BR112020012754A2

BR112020012754A2 - balanço ácido em uma lixiviação em pilhas de cloreto

Info

Publication number: BR112020012754A2
Application number: BR112020012754-0A
Authority: BR
Inventors: Damaso Barios Ormeño; Clement Chilowa CHIBWANA; Johannes Mattheus STRAUSS; Gary Vernon Rorke
Original assignee: Bhp Chile Inc
Priority date: 2017-12-21
Filing date: 2018-12-20
Publication date: 2020-12-01
Also published as: JP7206466B2; CN111886351B; EP3728661A1; HUE058728T2; BR112020012754B1; JP2021509697A; AU2018389842B2; ZA202003908B; AU2018389842A1; KR20200119787A; CN111886351A; EP3728661B1; US11732325B2; PE20211133A1; CL2020001698A1; KR102508572B1; US20210207245A1; WO2019123362A1; CA3086443A1; MX2020006537A

Abstract

Um método para controlar o balanço ácido em um processo de lixiviação em pilhas com alta concentração de coleto para maximizar a dissolução de cobre em uma etapa de cura e para aumenta a recuperação geral de cobre que inclui uma etapa de aglomeração na qual as soluções de ácido e de processo são combinadas com o minério antes do empilhamento para formar uma pilha seguida por uma fase de cura para lixiviar uma porção do cobre no minério no pilha seguido por uma fase de lixiviação irrigada na qual os minerais do cobre restante são lixiviados e o cobre é recuperado a partir de uma solução de lixiviação prenhe por uma etapa de extração de solvente seguida por uma etapa de eletroextração em que a concentração de ácido na solução de lixiviação prenhe que relata para a etapa de extração de solvente é menor do que 10 g/L para permitir a recuperação eficaz de cobre pela solução de lixiviação prenhe na etapa de extração de solvente.

Description

BALANÇO ÁCIDO EM UMA LIXIVIAÇÃO EM PILHAS DE CLORETO FUNDAMENTOS DA INVENÇÃO

[0001] A presente invenção refere-se à lixiviação de cloreto de minérios de cobre.

[0002] A lixiviação em pilhas de minérios de sulfeto de cobre de baixo grau usando soluções de sulfato ácido com bactérias é um processo comercial estabelecido e aplicado em todo o mundo.

[0003] Recentemente, métodos de lixiviação de cloreto foram desenvolvidos, permitindo a lixiviação de minérios de sulfeto de cobre, incluindo calcopirita, com alto potencial sem o uso de bactérias. As patentes WO2014/030048 e WO?2015/059551 ensinam que o uso de altas concentrações de cloreto (cloreto de 100 a 230 g/L) soluciona a passivação da calcopirita, permitindo a operação em potenciais de oxidação da solução acima de 700 mV versus SHE (sistema padrão de eletrodos), resultando em aumento taxas de lixiviação de calcopirita, proporcionando maiores recuperações de cobre.

[0004] Na prática, a lixiviação em pilhas de minérios de cobre em soluções de cloreto em escala comercial é limitada por restrições que, se ignoradas, limitarão a viabilidade econômica do processo. As operações de lixiviação em pilha utilizam configurações diferentes para otimizar as concentrações de cobre nos respectivos circuitos. Isso é feito para minimizar os custos de capital para construção e operação de extração de solvente e para reduzir a perda de cobre. Os circuitos de lixiviação em pilhas variam de sistemas com tanques únicos a sistemas com vários tanques que incluem o que é conhecido como tanques ILS (solução intermediária de lixiviação). Eles são incluídos como uma etapa intermediária no processo para aumentaro teor de cobre do PLS (solução de lixiviação prenhe).

[0005] Na lixiviação com alto teor de sais de minerais de sulfeto de cobre, há pré-solubilização do cobre e uma redução no consumo de ácido de ganga através de um estágio de pré-lixiviação (conforme divulgado na patente WO2016/094956) ou uma etapa de descanso (conforme divulgado na etapa WO2015/059551), em queominérioe a solução são mantidos em contato por um período de tempo para promover a dissolução de minerais reativos antes da irrigação contínua da pilha.

Posteriormente, em cada caso, há uma fase de lixiviação irrigada que exige o balanço ácido do circuito e a manutenção de uma concentração de ácido mais baixa aceitável no PLS em comparação com os sistemas de sulfato de ácido mais convencionais. A menor concentração de ácido é necessária para garantir um processo operacional estável com uma purga mínima da solução do circuito do processo.

DEFINIÇÕES

[0006] As seguintes expressões, conforme usadas no presente relatório descritivo, têm os significados descritos, a menos que o contexto indique claramente o contrário: Minério e grau: Um minério é um tipo de rocha que contém minerais suficientes com elementos importantes, incluindo metais que podem ser extraídos economicamente da rocha (Ref 1). O minério refere-se ao material extraído e não aum concentrado que é produzido pela separação e recuperação seletiva dos minerais do minério da rocha ou componentes de ganga do minério. O material pode ser tratado como minerado, ou seja, como minério bruto (ROM), ou após moagem, como minério moído. A moagem do minério aumenta a área de superfície exposta dos minerais do minério e, portanto, melhora a taxa de extração de metais contidos por um processo de lixiviação em pilhas.

Aglomeração convencional de minério: Em um processo de lixiviação em pilhas, é prática comum realizar a aglomeração de minério moído, seguida de um estágio de cura após a construção da pilha. As partículas de minério moídas são misturadas com solução de processo e ácido em um cilindro de aglomeração para um teor de umidade fixo. A etapa de aglomeração resulta em partículas finas aderindo a partículas mais grossas pela formação de pontes líquidas criadas pela ação da tensão superficial. Uma etapa de cura após a construção de uma pilha permite que o ácido adicionado durante a aglomeração do minério reaja com os minerais do minério e promova a dissolução de metais dos minerais do minério durante a irrigação subsequente da pilha. Um processo convencional de aglomeração resulta na formação de aglomerados uniformes de partículas, onde partículas finas são aderidas a partículas mais grossas ao longo da pilha, criando um leito de minério uniforme e permeável, promovendo desse modo o fluxo de irrigação da pilha e a dissolução de metais dos minerais do minério. No tratamento de minérios onde é difícil formar aglomerados de partículas uniformes e estáveis, podem ser adicionados agentes de ligação durante a etapa de aglomeração para ligar partículas umas às outras. Agentes de ligação típicos para lixiviação ácida de minérios são baseados em polímeros orgânicos, como poliacramidas.

FATORES TÉCNICOS RELEVANTES DA INVENÇÃO ATUAL

[0007] Objetivo da aglomeração de minério na lixiviação em pilhas de cloreto de cobre: O método de lixiviação em pilhas de cobre descrito a seguir pode usar um processo de aglomeração para misturar partículas de minério trituradas com os reagentes de lixiviação ativos de ácido sulfúrico, cloreto, cobre e ferro. À mistura de reagentes com o minério para criar um filme de solução de superfície em torno das partículas de minério é a principal vantagem de uma etapa de aglomeração no método de lixiviação em pilhas de cobre, conforme descrito neste documento. A formação de aglomerados de minério e a reação de ácido com minerais de minério, como aplicadas na aglomeração convencional de minério, são de importância secundária. O processo de aglomeração de minério no método de lixiviação em pilhas de cobre a seguir descrito permite que os reagentes sejam distribuídos uniformemente em um filme de solução em torno de todas as partículas de minério. O filme da solução cria uma grande área de superfície reativa ao redor das partículas de minério. Após a construção da pilha com o minério aglomerado e durante um período inicial de repouso sob aeração, a transferência de massa de —oxigêniodo ar para as superfícies das partículas de minério é bastante aumentada através dos filmes de superfície que cercam as partículas de minério e a dissolução de metais dos minerais do minério é bastante melhorada devido à rápida geração dos oxidantes Fe(lll) e Cu(ll) pela reação do oxigênio dissolvido com Cu(l). As áreas de superfície aprimoradas disponíveis para oxidação mineral e fornecimento de ácido promovem a geração de calor e um aumento na temperatura do minério durante a aglomeração do minério.

[0008] Ciclo de molhagem do minério: Após a conclusão da etapa de aglomeração do minério, a lixiviação de cloreto pode incluir cinco estágios, a saber: (a) cura, (b) molhagem, (c) irrigação, (d) repouso ou drenagem; e) etapas de lavagem e drenagem final. A etapa de molhagem do minério é realizada para impedir a canalização da solução de irrigação através da pilha. Após a cura, o minério é irrigado intermitentemente com a solução refinado, ou por um período de a 50 dias, geralmente 20 dias. Durante esse período, o tempo de irrigação aumenta constantemente de 30 minutos para 9h, incorporando uma série de 10 estágios de cura ou repouso, conforme apresentado na Tabela A. A Tabela À mostra que, para um ciclo de irrigação de 12 h, a pilha é irrigada no primeiro dia durante 30 minutos pela manhã e, em seguida, o minério é deixado curar por 23,5 horas. Do dia 2 ao dia 5, a pilha é irrigada durante 30 minutos pela manhã e repetida novamente após 12 horas de cura pelo mesmo período de tempo. Este processo é repetido com aumentos correspondentes nos tempos do ciclo de irrigação/cura até o dia 20, quando são realizados 24 ciclos no valor de 12 horas de irrigação e 12 horas de cura. Ciclo Nº de Tempo de irrigação x Tempo Tempo total de Dia ciclos/dia de cura irrigação (horas)

E E 2 0.5 x 11.5 2 1 É 3 0.5 x 11.5 2 1 | 4 0.5 x 11.5 2 1 3 5 0.5 x 11.5 2 1 o) 2 6 0.5x7.5 3 1.5 E 7 0.5x7.5 3 1.5 8 0.5 x7.5 3 1.5 9 0.5 x 7.5 3 1.5

10 0.5x3.5 6 3 11 0.5x3.5 6 3 12 0.5x2.5 8 4 13 0.5x2.5 8 4 14 0.5x2.5 8 4 15 0.5x1.5 12 16 0.5x1.5 12 7 0.5x1.0 16 8 18 0.5x1.0 16 8 19 0.5x1.0 16 8 Tabela A

[0009] A incorporação do estágio de molhagem na operação é importante, pois minimiza os fluxos preferenciais da solução refinada depois que a irrigação começa. Também pode ser usado para reabastecer o ácido do minério antes da irrigação; isso é importante especialmente para minérios mais compactos que não geram finos durante a preparação e não absorvem umidade suficiente durante a aglomeração. O ácido é crítico para o processo e deve ser fornecido em quantidades suficientes, conforme exigido para atender ao consumo por dissolução de minerais de ganga e minerais de cobre.

