFe,(S04)3 + 8H20 -> 6CuSO. + 2H3As04 + 5H2S04 + 8S° + 22FeS04

FeS, 4- 20, -> FeS04 - S°

FeS, + 15/40, + 1/2H,0 -> l/2Fe,(S04)3 + 1/2H2S04 O ião férrico foi regenerado na solução de lixiviado, pela acção de oxigénio no ferro ferroso de acordo com a reacção: 2FeS04 + H2S04 + 1/20, -> Fe,(SO)3 + H20

Desta forma, o oxidante férrico foi continuamente regenerado durante o processo de lixiviação. A densidade de suspensão no reactor pareceu estar limitada pela solubilidade do sulfato de cobre no electrólito resultante de ferro/ácido. A utilização de ar em vez de

85 694 ΕΡ Ο 815 270/ΡΤ 13 oxigénio aumentou ο tempo de residência de lixiviação de 10 horas (oxigénio) para 14 horas (ar), sem perda da recuperação global de cobre.

Exemplo Dois - Lixiviação de calcocite

Moeu-se concentrado de flotação de cobre, contendo 8,1% de cobre, 0,2% de arsénico, 13,8% de ferro e 18% de sulfureto de enxofre, até uma dimensão com 80% passando os 5 mícron, num moinho de bolas agitado, horizontal de 1 litro. Este concentrado continha 9,4% de calcocite (Cu2S), 1,3% de enargite (Cu3AsS4), 29,6% de pirite (FeS2) e o restante era ganga siliciosa. A suspensão moída foi lixiviada a 90°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfúrico, fazendo borbulhar quer oxigénio quer ar. Em 10 horas conseguiu-se uma dissolução de cobre superior a 95% utilizando condições de lixiviação com 10% de densidade da pasta, 30 g/1 de iões férricos, 50 g/1 de ácido sulfurico, 90°C, borbulhamento com oxigénio e 2,0 kg/t de lenhossol.

Exemplo Três - Lixiviação de calcopirite

Moeu-se concentrado de flotação de cobre, contendo 18,0% de cobre, 25,5% de ferro e 18,6% de sulfureto de enxofre, até uma dimensão com 80% passando os 5 mícron, num moinho de bolas agitado, horizontal de 1 litro. Este concentrado continha 51,8% de calcopirite (CuFeS2), 20,8% de pirite (FeS2) e o restante era ganga siliciosa. A suspensão moída foi lixiviada a 80°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfúrico, fazendo borbulhar oxigénio. Em 10 horas, conseguiu-se uma dissolução de cobre superior a 95% utilizando condições de lixiviação com 10% de densidade da suspensão, 5 g/1 de iões férricos, 20 g/1 de ferro ferroso, 50 g/1 de ácido sulfurico, 90°C, borbulhamento de oxigénio e 2,0 kg/t de lenhossol. O método do presente invento pode ser usado em associação com outros processos a montante ou a jusante. Por exemplo, antes da moagem fina e da lixiviação, o minério pode ser tratado em um ou mais passos de flotação. Os processos a jusante podem incluir processos de flotação, com ou sem moagem fina adicional, e/ou podem incluir passos de extracção por solventes ou de electrodeposição.

Exemplo Quatro - Lixiviação de níquel

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Moeu-se concentrado contendo níquel, contendo 1,7% de níquel, 0,03% de cobalto, 11% de ferro e 16% de sulfureto de enxofre, até uma dimensão com 80% passando os 5 mícron, num moinho de bolas agitado, horizontal de 1 litro. Mineralogicamente, o concentrado era composto de pentlandite, pirite e o restante eram materiais de ganga siliciosos. A suspensão moída foi lixiviada a 90°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfúrico, fazendo borbulhar oxigénio. Os sólidos foram recuperados por filtração e a ressuspensão destes foi lavada com água antes de serem secos e ensaiados. As soluções após a lixiviação foram analisadas, para determinar o níquel, o cobalto e o ferro, por métodos analíticos convencionais de espectroscopia de absorção atómica. Os níveis ferrosos e férricos foram determinados por titulações com permanganato de potássio, enquanto que os níveis de ácido foram determinados por um método de neutralização. A partir do concentrado moído até uma dimensão de partícula P80 de 5 mícron, conseguiram-se dissoluções superiores a 92% de níquel e 86% de cobalto, num tempo de lixiviação de 8 horas, utilizando condições de lixiviação com 10% de densidade da suspensão, 5 g/1 de iões férricos, 20 g/1 de ferro ferroso, 80 g/1 de ácido sulfurico, 90°C, borbulhamento com oxigénio e 2,0 kg/t de lenhossol. O lenhossol foi utilizado para reduzir a quantidade de espuma nas etapas iniciais da lixiviação.