[0010] O ciclo completo de lixiviação em pilhas de cinco estágios pode incluir os seguintes períodos, por exemplo, mas não limitado a: Etapa inicial de cura ou repouso do minério — 45 dias; Molhagem de minério — 20 dias; Irrigação em pilhas — 360 dias; Etapa de drenagem — 2-20 dias; Enxaguamento/lavagem — 20 dias; Drenagem — 30 dias; Ciclo total de lixiviação em pilhas — 495 dias.

[0011] As pilhas são arejadas durante o ciclo de lixiviação em pilhas, desde a etapa inicial de cura do minério até a conclusão da etapa de irrigação da pilha. A aeração pode ser continuada durante a etapa de enxágue e a drenagem final da pilha, a fim de promover altos potenciais de oxidação nas soluções de circuito. À taxade aeração é tipicamente, mas não limitada a, intervalo de 0,05 a 2,0 Nm?/h.m? de área de pilha para uma pilha de 6m e preferencialmente no intervalo de 0,1 a 0,4 Nmº?/h.m? e cerca de 0,45 Nm?/h.m? para lixiviação de minérios de sulfeto de cobre em uma solução de ácido clorídrico. A taxa de aeração é determinada pela demanda de oxigênio dos minerais a serem lixiviados e pela altura, ou massa, do minério carregado em uma pilha.

CONTROLE DE ÁCIDO

[0012] Em um circuito de lixiviação de alta salinidade, o processo começa com aglomeração ácida e é seguido por uma fase de cura e repouso. Nesses períodos, o ácido é consumido pelas reações do ácido da ganga e pela —solubilização do cobre a partir de minerais de sulfeto de cobre, como calcocita, covelita e calcopirita, conforme a reação geral mostrada como rxn 1. CuxFeyS, + (x + y)JH,SO, + ; (x + y)O, > xCuSO, + yFeSO, + (x + y)H,O +2zS Dn 1 Onde x, y e z são: | catcocta — [2 jo 1 | |covera =— [1 jo) | catcopinta |1 |1 12 |

[0013] No período de cura, a temperatura se torna elevada e as concentrações de reagentes são altas, portanto, este é um momento favorável para a lixiviação, pois os dois fatores determinam a cinética. Isso reduz o tempo total em que o minério precisa ser lixiviado e economiza capital e custos operacionais. Para que o rxn 1 prossiga o máximo possível, é necessário fornecer ácido suficiente, poisé um reagente necessário (conforme rxn 1). Nesta fase de cura/repouso, o ácido também está sendo consumido por reações com minerais de ganga solúveis em ácido. A taxa dessas reações também é promovida pela temperatura elevada. Para promover a lixiviação do cobre, é necessário ácido suficiente para satisfazer essas reações concorrentes da ganga.

[0014] No final do período de cura/repouso, tipicamente (mas não limitado a), até 50% do cobre que provavelmente será dissolvido no processo foi solubilizado e a maioria dos minerais de ganga prontamente solúveis foi lixiviada. Na fase de lixiviação irrigada subsequente, esse cobre, juntamente com os outros 50% de lixiviação, é recuperado da solução por extração por solvente (SX) combinada com eletrodeposição (EW). Esse processo gera 1 mol de ácido para cada mol de cobre banhado em EW. Esse ácido retorna à lixiviação em pilhas por extração com solvente.

Cuso, + 1,0 ES cu+ 1,50, +3ãO, mn 2

[0015] Assim, durante o estágio de lixiviação irrigada, onde todo o cobre —solubilizado é recuperado, pode haver produção líquida positiva de ácido. A Tabela 1 ilustra a diferença, para diferentes tipos de minerais, na demanda de ácido para a lixiviação do cobre adicional de 50% e na geração de ácido no estágio SXK/EW para o cobre solúvel combinado.

[0016] O resultado é que, se todo o cobre residual é calcopirita, nessa situação, o balanço de ácido é neutro, caso contrário, para todos os outros sulfetos de cobre, é positivo para o ácido.

[0017] A neutralidade do balanço para a calcopirita também não é verdadeira na prática. Isso ocorre porque para cada mol de cobre lixiviado, um mol de ferroso também é lixiviado da calcopirita. Por exemplo, graus baixos de minério bruto equivaleriam a cerca de 0,4% de cobre. Considerando-se que nesta etapa da irrigação se presume que solubilize cerca de 30% do cobre, mesmo em grau tão baixo, isso equivale a 1,2 kgcu/toneladaminério. ISso geraria 1,1 kgremy/toneladaminério. A única saída desse processo para esse ferro solúvel é através da umidade residual no minério lixiviado (ripios) quando ele é removido da pilha de lixiviação e enviado ao depósito de ripios.

[0018] O teor de umidade típico é de cerca de 10% (v/m). Isso significa que, em equilíbrio, o ferro em solução teria que estar em 11 g/L para que a quantidade gerada se igualasse à quantidade existente. O processo na patente WOZ2015/059551 prevê uma etapa de lavagem no final da lixiviação. Esta lavagem retém tipicamente 70% dos sais dissolvidos. Essa é uma otimização para reduzir a quantidade de cloreto de sódio necessária para o processo, mas também significa que a concentração de ferro em equilíbrio precisa ser de 36 g/L, para que a quantidade gerada seja igual à quantidade que sai do processo. Nos testes, as restrições de solubilidade mostraram que o ferro solúvel total nesse processo se equilibra em torno de 59/L (veja a Figura 1). Após a lavagem, a concentração de descarga seria de 1,5 g/L (ou 0,15 kg/tminério). Isso significa que dos 1,1 kg/tminério do ferro gerado, espera-se que 86% do ferro precipite. O ferro é precipitado no circuito por três reações de precipitação: iNazSO0,+3FeSO, +20, +*H,0O & NaFez(SO0,) (OH), + 3H,SO, nn 3 1K25O0, + 3FeSO, +20, + 2H,0 & KFez(S0,)2(OH)s + 2H2SO, nn 4 NazSO, + FeSO, +10, +1H,0 & NazFe(S0,)2(OH) mn5

[0019] O ferroso converte em férrico e reage para formar precipitados conforme as reações 3,4 e 5. As reações 3 e 4 são a formação de jarositas. Essas reações geram ácido líquido e são responsáveis pela geração geral de ácido líquido a partir da dissolução da calcopirita, na fase irrigada da lixiviação em pilhas, quando o cobre é recuperado por uma combinação de extração por solvente (SX) e eletrodeposição (EW).

[0020] A reação 5 é a formação de metassideronatrita. A reação líquida para issonão produz ácido. É difícil prever a divisão entre essas três reações. Depende do equilíbrio e da taxa. No caso da jarosita de potássio, a divisão depende da quantidade de potássio que é lixiviada na solução de outros minerais que se dissolvem no processo (por exemplo, sericita).

[0021] Com um minério diferente, as quantidades de jarosita que se formaram quando grandes amostras de minério em berços (colunas quadradas de 2mx2m) foram submetidas ao processo de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto são mostradas na Tabela 2. Tabela 2: Jarosita em resíduo de ripios após lixiviação de minério de testes em circuito aberto Número de teste CRIB e identificador de minério medido em ripios [Berg 4d [Beros- E [Média es

[0022] Os testes foram realizados em “circuito aberto”, ou seja, uma solução é passada uma vez através de uma coluna de teste e não é reciclada. Isso geralmente leva a uma formação de precipitado mais baixa porque a concentração de ferro no licor de alimentação está no máximo na concentração saturada (aproximadamente 5 g/L) e há apenas uma pequena quantidade de sais dissolvidos totais adicionais (TDS) adicionados por passagem através da coluna, então a jarosita a 0,9% representa uma quantidade mínima de ferro que pode ser precipitado da solução.

[0023] O jarosita a 0,9% equivale aproximadamente a 3,3 kg/tminério de ferro precipitado. Isso é cerca de 3x mais alto que a quantidade de ferro gerado apenas pelacalcopirita. Parte desse ferro é proveniente da lixiviação de minerais de ganga contendo ferro. No caso de precipitação de jarosita, para cada mol de ferroso oxidado e precipitado, 72 mol de ácido (H2SO4) é gerado; portanto, essa quantidade de jarosita produz 3 kg/tminério de ácido. O efeito líquido é que o ferro adicional gerado a partir da calcopirita provavelmente se reportará, até certo ponto, à jarosita e, portanto, o equilíbrio ácido mostrado na Tabela 1 para a calcopirita, em vez de zero, seria de fato positivo, devido ao ácido gerado como resultado de precipitação de ferro lixiviado como jarosita.

[0024] Foi estabelecido que, com uma dissolução de cobre suficientemente alta na fase inicial de cura, é provável que a dissolução posterior subsequente de cobrede minerais de sulfeto e a recuperação por extração com solvente combinada com eletrodeposição (EW) sejam geradoras de ácido. O excesso de ácido decorre do seguinte:

1. um desequilíbrio entre a demanda de ácido por lixiviação do mineral adicional de cobre na fase de irrigação, em comparação com o ácido EW total, para ocobrelixiviado durante a fase de cura e irrigação, se os minerais de cobre forem calcocita e covelita;

2. um desequilíbrio entre a demanda de ácido por lixiviação do mineral adicional de cobre na fase de irrigação em comparação com o ácido EW total para o cobre lixiviado durante a fase de cura e irrigação, bem como alguma precipitação deferro (jarosita) se o mineral de cobre for bornita; e

3. precipitação de jarosita se o mineral de cobre for calcopirita.

[0025] A aplicação ao minério referido na Figura 1 é ligeiramente diferente por dois motivos. O alto consumo de ácido de ganga nega os benefícios alcançados pela etapa de cura/repouso e o minério contém urânio. O urânio solubiliza com alto teor de cloreto na solução (por exemplo, 150g/L), mas é muito difícil recuperar a solução devido ao alto teor de cloreto e à alta concentração de complexos de cloreto de ferro. Isso resulta na necessidade de um estágio de pré-lixiviação irrigada. Isso leva pelo menos 200 dias para ser concluído e também libera uma quantidade substancial de cobre, além de esgotar os minerais de ganga prontamente solúveis. A segunda parte da lixiviação irrigada, em alta concentração de cloreto, resulta em uma alta dissolução de cobre, devido principalmente à dissolução de sulfetos de cobre secundários (covelita, bornita), que são os minerais de cobre dominantes em partes do minério. A formação de jarosita e o ácido produzido a partir da lixiviação e eletrodeposição (EW) dos minerais secundários de sulfeto de cobre (conforme Tabela 1) resultam em alta geração de ácido. Isso, juntamente com uma redução de minerais de ganga solúveis em ácido da pré- lixiviação, resulta em um alto teor de ácido no PLS, como é previsto para um processo de lixiviação com alto teor de cloreto. Esse processo cria dificuldades para a recuperação de cobre solúvel, conforme discutido a seguir.