Exemplo Cinco - Lixiviação de cobalto

Moeu-se concentrado contendo cobalto, contendo 0,309% de cobalto, 8,5% de ferro e 0,66% de arsénico, até uma dimensão com 80% passando os 3 mícron, num moinho de bolas agitado, horizontal de 1 litro. Mineralogicamente, o concentrado era composto de cobaltite e de pirite cobaltífera, pirite e o restante eram minerais ganga siliciosos. A pasta moída foi lixiviada a 90°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfurico fazendo borbulhar oxigénio. Os sólidos foram recuperados por filtração e a ressuspensão destes foi lavada com água, antes de serem secos e ensaiados. As soluções após a lixiviação foram analisadas, para determinar o cobalto e o ferro, por métodos analíticos convencionais de espectroscopia de absorção atómica. Os níveis ferrosos e férricos foram determinados por titulações com permanganato de potássio, enquanto que os níveis de ácido foram determinados por um método de neutralização. 85 694

ΕΡ Ο 815 270/PT 15

I I

A partir do concentrado moído até uma dimensão de partícula P80 de 3 mícron, conseguiu-se uma dissolução superior a 79% de cobalto, num tempo de lixiviação de 8 horas, utilizando condições de lixiviação com 10% de densidade da suspensão, 10 g/1 de iões férricos, 50 g/1 de ácido sulfúrico, 90°C, borbulhar com oxigénio e 2,0 kg/t de lenhossol.

Exemplo Seis - Lixiviação de zinco

Moeu-se concentrado de zinco contendo 46,6% de zinco, 10% de ferro e 2,8% de chumbo, até uma dimensão com 80% passando os 3 micron, num moinho de bolas agitado, horizontal de 1 litro. Mineralogicamente, o concentrado era composto de esfalerite, galena, pirite e o restante eram minerais de ganga siliciosos. A pasta moída foi lixiviada a 90°C num reactor aberto utilizando uma solução lixiviante de ião férrico e ácido sulfurico, fazendo borbulhar oxigénio. Os sólidos foram recuperados por filtração e a ressuspensão destes foi lavada com água, antes de serem secos e ensaiados. As soluções após a lixiviação foram analisadas para determinar o zinco e o ferro, por métodos analíticos convencionais de espectroscopia de absorção atómica. Os níveis ferrosos e férricos foram determinados por titulações com permanganato de potássio, enquanto que os níveis de ácido foram determinados por um método de neutralização. A partir do concentrado de zinco moído até uma dimensão de partícula P80 de 3 mícron, conseguiu-se uma extracção superior a 97% de zinco, num tempo de lixiviação de 8 horas, utilizando condições de lixiviação com 10% de densidade da suspensão, 10 g/1 de iões férricos, 50 g/1 de ácido sulfúrico, 90°C, borbulhar com oxigénio e 2,0 kg/t de lenhossol.

Exemplo Sete - Lixiviação de calcopirite como um processo em contínuo O exemplo seguinte descreve a operação de uma instalação piloto, totalmente contínua, concebida para produzir 8 kg por dia de cobre catódico LME de Grau A, a partir de um concentrado de cobre. A instalação piloto foi operada durante 21 dias tratando a alimentação a seguir indicada.

Por referência à Figura 1, suspendeu-se uma amostra de concentrado com a composição a seguir indicada, em água corrente até uma densidade de suspensão de 60% 16 85 694

ΕΡ Ο 815 270/PT p/p. A suspensão foi depois moída no passo 1, até uma dimensão com 80% passancícfos 10 mícron, num moinho horizontal agitado de contas.

Tabela 1

Composição da amostra de concentrado CuFeS: 37% p/p FeS, 44% p/p SiO: 11% p/p Outros 8% p/p A amostra de suspensão foi depois misturada no passo 2 com um refinado da instalação de extracção por solventes 3 para diluir a densidade da suspensão até 15% p/p. O refinado continha 35 g/1 de H:S04, 9 g/1 de ião férrico e 10 g/1 de ião ferroso. A suspensão diluída foi depois bombeada através de uma bateria de três vasos de lixiviação 4, 5 e 6, com um caudal estabelecido para dar um tempo de residência na bateria de lixiviação de 20 horas. A bateria de lixiviação consistia de três tanques agitados de 100 litros com chicanas. A suspensão fluiu por gravidade de um tanque para o seguinte. Os tanques foram mantidos a 90°C por uma combinação da natureza exotérmica da reacção de lixiviação e da injecção de vapor vivo na suspensão. O oxigénio foi injectado na suspensão por tubos de ar 7, 8 e 9, localizados sob o agitador de lixiviação. O oxigénio foi adicionado a uma taxa de 600 kg por tonelada de cobre produzido. A extracção de cobre através do circuito de lixiviação foi de 97% p/p.

Durante os 21 dias de operação da instalação piloto não se adicionou qualquer ácido ou sulfato de ferro ao circuito de lixiviação. A suspensão lixiviada transbordou do tanque de lixiviação final para um tanque de neutralização 10 e depois para um espessador 10A. A composição da solução de lixiviação era tipicamente de 17-19 g/1 de cobre e de 35-45 g/1 de ferro. A suspensão foi neutralizada até pH2,0 com suspensão de calcário 12 para precipitar o ferro, a partir da suspensão de lixiviado, na forma de goetite 13. Com a goetite, recuperou-se enxofre elementar finamente granulado. A suspensão, compreendendo goetite, enxofre e resíduo de lixiviado, foi filtrada em 11 e retomou-se o líquido à solução de lixiviação 14. 85 694

ΕΡ 0 815 270/PT 17 A suspensão neutralizada foi depois bombeada através de um filtro de prensa 15. O filtrado continha 17-19 g/1 de cobre, 20 g/1 de ferro e 5 g/1 de H2S04. O filtrado foi depois bombeado através de uma instalação de extracção por solventes em três etapas 16, 17 e 18, para recuperar cobre das águas-mães. O refinado da fase de extracção por solventes continha 0,3 g/1 de cobre, 20 g/1 de ferro e 35 g/1 de H2S04 e 20 g/1 de ferro, e foi transferido de volta ao circuito de lixiviação e misturado com mais concentrado moído em 2.

I

A fase orgânica carregada vinda da instalação de extracção por solventes foi depois lavada em 19 com electrólito esgotado contendo 180 g/1 de H2S04. A fase orgânica lavada 20 foi bombeada de retomo à fase de extracção. O electrólito enriquecido 21 foi depois bombeado através de uma célula de electrodeposição 22 de 200 litros contendo dois cátodos e três ânodos. A face de cada cátodo tinha uma área de 0,25 m\ O cobre foi depositado em placa, a partir do electrólito enriquecido, para uma densidade de corrente de 290 A'nr para produzir uma placa de cátodo. O electrólito consumido da célula continha 180 g/1 de H2S04 e 32 g/1 de cobre. O cobre do cátodo foi analisado e satisfazia os requisitos LME de Grau A. O resíduo de lixiviado de goetite foi lixiviado em cianeto de sódio para determinar a quantidade de ouro que podia ser recuperada a partir do concentrado oxidado. O resíduo de lixiviado foi lixiviado para 45% p/p de sólidos a pHIO, com um nível de cianeto livre de 300 ppm mantido através da lixiviação. A suspensão foi lixiviada durante 24 horas num banho de teste. A recuperação de ouro a partir do resíduo de lixiviado foi de 92,5%.

Pode-se observar que os métodos do presente invento oferecem um certo número de vantagens em relação aos métodos existentes. A necessidade de um controlo apertado no grau do concentrado pode ser dispensada devido aos custos de operação mais baixos da lixiviação, em relação a uma lixiviação sob pressão, e ao controlo da geração de calor em excesso, através do arrefecimento evaporativo nos reactores em tanque aberto. A lixiviação pode ser conduzida em reactores abertos baratos em vez de em vasos pressurizados caros. Uma instalação de lixiviação sob pressão de dimensão equivalente pode custar cerca de 6 a 8 vezes quanto o sistema de lixiviação em tanque aberto do presente invento. Isto permite também a construção de um circuito de lixiviação praticamente no local. Isto evita custos de transporte que podem ser consideráveis. Nalguns casos, estes custos podem tomar não económico o transporte e o processamento de minérios de graus baixos. 18 85 694 ΕΡ Ο 815 270/ΡΤ Ο circuito de lixiviação é menos sensível ao grau do metal. Deste modo, isto permitirá uma maior recuperação de metal em operações unitárias a montante. O método do presente invento é também capaz de produzir um metal de electrodeposição de grau elevado. Por exemplo, nalguns casos, pode ser possível produzir um produto através de extracção por solventes/electrodeposição que pode ser vendido directamente. O metal fundido requer geralmente uma refinação adicional. Isto permite economias de custos substanciais, bem como a produção de um produto com um melhor preço. A reacção de lixiviação é auto-sustentada quando acoplada a uma instalação de extracção por solventes-electrodeposição, uma vez que os únicos reagentes que é necessário adicionar à lixiviação são ar/oxigénio e um agente de neutralização tal como calcário. E eliminada a necessidade de adicionar reagentes caros. O presente invento é ideal para minérios mineralogicamente complexos que são minerais de sulfuretos de metais de base fmamente disseminados com outros sulfúretos (e.g. calcocite, esfalerite e enargite abrangendo minérios de pirite) que têm sido tradicionalmente difíceis de tratar metalurgicamente.

Será de notar que podem ser feitas várias outras alterações ou modificações às concretizações aqui descritas, sem sair do espírito e âmbito do presente invento.