[0026] A extração com solvente de cobre é sensível à concentração de ácido. Isso ocorre porque essa extração funciona em um equilíbrio entre cobre e ácido (H*). Cargas de cobre no orgânico sob condições em que a fase aquosa em contato com o orgânico tem um alto teor de cobre com baixo ácido. O cobre é retirado do orgânico por contato com uma fase aquosa que possui alto teor de ácido. Essa sensibilidade se torna mais pronunciada sob concentrações muito altas de cloreto (100 a 150g/L), devido à atividade substancialmente aumentada do íon próton (H*) em concentrações elevadas de cloreto.

[0027] Em ambientes com baixo teor de cloretos, é ideal procurar uma extração por passagem de cerca de 79g/I| de Cu. Isso resulta em um fluxo orgânico para aquoso de cerca de 1:1. A quantidade de extrator no orgânico é tal que a viscosidade orgânica é moderada e pode ser alcançado um bom desengajamento da fase. Isso proporciona boa operacionalidade, baixa perda orgânica (OPEX) e um gasto de capital mínimo. Nas circunstâncias, uma acidez típica de PLS é de 2- 49/| e a concentração de refinado de ácido da transferência de ácido é de 12-159/L.

[0028] Em uma operação de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto

(100g/L a 180 g/L, normalmente), é muito difícil obter 79/I de transferência de cobre devido à transferência de ácido para refinar e ao aumento da atividade de prótons. O pH é uma medida direta da atividade de prótons. A 20 g/I de cloreto e 12 9g/l de ácido livre, o pH medido é de -1, enquanto que em ácido equivalente, mas a 150 gildeclioreto, o pH medido é de — 0,2.

[0029] Os alvos para transferência de cobre em um processo de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto precisam ser de 59/| ou menos, combinados com ácido muito baixo no PLS. Com um delta de cobre de 59/l, isso significa que o tamanho do circuito SX teria que ser 40% maior para o mesmo trabalho de transferência de cobre que para 79/L. Isso se traduz em aumento de capital e custos operacionais. Esse problema piora rapidamente se a acidez aumenta no PLS sob condições de alto teor de cloreto.

[0030] Um objetivo da invenção é fornecer um método para a lixiviação de cloretos de minérios portadores de cobre, através do qual a concentração de ácido no circuito é controlada, a fim de obter uma recuperação eficiente do cobre da solução por extração por solvente (SX) e minimizar ou eliminar a purga da solução do circuito, uma ocorrência que aumenta a perda de cobre e os custos operacionais.

SUMÁRIO DA INVENÇÃO

[0031] Pelo exposto, fica claro que é importante controlar a concentração de ácido no circuito do processo de lixiviação em pilhas para obter uma recuperação eficiente de cobre da solução por extração com solvente. Em um processo de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto (100 a 180g/L), a recuperação eficiente do cobre da solução por extração com solvente depende da manutenção de uma baixa concentração de ácido no PLS. Foi demonstrado por experiência que a concentração de ácido no PLS, que se refere a um processo de extração por solvente, deve ser menor que 10 g/L, preferencialmente menor que 7 g/L e mais preferencialmente menor que 5 g/L.

[0032] É uma vantagem não restringir a adição de ácido à etapa de aglomeração do minério, para que a dissolução do mineral de cobre não seja limitada pelo ácido e para que a dissolução do cobre obtida durante a cura do minério seja máxima.

[0033] Uma configuração de circuito de processo de lixiviação em pilhas pode ser adotada na qual a lixiviação é realizada em uma pluralidade de pilhas, ou seções de uma pilha, a fim de maximizar a quantidade de ácido que é consumido pelos minerais de ganga solúveis em ácido residuais e, assim, controlar a concentração de ácido no PLS.

[0034] Se dois ou mais estágios de lixiviação são usados, então, de preferência, o licor de lixiviação é circulado em contracorrente para o carregamento de minério para as pilhas e a remoção de minério das pilhas.

[0035] A abordagem supracitada se baseia no fato de que sempre existem minerais de ganga de lixiviação lenta, como hematita e sericita restantes. A taxa de dissolução de tais minerais é geralmente proporcional ao teor de ácido. Esses minerais são maciços em abundância e sua extensão de dissolução é baixa; portanto, os minerais não são consideravelmente reduzidos ao longo do ciclo de lixiviação.

[0036] Em termos gerais, o objetivo supracitado pode ser alcançado levando-se em consideração a natureza dos minerais de ganga solúveis em ácido na pilha e a quantidade de ácido necessária para a dissolução do mineral de cobre eem resposta a ela, ajustando a adição de ácido durante uma etapa de aglomeração. Isso permite que a recuperação do cobre na etapa de cura seja maximizada.

[0037] A quantidade de ácido necessária durante a aglomeração pode ser calculada levando em consideração a taxa de reação de cada mineral de ganga e oácido necessário para a dissolução de minerais de cobre contidos, ou seja, a quantidade de ácido adicionada é controlada de maneira ideal para satisfazer a demanda na fase de cura.

[0038] O cobre lixiviado na etapa de cura se reporta ao circuito PLS, e o ácido retornado pela extração desse cobre do PLS na etapa SX é retornado ao refinado usado para irrigação de pilha durante o ciclo de lixiviação. Esse processo pode resultar em excesso de ácido no refinado, criando um equilíbrio ácido positivo. O excesso de ácido pode ser removido por dissolução de minerais de ganga no ciclo de lixiviação em pilhas, adotando uma configuração de circuito de processo de lixiviação em pilhas, na qual a lixiviação é realizada em uma pluralidade de pilhas, ouseções de uma pilha, usando um método de contracorrente de circulação de licor de lixiviação para o carregamento de minério para as pilhas e remoção de minério das pilhas.

[0039] A quantidade de ácido que é adicionada ao refinado é assim dependente da quantidade de ácido adicionado durante a aglomeração. Da mesma forma,a quantidade de ácido adicionado durante a aglomeração depende do ácido adicionado ao refinado para atender ao requisito de dissolução do cobre na presença da ganga, durante o ciclo de lixiviação.

[0040] A dissolução do cobre durante a aglomeração e no período subsequente de repouso ou cura pode ser restringida limitando a quantidade de ácido adicionado durante a aglomeração do minério, garantindo assim uma maior extensão do consumo de ácido durante a fase irrigada e evitando o excesso de produção de ácido durante o ciclo de lixiviação após a remoção do cobre e o retorno do ácido ao refinado na etapa de extração do SX.

[0041] Os primeiros PLS coletados da irrigação inicial dos berços após a cura do minério podem ter um alto teor de ácido (>10g9/L) e um alto teor de cobre (> 20g/L). Nesse caso, o primeiro PLS pode ser usado na aglomeração de minério de pilhas subsequentes antes da fase de cura. Esses valores são exemplificativos e não limitativos.

[0042] Como alternativa aos processos supracitados, é possível reduzir a quantidade de lavagem no final de um ciclo de lixiviação, a fim de aumentar a quantidade de ácido removido com o minério lixiviado (ripios). No entanto, isso é menos preferencial, pois as perdas solúveis de cobre e cloreto de sódio são aumentadas. Isso implica em maiores perdas de receita e custos operacionais mais altos. "BREVE DESCRIÇÃO DOS DESENHOS

[0043] Duas modalidades da invenção são ainda descritas neste documento, respectivamente, com referência às Figuras 2 a 7 e 8 a 12 dos desenhos anexos, em que: A figura 2 é um diagrama generalizado de um reator; A Figura 3 mostra um circuito padrão em um processo de lixiviação em pilhas; A Figura 4 representa esquematicamente um processo de lixiviação em pilhas de múltiplos estágios operado de acordo com uma primeira modalidade da invenção; A Figura 5 reflete curvas de perfis de ácido livre em relação ao tempo para os parâmetros de PLS, ILS e refinado; A Figura 6 ilustra um fluxo de processo de acordo com a invenção com circulação de contracorrente; A Figura 7 é semelhante à Figura 6, mas com circulação de co-corrente; A Figura 8 representa um diagrama de fluxos geral para um processo operado de acordo com uma segunda modalidade da invenção; A Figura 9 mostra o processo da Figura 8 em mais detalhes; A Figura 10 reflete graficamente os perfis de concentração de PLS mostrando as concentrações de ácido, cobre e ferro em função da razão de irrigação de PLS a uma taxa de irrigação de 3L/h.m?; A Figura 11 ilustra um reator de teste para determinar o consumo de ácido de ganga a um pH constante; A Figura 12 representa graficamente o consumo de ácido de ganga para um tipo de minério hipogênico, em função do pH, contra o tempo; As Figuras 13 a 27 referem-se a circuitos usados no trabalho de teste e dados resultantes desse trabalho de teste.

DESCRIÇÃO DE MODALIDADES PREFERENCIAIS

[0044] Uma primeira modalidade da invenção é descrita a seguir com referência às Figuras 2 a 7, enquanto uma segunda modalidade da invenção é descritaa seguir com referência às Figuras 8 a 12.

Modalidade 1 - Operação de lixiviação em pilhas de múltiplos estágios

[0045] A Figura 2 mostra um reator típico 10. Um balanço de massa para um reagente C pode ser realizado sobre o reator. Por simplicidade, assume-se que os fluxos volumétricos dentro (12) e fora (14) são iguais. Além disso, como pilhas reais são surpreendentemente bem misturadas, é assumido por simplicidade que a concentração de reagente dentro do reator 10 é a mesma que em uma descarga do reator (ou seja, um reator bem misturado).

[0046] O balanço de massa sobre o reagente C é o seguinte: Entrada = saída + perda na reação FCi=F.Co+rV

[0047] Onde: F é a vazão; Ci é a concentração de entrada; Co é a concentração de saída; V é o volume do reator; e r é a taxa de uso de ácido que, neste caso, conforme definido anteriormente, é proporcional à concentração de ácido Co.

[0048] Assim r = kCo, onde k é uma constante de taxa para o mineral em questão.

[0049] A equação pode ser reescrita como: F.Ci = F.Co + k.Co.V

[0050] V/F possui uma unidade de tempo e é conhecido como tempo médio deretenção, our.

[0051] A equação pode ser reescrita a seguir: Eq (A)

[0052] O fator k é uma constante e 1 é uma constante para um leito de pilha fixo a uma taxa fixa de irrigação por unidade de área. Isso significa que o percentual de conversão (Co/Ci) da concentração de entrada de ácido é fixada independentemente da concentração de entrada.

[0053] A Figura 3 é um fluxograma de um circuito padrão de lixiviação em pilhas 18 em que cerca de 50% do PLS é desviado para otimização de CuSX. Na Figura 3, uma única pilha 20 é usada. A título de contraste, no processo 24 mostrado na Figura 4, existem duas pilhas 20A e 20B, respectivamente.

[0054] Nos dois processos (Figura 3 e Figura 4), a mesma quantidade de cobre é transferida para o estágio CuSX (30) — essa transferência de cobre eleva o teor de ácido em 79g/L.

[0055] No fluxograma da Figura 3, o ácido no PLS 32 é ajustado em yg/L. O refinado 34 contém então y + 79/L de ácido. O desvio 36 e o refinado 34 são recombinados (38) para dar uma concentração média de ácido de (2y+7)/2. Isso é passado na pilha 20, onde a conversão é assumida como 50%. Essa conversão ocorreria, independentemente da concentração de ácido, como mostra a equação A.

[0056] No estado estacionário, o processo 18 deve equilibrar, portanto: y (em PLS) = 50% .(2y+7)/2 Assim, y = 3,5 g/L de ácido.

[0057] O PLS é dividido ao meio no exemplo da Figura 3. Isso é para facilitar a comparação com o exemplo na Figura 4. Se o PLS não fosse dividido, ainda assim resultaria na mesma concentração de ácido do PLS. No entanto, o aumento de ácido no refinado seria de 3,5 g/l.

[0058] No fluxograma da Figura 4, o ácido no PLS (32) também é definido em yg/L. O PLS já é 7 do exemplo na Figura 3. O PLS (32) reporta ao CuSX (30) e 7 g/L de ácido são transferidos para o licor. O licor resultante (refinado) 34 contém entãoy+7g/Lde ácido.lsso é passado na pilha 20B, onde a conversão é assumida como 50%. É então passado sobre a pilha 20A, onde ocorre uma conversão adicional de 50%.

[0059] No estado estacionário, o processo (24) deve se equilibrar, portanto: y (em PLS) = 50%. 50%. (y+7), e Assim y = 2,3 g/L de ácido Se o processo fosse estendido para 2 etapas, então y (em PLS) = 50%.50%.50% (y + 10,5), e ey=1,59/L de ácido.

[0060] Assim, ao operar o processo com dois ou mais estágios do ILS 42, a quantidade de ácido no PLS 46 que se reporta ao estágio de extração do solvente de cobre pode ser significativamente reduzida sem um impacto prejudicial no processo. Um exemplo da eficácia do processo pode ser visto pela alteração da acidez livre da seção hipersalina (100 a 150g/L de cloreto) de uma planta piloto, conforme mostrado na Figura 5.

[0061] A implementação de vários estágios do processo da invenção pode ser configurada de modo que o fluxo do processo seja contracorrente com o minério ou co-corrente com ele, como mostrado, respectivamente, na Figura 6 e Figura 7.

[0062] A operação de contracorrente tem uma vantagem sobre a operação de co-corrente, pois o estágio final da pilha 20C é irrigado com o refinado (34). O refinado tem o menor teor de cobre e, portanto, isso minimiza a perda de cobre solúvel nos ripios.

Modalidade 2: Controle e otimização do ácido adicionado durante a aglomeração Controle de ácido em excesso

[0063] Em qualquer um dos circuitos mostrados nas Figuras 3 a 7, (como exemplos), PLS (32) ou refinado (34) podem circular de volta para o aglomerador para fornecer cobre, ferro e ácido solúveis. O ácido é necessário na aglomeração do minério para reduzir o pH na fase de cura/repouso e gerar oxidante para a lixiviação de sulfeto de cobre (rxn 1). Ferro e cobre são necessários como oxidantes. A eficácia dos oxidantes aumenta com a concentração.

[0064] Um diagrama de fluxo geral simplificado típico para o processo é mostrado na Figura 8. Isso representa um processo de duas etapas em que a solução para aglomeração é retirada do PLS.

[0065] A Figura 9 mostra o processo da Figura 8 em mais detalhes.

[0066] Verificou-se que após a irrigação do leito de minério, após o período de descanso e a cura do minério, a primeira solução de drenagem ou PLS inicial contém concentrações excepcionalmente altas de cobre, ferro e ácido. Uma otimização adicional do processo é utilizar esse PLS inicial ou “primeira lavagem” na etapa de aglomeração de minério em primeiro lugar, para aumentar os níveis de oxidantes (cobre e ferro solúveis) no estágio subsequente de cura/repouso e, em segundo lugar, em linha com a estratégia de ácido, se houver excesso de ácido, a quantidade de ácido fresco adicionada à aglomeração do minério subsequente pode ser descontada pelo ácido. Isso ajuda a mitigar o excesso de ácido na fase de lixiviação.

[0067] Isso é ilustrado pelos resultados apresentados na Figura 10, para um teste de berço de 2mx2mx8m em uma planta piloto usada para tratar um minério hipogênico com um teor de cobre de 0,79%, com 70% de cobre como calcopirita e um tamanho de moagem de cerca de 80% passando em 19mm.

[0068] Os resultados apresentados na Figura 10 mostram que a solução de drenagem inicial ou o primeiro PLS, deixando o leito de minério do berço (G10/2), continha concentrações excepcionalmente altas de ácido (80 g/L) (A), cobre (55 g/L) (B) e ferro (35 g/L) (C). Esta solução PLS pode ser usada com eficiência na aglomeração de um novo lote de minério, em vez de refinado, com o benefício de utilizar altas concentrações de ácido, cobre e ferro para promover a lixiviação mineral, permitindo a adição reduzida de ácido fresco para esse lote de minério. O volume de PLS utilizado é baseado no teor de umidade necessário para a aglomeração de minério. Um valor típico neste exemplo é de cerca de 0,07 mº/t; que corresponde aos primeiros 10 dias de PLS drenados do leito de minério, a uma taxa de irrigação de 3 L/h.m?. O ferro em solução é oxidado a férrico durante a aglomeração do minério e subsequente processo de cura em condições aeradas, o que contribui para a lixiviação de minerais de cobre. As altas concentrações de cobre promovem a oxidação de íons ferrosos, aumentando o potencial de oxidação da solução e aumentam as taxas de lixiviação de minerais de cobre durante o período de cura. Também é esperado que o excesso de ferro férrico na solução precipite durante esse processo como jarositas ou como metassideronatrita, como mostrado pelas reações 3, 4 e 5, respectivamente. Isso reduziria as concentrações de ferro na solução e manteria os níveis de ferro na concentração de equilíbrio esperada no refinado, tipicamente, mas não limitado a, cerca de 5 g/L em soluções com cloreto de 150 g/L. Determinação do consumo de ácido de ganga (GAC) e controle da adição de ácido à lixiviação em pilhas

[0069] O ácido necessário para a lixiviação do cloreto é adicionado como ácido concentrado fresco durante a aglomeração de minério ou como ácido de reposição na solução de refinado. Em uma operação com uma etapa de aglomeração de minério, o ácido é fornecido pela adição de ácido concentrado ao minério e, ou apenas como, ácido na solução refinado. A adição de refinado é controlada para atingir o teor final de umidade especificado para o minério aglomerado.

[0070] No caso de lixiviação de minério sem aglomeração de minério, o ácido é fornecido na corrente refinada usada para irrigar a pilha.

[0071] O ácido necessário é calculado a partir do ácido consumido pelos minerais de ganga e do ácido necessário para lixiviar os minerais de cobre. A taxa de consumo de ácido durante a lixiviação mineral depende da concentração de ácido na solução e da temperatura.

[0072] Métodos de teste foram desenvolvidos para determinar o ácido consumido pela lixiviação de minerais de ganga, de modo que, para um tipo específico de minério, o consumo de ácido de ganga (GAC) possa ser determinado, em função do pH da solução, da concentração de ácido e da temperatura. Os resultados desses testes do GAC foram usados para determinar os parâmetros do modelo que são usados para calcular a demanda de ácido para a lixiviação de minerais de ganga rápidos, médios e lentos. Assim, para um tipo específico de minério, o GAC pode ser determinado e a adição de ácido à aglomeração de minério e ao refinado controlada, a fim de atender à demanda de ácido sem criar excesso de concentração de ácido na solução. A quantidade de ácido necessária para a dissolução do cobre pode ser calculada a partir do teor de cobre, a dissolução esperada do cobre determinada por teste e considerando a mineralogia do minério e a estequiometria da reação definida pelas reações de lixiviação, por exemplo, como mostrado pela reação 1. Esses dados são usados para determinar a adição de ácido necessária durante a aglomeração de minério e a concentração de ácido necessária no refinado para sustentar a lixiviação mineral, maximizar a dissolução do cobre e manter uma concentração ótima de ácido no PLS, para permitir extração de cobre eficiente por SX. Determinação da adição ideal de ácido durante a aglomeração

[0073] Os minérios contendo cobre contêm uma grande variedade de minerais. Minerais de sulfeto, como pirita e calcopirita, não são lixiviados nas condições de baixo Eh do teste GAC. Os minerais de ganga lixiviados pelo ácido sulfúrico incluem tipicamente óxidos e carbonatos de metal e vários silicatos de potássio-ferroso-magnésio-alumínio. Presume-se que a reação ácida com um mineral de ganga resulte na dissolução estequiométrica do mineral, por exemplo: Calcita CaCO3+2H* > Ca? +CO>;+ HO Clorito: MgsFe2AISizO10(OH)s + 16H* — 3Mg?* + 2Fe?* + 2AI%* + 3SiO2 + 12H20 Feldspato: KAISIZOs + 4H* — K* + AI? + 3SiO2 + 2H20 Caulinita: AlESiZOs(OH) Ca + 6H* — 2AI6* + 2SiO2 + 5H20

[0074] A reação química entre ácido e mineral de ganga no minério libera íonsem solução. Quando a solução é relativamente diluída e a precipitação mineral de sulfato pode ser negligenciada, a quantidade de ácido consumida pela reação com a ganga pode ser calculada a partir da soma da carga total liberada como íons, expressa matematicamente como: A[H']=A[K"]+2A[Fe" ]+2A[Mg” ]+3A[AÉ ]+---— A[CL] O) onde A[H*] é a quantidade de H* (prótons) consumidos (mol/L) e A[ÍK*], A[Fe?*], A[AI?*], etc., são as alterações nas concentrações de íons (mol/L) durante a reação. O somatório é sobre todos os cátions liberados durante a reação. A mudança na concentração de cloreto, A[CI], está incluído no cálculo para corrigir a dissolução de NaCl no minério, que libera cátions de Na* (e ânions de CI) na solução, mas não consome ácido, e possível vazamento de KCI da sonda de pH, que libera cátions de K* (e ânions de CI") em solução e não consome ácido.