Lisboa, 24 Í:0V. 2000

Por M.I.M. HOLDINGS LIMITED e HIGHLANDS FRIEDA LIMITED

Claims

85 694 ΕΡ Ο 815 270/PT 1/3 REIVINDICAÇÕES 1. Método de processamento de uma composição mineral de sulfureto que compreende pelo menos parcialmente um mineral contendo ferro, em que o método compreende os passos de: (a) trituração da referida composição, e (b) lixiviação da referida composição com uma solução compreendendo ácido sulfurico e iões férricos, à pressão ambiente, enquanto se faz borbulhar um gás contendo oxigénio num reactor em tanque aberto a uma temperatura até cerca do ponto de ebulição da solução, na qual pelo menos algum do ácido e pelo menos alguns dos iões férricos são obtidos a partir da dissolução do mineral contendo ferro, caracterizado por a referida composição ser moída até uma dimensão de partícula P80 de 20 mícrons ou inferior, por os iões fémeos serem o oxidante principal e por os iões ferrosos gerados pela reacção de lixiviação serem substancialmente de novo oxidados em iões férricos na solução de lixiviação.
2. Método de acordo com a reivindicação 1, que inclui adicionalmente os passos de (c) precipitação do ferro e separação do referido ferro e dos materiais sólidos da solução de lixiviação; (d) extraeção dos iões metálicos desejados a partir da solução de lixiviação por extraeção com solventes com um solvente orgânico para formar uma fase orgânica e um refinado compreendendo ácido sulfurico e iões férricos; (e) retomo do refinado ao reactor de lixiviação em tanque aberto e mistura com mais composição triturada; (f) separação dos metais da fase orgânica obtida no passo (d) por lavagem com electrólito a partir de uma célula de electrodeposição e electrodeposição.
3. Método de acordo com a reivindicação 1 ou a reivindicação 2, caracterizado por a composição de mineral de sulfureto compreender cerca de 30 a cerca de 40% em peso de calcopirite, cerca de 40 a 50% em peso de pirite e até 20% em peso de ganga siliciosa, e por ../

85 694 ΕΡ Ο 815 270 / ΡΤ 2/3 a composição ser triturada até uma dimensão de partícula P80 de 10 mícrons, e por se fazer borbulhar a uma taxa de cerca de 600 kg por tonelada de cobre produzida, num reactor aberto a uma temperatura de cerca de 90°C, e por a solução de lixiviação ser neutralizada com calcário para precipitar o ferro em excesso na forma de goetite, e por a goetite em excesso e quaisquer outros sólidos serem removidos da solução de lixiviação por filtração da solução de lixiviação.
4. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 1 a 3, caracterizado por o mineral ser triturado até um P80 de 5 mícron.
5. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 4, no qual a referida composição é um concentrado de flotação.
6. Método de acordo com a reivindicação 5, no qual o referido concentrado é um concentrado de grau baixo.
7. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 4, no qual o referido mineral contendo ferro é um minério de pirite.
8. Método de acordo com a reivindicação 7, no qual a referida composição de mineral compreende 20 a 60% em peso de pirite.
9. Método de acordo com a reivindicação 8, no qual substancialmente'todos os referidos iões férricos são gerados por dissolução de pirite.
10. Método de acordo com a reivindicação 1, no qual a referida composição é triturada até uma dimensão de partícula P80 de 10 mícron ou inferior.
11. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 4, no qual a referida temperatura é de cerca de 60°C até cerca do ponto de ebulição da solução de lixiviação.
12. Método de acordo com qualquer das reivindicações 1 a 4, no qual o referido gás é oxigénio.
13. Método de acordo com a reivindicação 9, no qual se faz borbulhar oxigénio a uma taxa de 400 a 1000 kg por tonelada de metal produzido. «/ 85 694 ΕΡ Ο 815 270/PT 3/3
14. Método de acordo com a reivindicação 2, no qual o sólido do passo (c) é adicionalmente lixiviado para recuperar quaisquer metais preciosos.
15. Método de acordo com a reivindicação 14, no qual os referidos metais preciosos são seleccionados entre o grupo consistindo de ouro, platina ou prata.
16. Método de acordo com a reivindicação 2, no qual o referido metal separado é seleccionado entre o grupo consistindo em cobre, zinco, níquel ou cobalto.
17. Método de acordo com a reivindicação 1, no qual se adiciona um tensioactivo no passo (a) para minimizar a formação de espuma da solução.

Por M.I.M. HOLDINGS LIMITED e HIGHLANDS FRIEDA LIMITED

EM&® AfêTÕMIO J0Ã€ DA CUNHA FERREIRÂ Ag. Of. Pr. jnd Sus des Flores, 74 - 4·® 1200 LISB0A