[0075] O consumo de ácido é 49 A[H*] em g-H2SO4/L ou 49 A[H*] VIM em kg-H2SO4/t-minério, onde V é o volume de solução no reator e M é o peso do minério (kg). Quando a composição da solução é conhecida em vários momentos durante o curso da reação ácido-ganga, o consumo de ácido pode ser calculado em função do tempo de reação.

[0076] A concentração de ácido na solução durante a reação pode ser calculada a partir de um balanço de carga geral, expresso matematicamente como: [H*]=2[SO0, ]+[C1 ]-[K*]-2[Fe” ]-2[Mg" ]-3[AÉ]—--- (2) onde [H*] é a concentração de prótons ou a concentração total de H (como H'eHSO«s)em solução (mol/L). A concentração de sulfato [SO4º*] é conhecido a partir da concentração de enxofre [S] em solução.

[0077] A concentração de ácido na solução é y 49 [H*] em g-H2SO4/L. A concentração de ácido pode ser calculada em função do tempo durante a reação.

[0078] O pH da solução no reator é mantido constante durante a reação —ácido-ganga pela adição de ácido concentrado ao reator. O ácido adicionado para manter o pH é registrado em função do tempo e expresso em kg-H2SO4/t-minério.

[0079] O ácido adicionado para manter um pH constante não é igual ao ácido consumido pela reação com a ganga. De fato, o ácido adicionado para manter um pH constante é geralmente maior que o ácido consumido pela reação com a ganga, cada vez mais a pH baixo, o que pode ser explicado a seguir. O ácido H2SO.s dissocia-se em solução para produzir as espécies químicas ácidas H* e HSO«, mas apenas H* (através de sua atividade) influencia o pH da solução. Visto que o HSO4" não afeta o pH, a quantidade de ácido que deve ser adicionada para manter o pH é maior que a quantidade de ácido consumida. O modelo geoquímico EQ3/6 prevê quea proporção de HSO« em soluções de H2SO« em pH1 e pH2 é de cerca de 40% e 20%, respectivamente. Prevê-se que a liberação de cátions na solução durante a reação ácido-ganga aumente o percentual de HSO«. Estes resultados sugerem que em pH1 a quantidade de ácido adicionado para manter um pH constante pode ser o dobro da quantidade de ácido consumida pela reação do mesmo coma ganga.

[0080] Como observado, o ácido adicionado para manter um pH constante é medido diretamente durante o curso da reação ácido-ganga. O ácido adicionado também pode ser calculado a partir dos dados de composição da solução e, assim, fornece uma verificação da consistência desses dados. O ácido adicionado durante um determinado período de reação é calculado como a soma do ácido consumido nesse período, calculado a partir da equação (1), e a diferença entre as concentrações de ácido em solução no final e no início do período, calculada a partir da equação (2), que pode ser expresso como: AIH], =24[S0/] G)

[0081] O ácido adicionado para manter o pH constante é 49 A[H*]Jor VIM em kg-H2SO4/t-minério.

[0082] A partir da equação (3), a quantidade de ácido adicionado ao reator pode ser calculada a partir da mudança na concentração de sulfato na solução. Essa relação simples é uma consequência do fato de que a reação entre ácido e ganga não altera a concentração de sulfato em solução.

[0083] Para fins de modelagem, a taxa de reação específica para o consumo de ácido por minerais de ganga é dada por: Rea = Eca Foca + Fica + Ea Fra (4) onde Re. é a taxa de reação específica (kg-ácido/t-minério.s) expressa como a soma de três termos, representando reação rápida, média e lenta, com conversões de gangaança, Cca2 E Gas E consumo de ácido final gea1, Jea2 E Jeas (kg-ácido/t-minério), respectivamente. Para cada um dos três tipos de consumo de ácido, a conversão de ganga varia de zero a um e o consumo de ácido varia de zero a g conforme a reação prossegue. Os três tipos de consumo de ácido podem serconsiderados representativos de várias espécies de ganga: por exemplo, rápida (calcita), média (clorita e biotita) e lenta (caolinita, feldspato e sericita).

[0084] O consumo de ácido por ganga é obtido através da integração da taxa de reação dada pela equação (4) ao longo do tempo decorrido da reação: GAC=8ç5n%ga + Ecar Acao Ecs cas 5) onde GAC é o consumo de ácido em kg-ácido/t-minério.

[0085] Para cada um dos três tipos de consumo de ácido, a taxa de conversão da ganga durante a reação é expressa na forma de Arrhenius como:

Fa = Te T exp(-Fe(7- s55))O ag)" Po (6) onde kca é a taxa constante ((L/mol)""/s) Eca é a energia de ativação (cal/mol), dy é o tamanho das partículas de minério (mm), do é um tamanho característico de partícula de minério (medido em 10 mm), [H*] é a concentração de prótons (mol/L), Té a temperatura (K), R é a constante universal de gás (1,986 cal/mol.K) e né, nº e nº são expoentes para tamanho de partícula, concentração de ácido e conversão de ganga, respectivamente. Como mostrado na equação (5), a taxa de consumo de ácido por ganga é expressa em termos da concentração de prótons, e não da atividade ou pH do próton.

[0086] A concentração de um cátion liberado na solução durante a reação ácido-ganga é expressa como: [C]=(E61%anei + Tanantc2 + as caes )/98M/V) Om) onde [C] é a concentração de cátions (mol/L) e Yc1, Yc2a e Yc3 são os fatores de liberação de cátions para cada uma das três classes de consumidor de ácido, expressos como o número de moles do cátion liberado por mole de ácido consumido (mol-C/mol-ácido). Por exemplo, se a calcita é a única espécie de ganga de reação rápida, o fator de liberação do cátion Ca?* é Yca: = 1. Da mesma forma, se o clorito é a única espécie de ganga que reage com o meio, os fatores de liberação dos cátions Mg?*, Fe?* e AIº** são Yma2 = 0,375, YrFe2 = 0,25 e Yar = 0,25, respectivamente.

[0087] O peso final de um elemento liberado pela reação entre ácidos e minerais de ganga é limitado a ser menor que o peso do elemento no minério: (enter + Eanle2 + Zostes) W/98<G, (8) onde Wc é o peso atômico do elemento e Gc é o teor (kg-C/t-minério) do elemento no minério.

[0088] Os fatores de liberação de cátion são limitados por considerações de balanço de carga: Ye +2Xrxum + 2X mg + 3X rem F3YW + =2 (9)

[0089] Os parâmetros do modelo nas equações (4) a (7), a saber, Kca, Eca,

9a, Y, Np, NH E No, São determinados ajustando o consumo de ácido calculado do modelo e a composição da solução aos dados medidos nos testes do GAC.

[0090] A determinação experimental do GAC é realizada usando um arranjo 100, como é mostrado na Figura 11. O arranjo inclui um vaso de reação de 5,5 L 102 equipado com uma saída de transbordamento 104 a 4,5 L, no qual o vaso é colocado 2750 g de uma amostra de minério 106 (o tamanho da amostra é aumentado com frações de tamanho maiores). O vaso de reação 102 é conectado via tubulação a um reator lateral de 3 L 110. Uma porção principal do lixiviante (5300 mL) é introduzida neste sistema conectado e circula através de uma bomba 116 do reator lateral 110 para o vaso de reação 102 a uma taxa fixa, retornando por gravidade para o reator lateral 110.

[0091] Uma vez que os 5300 mL de lixiviante estão no sistema, o lixiviante é trazido à temperatura, por meio de aquecedores 118 embaixo dos reatores 102,

110. O pH (120) e o volume final (122) são ajustados aos valores iniciais requeridos pela adição de 200 mL de uma solução ácida contendo ferro 124 para dar um volume final de 5500 mL.

[0092] Uma atmosfera redutora é mantida sobre as superfícies de reação excluindo o ar dos reatores 102 e 110 e introduzindo um fluxo de nitrogênio 126 nos reatores 102, 110. Os reatores são selados, permitindo o deslocamento positivo de nitrogênio dos reatores 102, 110. As amostras de solução são colhidas em intervalos de tempo estipulados do reator lateral 110 e analisadas para uma seleção de elementos usando um computador 130. Os valores de potencial redox de pH e solução são registrados ao longo do tempo no computador 130.

[0093] A Figura 12 representa graficamente os resultados obtidos a partir do arranjodeteste 100 mostrado na Figura 11. O consumo de ácido ao longo do tempo é ilustrado para os valores de pH pH1 (C), pH1,5 (B) e pH2 (A). É evidente que o consumo de ácido é fortemente afetado pelo pH da solução, ou seja, pela concentração de ácido na solução.

[0094] Também é possível usar o reator 100 para determinar o efeito da temperaturae o «efeito de diferentes tamanhos de moagem das amostras de minério nas taxas de consumo de ácido

[0095] Os resultados típicos obtidos usando o método do reator de teste GAC são mostrados na Figura 12. Os resultados mostram como o consumo de ácido é fortemente afetado pelo pH da solução ou pela concentração de ácido na solução. Conforme indicado, o efeito da temperatura e o teste de amostras de minério em diferentes tamanhos de moagem podem ser realizados para determinar as taxas de consumo de ácido em função do tamanho e da temperatura das partículas.

[0096] A descrição a seguir, com referência às Figuras 13 a 23, refere-se a testesrealizados em relação a aspectos da invenção, como descrito anteriormente.

[0097] Exemplo 1: Descrição de uma Avaliação Técnica Integrada de uma Planta Piloto do Método da Invenção

[0098] Foi estabelecida uma planta piloto integrada que incorpora 9 berços e uma planta de extração de solvente para replicar a aplicação comercial do processo da invenção em escala piloto. Esse processo foi projetado para tratar vários minérios de calcopirita de baixo teor usando uma operação dinâmica de lixiviação em pilhas no estilo “pista de corrida”. Uma pilha de estilo “pista de corrida” é composta por vários setores. Novos setores são empilhados e os setores mais lixiviados mais antigos são removidos do bloco. O bloco é reutilizado.

[0099] Cada berço contém aproximadamente 40T de minério, possui uma área de seção transversal de 4 m?, uma altura operacional de 7,5 m e uma altura total de 10 m. Os berços são operados para simular uma operação comercial com 9 setores. Assim como a pilha comercial, o processo é dinâmico com a remoção periódica de resíduos de lixiviação de um berço completo e a substituição de resíduos por minério fresco em um berço vago.

[00100] Foram realizadas três fases separadas de operação. — O intervalo na composição dos principais minerais de sulfeto de cobre e de ganga contidos nas amostras de minério testadas e uma breve descrição da operação estão resumidas na Tabela 1.

Tabela 1 Breve Descrição das Fases Operacionais da Avaliação Técnica da

Planta Piloto Tamanho da 19,05 19,05 19,05 Moagem de Minério: passagem de 80% (mm) (%) corte oa a Biotita (%5) Descrição da | Inicializaçãõoe | Teste a variação das Opera em Operação de Fase | coleta inicial de condições de circuito fechado dados lixiviação e do tipo de minério. *CSR - Razão de Fonte de Cobre (percentual do cobre total contido neste mineral)

[00101] As amostras de minério são moídas em um circuito de — moagem de 3 estágios. O minério moído é aglomerado antes de ser carregado nos berços. Cloreto de sódio (sal), ácido e refinado (ou outro licor de processo contendo cobre, ferro e ácido) são adicionados ao minério no processo de aglomeração. O minério aglomerado é então colocado dentro de um berço vazio; curado por um período, após o qual a irrigação começa. No final do ciclo de irrigação, cada berço é drenado, irrigado com água para lavar, drenado novamente e finalmente esvaziado. O berço vazio é então preparado para aceitar minério aglomerado fresco.

[00102] As fases | e |l envolveram o início da operação e a coleta de dados iniciais e a construção de berços adicionais para a operação em circuito fechado da fase Ill.

[00103] Na operação da fase Ill, os minérios de baixo teor foram incluídos com graus de cobre tão baixos quanto 0,3% de Cu e com até 75% do cobre contido associado à calcopirita (calcopirita de CSR de 75%). A operação consistiu em um período de 45 dias de cura, 20 dias de umectação, 360 dias de irrigação, 20 dias de lavagem e 30 dias de drenagem (total de 475 dias), antes da descarga e processamento da amostra.

[00104] O cronograma de operação da fase Ill foi projetado para permitir o carregamento e descarregamento de um berço a cada 45 dias, simulando assim uma operação de bloco dinâmico comercial e manuseio de líquidos industriais. Esse fechamento foi imprescindível para obter concentrações de impurezas em estado estacionário e identificar possíveis problemas operacionais. A operação foi mantida em circuito fechado, reintroduzindo a água de lavagem para gerar o novo refinado que foi perdido devido à umidade e evaporação dos resíduos. A taxa de adição de água foi mantida em 0,11 m?/T de minério. A água de reposição fresca foi usada para lavar orgânicos carregados para remover cloretos e para lavar resíduos de minério de acordo com o método da invenção descrito acima.

[00105] A planta piloto é operada como um sistema fechado, com saídas e entradas cuidadosamente controladas para imitar uma operação comercial de lixiviação em pilhas. Ou seja, as entradas e saídas são controladas para que a água fresca adicionada seja limitada para equilibrar exatamente a água perdida por evaporação, a perda de umidade no resíduo lixiviado (ou rippos) e a substituição da água perdida na purga da solução do processo (se necessário para reduzir as impurezas). O fluxograma do processo da planta piloto é mostrado na Figura 13. Os principais componentes e operação da planta piloto estão resumidos a seguir: º Tanque de Refinado 1: Armazenamento do refinado de retorno da extração por solvente (SX) 7. Fornece alimentação para separar 1m? dos tanques de alimentação de refinado 2A-l para cada berço, 3A-l. O ácido de reposição pode ser adicionado ao tanque de refinado, conforme necessário, para atender à demanda operacional de ácido do processo.

5 .º Solução de Lixiviação Prenhe (PLS) 4 e 5: A solução PLS de cada berço (3A-l) é coletada em 1m? de PLS dos tanques 4A-l. O PLS é transferido dos tanques 4A-l para o tanque de retenção 5 do PLS.

.º PLS com alto teor de Cu 6: O primeiro PLS coletado da irrigação inicial dos berços após a cura do minério tem um alto teor de cobre. Esse PLS inicial é coletado no tanque de retenção 6. O ácido de reposição pode ser adicionado ao PLS com alto teor de cobre no tanque 6. A água de purga do SX pode ser adicionada ao PLS de alto teor cobre no tanque 6. . Aglomeração de minério 8: O minério é aglomerado em um cilindro de aglomeração. O refinado do Tanque 1 é adicionado ao minério. São adicionados ácidoe sal sólido para atender a adição de ácido alvo e a adição total de sal, conforme necessário. O PLS 6 com alto teor de cobre pode ser utilizado na aglomeração de minérios para permitir o retorno direto de cobre e ácido (contido no PLS com alto teor de Cu) à aglomeração de minérios. Um alto teor de cobre no minério aglomerado com ácido pode melhorar a dissolução do cobre durante a cura do minério na etapa inicial de repouso. O minério aglomerado é transferido para carregar berços (3A-l) quando necessário. .º O minério é lixiviado nos berços 3A-l: O minério aglomerado é empilhado nos berços. É permitido curar (período de descanso inicial). A irrigação é então iniciada. A irrigação começa lentamente para garantir a molhagem do minério. A irrigação é realizada bombeando o refinado com baixo teor de cobre do processo de extração do solvente para o topo dos berços. O licor é distribuído sobre a superfície do berço por aplicação através de uma rede de gotejadores. A solução penetra no minério dentro de cada berço. Simultaneamente, o ar é introduzido na base de cada berço. O cobre é solubilizado pela combinação do ácido no licor do processo e oxigênio no ar. O licor de irrigação se reporta à base do berço. Ele agora tem um alto teor de cobre e é chamado PLS (solução de lixiviação prenhe). Isso é coletado e reportado ao processo de extração por solvente. .º Após a lixiviação do minério, a irrigação do minério com refinado é interrompida.

É permitido que o leito de minério seja drenado e, em seguida, o minério é lavado com água de lavagem para recuperar o cloreto arrastado (sal) e o cobre dissolvido.

O resíduo de minério lixiviado lavado é então removido do berço para o descarte. .º Extração por Solvente (SX) 7: O cobre é recuperado do PLS por extração com solvente.

O cobre é carregado no orgânico em dois estágios de extração, El e E2. O orgânico carregado é então lavado com água em uma lavagem de dois estágios L1 e L2. A lavagem é necessária para remover a solução aquosa arrastada, de modo que o teor de cloreto do eletrólito avançado após a remoção do material orgânico carregado seja <50 ppm.

Após a fase de lavagem, o material orgânico carregado é então decapado em S1 para recuperar o cobre no eletrólito 7b avançado.

O eletrólito gasto para decapagem orgânica carregada é fornecido no tanque de retenção 7c.

Se necessário, o ácido de reposição pode ser adicionado ao eletrólito gasto no tanque de retenção 7c para aumentar a concentração de ácido na quantidade necessária para a remoção completa do orgânico carregado.

O eletrólito avançado é removido do circuito para recuperação de cobreeo eletrólito gasto é retornado ao circuito.

A eficiência de lavagem do material orgânico carregado pode ser melhorada aumentando o número de estágios de lavagem para três, conforme referido na descrição anterior.

O aumento da eficiência de lavagem reduz o volume de água de lavagem necessário para a lavagem de orgânicos carregados, permitindo aumento da água para a lavagem de resíduos de minério lixiviado, resultando em maior recuperação de cloreto e cobre, pelo deslocamento da solução arrastada no resíduo de minério.

Os parâmetros operacionais para as fases |, |l e Ill estão resumidos na Tabela 2. Tabela 2 Parâmetros Operacionais da Planta Piloto para as Operações de Fase |, Fase Il e Fase Ill

Parâmetro | unidades | úFaser | = rasem =| (por berço) berço) minério aglomeração de minério massa me te granel mes ou cura minério

ND refinado no período Operação do ciclo de dias Irrigação 200- 20 dias de lixiviação 500 irrigação baixa (molhagem de minério) 360 dias de irrigação, ciclo de lavagem de 20 dias. | Operação do Diagrama de | - > | Fechado com | Fechado com sx |

Fluxo SX e estágio de lavagem Solução de refinado de 59/LCu,15 |0,5g/L Cu, 1-3 g/L circuito fechado g/L Fe, Fe, 8 g/L H2SO4s, | 8 g/L H2SO4, 150 150 g/L CI g/L CI O diagrama simplificado do balanço de massa da pilha piloto, mostrando as entradas e saídas, é mostrado na Figura 14. Os valores típicos para o balanço de minério, ácido e água são mostrados na Tabela 3. Tabela3 Resumo do Balanço de Massa da Planta Piloto mostrando Entradas e Saídas da Operação de Fase |l Entrada — Saída Entrada Saída kg/T) IkgT) inário É Core) Total de minério carregado seco (T) — 9 berços 348,6 ps CMUIZ4""“"" | Total de cobre carregado (0,5% de CuT) (T) [17 E Total de cobre recuperado em média de recuperação de 60% (T) 1,0 Lo 1300 | Total de cobre perdido nos resíduos CU za | Total de resíduos descarregados CPU Batanço ácido js | Ácido de aglomeração adicionado em 12kg/t (kg) Jara ra) | Perda de ácido na umidade do resíduo em 10,5% de umidade (kg) |U 118 PN os | Consumo de ácido líquido (por ganga e dissolução de metais) (kg ee Nus | Ácido gerado por EW (kg | 1708,1 paz IA Ácido de reposição adicionado (Kg 4014 [5 E EN eaanço hr água de Tavagem orgânica SX Ma) | Agua de lavagem em 0,7 matima) ag O) Mistura nos resíduos em 10,5% em média — (m3) ge go OO) | Água perdida devido à evaporação em 5,4L/dia (m3)U ag gia purgrada ma) gs a ge

[00106] A configuração do fluxograma da planta piloto da área de lixiviação é mostrada na Figura 15. Este é um fluxograma aceitável porque o minério usado na operação da planta piloto era predominantemente calcopirita e possui um baixo teor bruto de cobre. O aspecto kay do fluxograma é que um refinado de baixo teor de ácido é gerado por extração com solvente. Este refinado com baixo teor de ácido é distribuído por todos os setores (neste caso, os berços). O baixo teor de ácido minimiza as taxas de lixiviação de ganga.

[00107] Se o minério tiver graus maiores e especialmente se o cobre contido for predominantemente minerais de cobre secundários, como covelita,

calcocita ou bornita, um fluxograma que favorece o aumento do consumo de ácido de ganga na lixiviação pode ter sido empregado como descrito anteriormente. Esse fluxograma é mostrado na Figura 16.

[00108] A opção na Figura 16 pode ser operada como mostrado, ou coma extração de solvente operando no licor dos 4 primeiros berços, em oposição aos primeiros quatro berços, como mostrado. O número de estágios pode ser ampliado de dois para três, ou quantos forem necessários.

[00109] Exemplo 2: O Balanço de Ácido

[00110] A descrição anterior específica a necessidade de balancear o ácido ao longo do processo. É necessário ácido como reagente na aglomeração para efetuar a dissolução do cobre durante a fase de cura. Também é necessário ácido como reagente durante a fase de lixiviação para a dissolução do cobre. O ácido é gerado realizando eletrodeposição do cobre dissolvido em metal de cobre. Esse ácido é devolvido ao processo por extração com solvente e tudo é reportado ao processo durante a fase de lixiviação.

[00111] Na fase de lixiviação do processo, a quantidade de ácido gerado pelo EW precisa ser compensada pela quantidade de ácido que ainda é consumido pela reação com minerais de ganga e sulfeto de cobre, além da quantidade deixada na umidade após o minério lixiviado ser lavado.

[00112] Em uma operação ideal, a quantidade de ácido requerida pela lixiviação e a gerada pelo EW coincidem e a fase de lixiviação da operação é neutra em relação ao ácido. Nesse caso, o consumo e o fornecimento de ácido são balanceados, de modo que seja alcançado um equilíbrio de ácidos. Também é aceitável se for necessário adicionar algum ácido na fase de lixiviação. O que precisa ser evitado é a situação em que, na fase de lixiviação, há mais ácido retornado pelo EW do que o consumido pela lixiviação mineral de ganga e sulfeto de cobre. Isso ocorre porque esta é uma operação em circuito fechado com um estágio final de lavagem e, portanto, o excesso de ácido se acumula. À concentração elevada de ácido nos licores do processo se tornaria prejudicial ao processo de extração do solvente, pois isso depende de ter um teor baixo de ácido na alimentação para ajudar na carga de cobre no orgânico (equilíbrio próton/cobre).

[00113] No Exemplo 1, a Tabela 3 mostra o balanço em torno dos berços para a operação da fase Il. Em primeiro lugar, pode-se observar que a quantidade de ácido que deixa o processo de lixiviação na umidade após a lavagem do minério lixiviado é muito pequena (0,05 Kg/tminério) e, portanto, isso será descontado de uma discussão mais aprofundada. Em segundo lugar, pode-se ver que, em média, a fase de lixiviação foi negativa em ácido. Uma pequena quantidade de ácido foi adicionada para controlar o pH durante a lixiviação (1,15 kg/tminério). Isso é ideal e, se essa combinação de minério fosse alimentada em um processo e tratada dessa maneira, não haveria problemas do ponto de vista ácido.

[00114] A Tabela 4 mostra o consumo de ácido e a dissolução de cobre para cada berço. Tabela 4 Dados individuais de cobre e ácido CRIB para a fase || Código CRIB G3/2 | G6/2 S12 Ácido usado na cura (kg/l | 10,19 [9,07 [12,84 [12,62 [11,84 [11,53 [12,25 [12,26 | 11,89 do minério) Total de ácido (kg/t de 16,41 | 19,47 [20,26 | 16,388 | 16,43 | 21,63 | 16,09 | 18,66 minério) Lo Cobre lixiviado na cura 7% 15% 8% 16% | 18%

E E Grau de minério bruto de | 0,62% | 0,66% | 0,79% | 0,45% | 0,37% | 0,37% | 0,59% | 0,36% | 0,43% cobre

E Ácido da massa usado 9,07 12,84 | 12,62 | 11,84 | 11,538 | 12,25 | 12,23 | 11,89 na cura (kg/t de minério Ácido de massa usado | 10,55 [7,34 [6,63 7,64 [454 [490 [937 [383 [677 na lixiviação (kg/t de minério;

E Esaf ps e e os me fes 15] cura (kg/t de minério.

Cu de massa lixiviado no | 299 [326 |374 |/272 [1,96 [1,82 /302 |1,94 |222 ciclo de lixiviação (kg/t de minério) Lo | Ácido produzido através | 5,71 5,64 5,22 3,50 3,71 6,29 3,14 4,02 de EW durante o ciclo de lixiviação (kg/t de minério;

RN NR O O RO O O A fase de lixiviação é | Não Não Sim Não Não Não Não Não Não ácido positivo?

LE Percentual de —Cu|/19% |11% [13% [20% [13% 24% [26% [4% 15% lixiviado na Cura para total lixiviado

[00115] Os dados da Tabela 4 mostram o cobre lixiviado e o ácido usado na fase de cura e na fase de lixiviação de cada berço. Também mostra a quantidade de ácido que seria gerado e transferido de volta ao processo pelo EW.

[00116] Os dados mostram que, em geral, quase todos os berços eram ácidos negativos durante a lixiviação, com exceção do berço G10/2. Se uma operação comercial tratasse esse minério em particular, dessa maneira por um período prolongado, haveria uma acumulação de ácido no circuito. A operação precisaria reduzir o ácido fornecido na fase de aglomeração para levar o circuito a um estado neutro em relação a ácido ou usar um fluxograma como o mostrado na Figura 16, em oposição ao fluxograma usado (Figura 15), pois isso ajudaria para aumentar o consumo de ácido de ganga e trazer o processo de volta ao déficit de ácido neutro ou ácido. O último seria preferencial, pois manteria o desempenho de lixiviação de cobre da etapa de cura.

[00117] Existem duas diferenças principais entre o minério G10/2 e os outros minérios. O primeiro é o grau do minério bruto. Este minério tem um teor de cobre acima da média e, combinado com uma dissolução razoável, significa que o EW produz ácido acima da média. Em segundo lugar, a quantidade de ácido consumida na fase de lixiviação por minerais de ganga e cobre foi de apenas 6,6 kg/t. Isso é menor que a quantidade de ácido que provavelmente foi necessária para lixiviar os 3,7 kg/t de cobre gerado nesse período. Isso sugere que os minerais daganga apresentaram baixa reatividade com o ácido e possivelmente houve uma precipitação de compostos geradores de ácido, como a jarosita.

[00118] Este exemplo mostra que o controle pode ser necessário para garantir que o processo não se torne gerador de ácido e que a compreensão do comportamento da lixiviação de minerais de ganga é essencial para prever as — necessidades de ácido. Esse entendimento precisa ser associado à configuração apropriada do fluxograma para o período de lixiviação para obter o valor ideal. “Valor ideal” é tipicamente a quantidade máxima de cobre que pode ser lixiviada porque o valor do cobre é significativamente maior que o custo do ácido.

[00119] Exemplo 3: O Balanço Ácido - Interação entre a fase de cura e a extensão final da dissolução do cobre.

[00120] Se fosse adicionado ácido extra ao estágio de aglomeração da fase || e esse ácido causasse um aumento proporcional na lixiviação de calcopirita, seria possível estimar em que ponto os balanços de ácidos dos berços da fase |l se tornariam positivos para o ácido.

Tabela 5: Dados individuais de cobre e ácido do berço para a fase |l, pressupondo um aumento de 30% no consumo de ácido na fase de cura em relação ao cobre.

Código CRIB GS5/S 3/2 | G6/2 Ácido —de ajuste|/30% |30% [30% /30% 30% [30% [30% [30% [30% consumido na fase de cura Ácido usado na cura (kg/l | 13,24 | 11,79 | 16,69 | 16,41 | 15,40 | 14,99 | 15,93 | 15,94 | 15,45 do minério: minério;

LE Lo Cobre lixiviado na cura 23% [42% [39% [46% |38%

E Grau de minério bruto de | 0,62% | 0,66% | 0,79% | 0,45% | 0,37% | 0,37% | 0,59% | 0,36% | 0,43% cobre

E Ácido da massa usado | 13,24 | 11,79 [16,69 [16,47 [15,40 [14,99 [15,93 | 15,94 | 15,45 na cura (kg/t de minério Ácido de massa usado | 7,49 [462 /278 /385 [098 [144 [570 [015 [321 na lixiviação (kg/t de minério;

O Cu de massa lixiviado na | 1,70 1,28 1,82 1,89 1,46 1,70 2,25 1,28 1,55 cura (kg/t de minério; Cu de massa lixiviado no | 200 [238 |249 /149 [081 [070 [1,88 |o75 |1,06 ciclo de lixiviação (kg/t de minério - E Ácido produzido através | 5,71 5,64 5,22 3,50 3,71 6,29 3,14 4,02 de EW durante o ciclo de lixiviação (kg/t de minério; Lo A fase de lixiviação é | Não Sim Sim Sim Sim Sim Sim Sim Sim ácido positivo? Lo Percentual de Cu/l46% |35% [42% [56% [64% |71% [55% [63% 59% lixiviado na Cura para total lixiviado

[00121] A Tabela 5 mostra que, se o ácido consumido na fase de cura fosse aumentado em 30%, o resultado líquido seria que 8 dos 9 berços se tornariam positivos para o ácido na fase de lixiviação. Isso exigiria uma alteração no fluxograma para uma abordagem de vários estágios. É possível que, além da alteração na configuração do fluxograma, seja necessária alguma redução da quantidade de ácido adicionado na fase de cura para impedir essa ocorrência e limitar a dissolução do cobre.

[00122] Esses minérios têm uma proporção razoavelmente alta de calcopirita. Sabe-se que a calcopirita lixivia a uma taxa mais lenta que os outros minerais de sulfeto de cobre, como a calcocita e a covelita. É razoável supor que é predominantemente calcopirita que é lixiviada no final da fase de lixiviação. A calcopirita de lixiviação requer 4 prótons (H*) para cada Cu?* que é liberado em solução. No entanto, no EW, apenas 2 prótons (H*) são gerados para cada Cu?* que é revestido como metal de cobre (Cu). Isso significa que, se a extensão final da lixiviação de cobre que ocorre na fase de lixiviação aumentasse para esses minérios, haveria um ponto em que o processo retornaria a ser negativo em ácido na lixiviação, apesar de uma maior dissolução de cobre ter sido alcançada na fase de cura, com um baixo teor de ácido de ganga consumindo minério e a lixiviação operando de acordo com o fluxograma mostrado na Figura 15.

[00123] A Tabela 6 mostra alguns resultados da coluna lixiviada para esses mesmos minérios. Essas colunas tiveram um desempenho melhor do que os berços, em parte por causa das condições operacionais e em parte porque as colunas obtêm uma melhor distribuição da solução. Os detalhes dos motivos da mudança de desempenho não são relevantes para esta discussão. O que é relevante, porém, é que essas colunas mostram que, apesar de obter uma dissolução muito maior do cobre na fase de cura, todas teriam sido negativas em relação à sua fase de lixiviação, incluindo o minério usado no berço G10/2 (veja a coluna MK104), o motivo é devido à lixiviação adicional alcançada na fase de lixiviação e à consequente demanda de ácido, conforme discutido no parágrafo anterior.

Tabela 6 Dados individuais de cobre e ácido de lixiviação em coluna para lixiviação em coluna dos mesmos minérios utilizados no programa de berço da fase Il Ácido usado na/103 [106 [145 |131 [84 116 [145 [125 [12 mato e E PE PT ju 1 PS SS minério,

Total de ácido (kg/t | 262 ]J238 [259 [249 [187 [209 [259 [267 [18 de minério: Lo | cura total Lo Grau de minério | 0,62% | 0,66% | 0,79% | 0,45% | 0,68% [0,81% | 0,37% | 0,59% | 0,36% bruto de cobre Lo A | Ácido da massa | 10,34 /10,64 [1452 [1308 | 841 11,64 [14,52 |1253 |12, usado na cura (kg/t de minério: Ácido de massa | 15,85 [1318 [1140 [11,87 [1027 |923 |1140 [14,222 usado na lixiviação kg/t de minério.

E Cu de massa/129 [174 [211 1,31 0,69 211 lixiviado na cura kg/t de minério. Cu de massa/349 |326 |/330 /222 /279 282 [155 |293 |1, lixiviado no ciclo de lixiviação (kg/t de minério;

E Ácido — produzido | 7,37 7,72 8,35 5,46 5,38 5,79 3,91 7,78 através de EW durante o ciclo de lixiviação (kg/t de minério; | E A fase de lixiviação | Não Não Não Não Não Não é ácido positivo?

A Percentual de Cu [27% [35% [39% |37% [20% [25% |39% [42% [37% lixiviado na Cura para total lixiviado

[00124] Exemplo 4: Extrapolação de dados CRIB de Fase ||

[00125] É possível extrapolar os dados do berço da fase Il para obter uma indicação de qual seria a divisão ideal entre a dissolução do cobre na fase de cura e a lixiviação para esses minérios com desempenho máximo. Uma meta máxima para a dissolução do cobre a partir desse tipo de minério seria de -85%. Se isso acontecesse e os requisitos de ácido de ganga permanecessem os mesmos, seria possível estimar o percentual máximo do cobre total que poderia ser lixiviado na fase de cura, mas ainda permitir que o processo permanecesse neutro em termos de ácido na fase de lixiviação. Isso é mostrado na Figura 17, que mostra queháuma forte tendência em relação à proporção de dissolução do cobre na fase de cura e ao grau bruto de cobre no minério. Em graus de minério bruto baixos, todo o cobre pode ser lixiviado na fase de cura e a fase de lixiviação ainda permanecerá neutra em relação a ácidos. Isso faz sentido, pois a quantidade de ácido gerado pelo PE é diretamente proporcional à massa de cobre lixiviado. Assim, em graus de minério bruto baixos, apenas uma pequena quantidade de ácido é gerada por EW e esse ácido é consumido por minerais residuais de ganga solúvel em ácido na fase de lixiviação. Quando o teor aumenta, há uma demanda insuficiente de ácido de ganga para compensar o ácido da EW e, portanto, uma quantidade crescente de calcopirita precisa ser lixiviada na fase de lixiviação.

[00126] Embora uma linha de tendência tenha sido ajustada aos dados, os dados são dispersos porque a composição mineral em ganga do minério varia entre as amostras e, portanto, o ponto no qual o balanço ácido converge. Isso é importante, pois sublihha que o conhecimento e a compreensão do comportamento da lixiviação dos minerais de ganga são críticos para otimizar o processo.

[00127] Esse gráfico pareceria diferente se a maioria dos minerais de cobre fosse bornita, calcocita ou covelita. Para esses minerais, o número de prótons (H*) necessário para a lixiviação é 2,4, 2 e 2, respectivamente. Assim, existe pouco ou nenhum diferencial entre os prótons necessários para lixiviar o cobre e os prótons que são gerados no EW. Portanto, o processo seria mais dependente da demanda contínua de ácido de ganga durante a fase de lixiviação para evitar que ele se tornasse ácido positivo. Como alternativa, a lixiviação de cobre na fase de cura precisaria ser menor.

[00128] A linha de tendência desse gráfico mudaria para cima se um processo de lixiviação de vários estágios fosse empregado.

[00129] Exemplo 5: Estimativa do Consumo de Ácido de Ganga

[00130] Os resultados da Figura 18 mostram o consumo total de ácido da operação dos berços G5 (B) e G7 (A) na operação da planta piloto da fase Ill, tratando dois tipos diferentes de minério. A mineralogia dos dois tipos de minério carregados nos berços é mostrada na Tabela 7. Os resultados mostram o maior teor de biotita e clorito do minério tipo C (berço G5 fase Ill) comparado ao minério tipo D (berço G7 fase III). Verificou-se que a biotita e o clorito são os principais contribuintes para o GAC, normalmente lixiviando a uma taxa mais rápida em comparação com outros minerais de silicato. Tabela 7 Mineralogia dos Tipos de Minério C e D Destacando o Teor Mineral em Ganga Mineral Minério Tipo C Minério Tipo D Consumo de Ácido de | Consumo de Ácido de Baixo Teor Teor Muito Baixo | ever os os Calcopirita 1,07 sema o o Outros Minerais de Cu 0,13 Dono | | siena gs os | Clorito 2,07 Jarosita 0,21 | oo | Outros Sulfatos 0,47

[00131] O consumo total de ácido inclui ácido para lixiviação de minerais de cobre e ácido para lixiviação de minerais de ganga (GAC). A demanda de ácido para lixiviação de minerais de cobre é mostrada na Figura 19, juntamente com a massa de cobre lixiviado. A extração de cobre obtida no mesmo período é mostrada na Figura 20, para referência.

[00132] O consumo de ácido de ganga (GAC), para um tipo específico de minério e grau de cobre, pode ser estimado no processo da invenção subtraindo a demanda de ácido para extração de cobre do consumo total de ácido. Este resultado fornece o consumo líquido de ácido (NAC) que, no caso do processo da invenção, é semelhante à demanda real do GAC. O consumo calculado de ácido de ganga para os berços G5 e G7 fase Ill é mostrado na Figura 21.

[00133] No estágio de decapagem S1 da planta piloto SX (mostrada na Figura 13), o cobre é retirado do orgânico carregado usando eletrólito gasto com umaltoteorde ácido. O cobre reporta-se à solução aquosa de eletrólito avançado que circula para a recuperação de cobre por eletrodeposição. O cobre na fase orgânica é substituído por ácido e o orgânico decapado resultante, com um alto teor de ácido, é recirculado para o estágio de extração E1, onde o cobre é extraído do PLS, como mostra a Figura 13. Portanto, o processo SX retorna ácido para a solução de refinado após a extração de cobre do PLS. O ácido no refinado é utilizado para lixiviar mais minerais de cobre e para atender à demanda do GAC durante o ciclo de lixiviação.

[00134] A adição inicial de ácido na aglomeração de minério ao berço G7 fase Ill (minério tipo D com um GAC muito baixo) foi de 11,3 kg/T. No caso do berço6G5 fase ll (minério do tipo C baixo GAC), a adição de ácido na aglomeração de minério foi de 10,6 kg/T. No caso do berço G7 fase Ill, a concentração inicial de ácido na solução foi maior que o berço G5 Fase Ill, devido à menor taxa de GAC do minério tipo D na etapa de cura. A maior concentração inicial de ácido na irrigação do minério no berço G7 fase Ill aumentou a taxa de consumo de ácido. No entanto, uma vez esgotados os minerais de silicato de ganga, a taxa de consumo de ácido diminuiu. No caso do berço G5 fase Ill, a concentração inicial de ácido foi relativamente baixa e a taxa inicial de consumo foi menor que o berço G7 fase Ill, apesar do maior GAC do minério tipo C no berço G5 fase Ill. No entanto, na irrigação com refinado ácido, a taxa de GAC foi claramente maior no berço 5, faselll, demodo que, no final da lixiviação no dia 250, o GAC para o berço G7 foi de 11,8 kg/T em comparação com o berço G5 fase Ill a 12,9 kg/T. Essas tendências são refletidas nos perfis de concentração de ácido PLS correspondentes de ambos os berços, mostrados na Figura 22, e nos perfis de pH de PLS correspondentes na Figura 23.

[00135] A concentração inicial de ácido na solução de irrigação depende da adição de ácido na aglomeração de minério e da demanda de GAC do minério. Uma adição muito baixa limitará o ácido livre inicial disponível para a lixiviação de minerais de cobre. Uma adição muito alta resultará em excesso de ácido no PLS no estágio de lixiviação, o que afetará adversamente a extração de cobre pela extração com solvente. A variação no consumo de ácido e nas concentrações de ácido da solução apresentadas nas Figuras 21 e 22, estão dentro dos parâmetros operacionais aceitáveis para o processo da invenção. Os resultados demonstram como uma pequena diferença no GAC do minério e na adição de ácido influencia as concentrações de ácido no PLS e mostram a importância de entender o GAC dos tipos de minério lixiviados e o ácido necessário para a lixiviação de minerais de cobre.

[00136] Exemplo 6: Efeito da Concentração de Cloreto no pH da solução de PLS em diferentes Concentrações de Ácido

[00137] O efeito da concentração de cloreto no pH da solução em função da acidez é mostrado nos resultados apresentados na Figura 24. Os resultados mostram que a uma concentração baixa de cloreto (<5 g/L de cloreto) a concentração de ácido livre é de 4 g/L a uma solução de pH 1,5. O pH correspondente a uma alta concentração de cloreto (150 g/L) é de cerca de pH 0,8. A eficiência da extração por solvente depende do pH do PLS. Um pH de PLS ideal é de cercade pH 1,5 para alcançar a máxima eficiência de extração de cobre na etapa SX. A eficiência da extração de cobre é prejudicada abaixo de um pH1 de PLS. Portanto, é evidente que em um PLS com alto teor de cloreto a acidez livre deve ser a mais baixa possível, abaixo de 10 g/L de ácido, ou preferencialmente abaixo de 7 g/L, mais preferencialmente abaixo de 2 g/L e idealmente a 1 g/L.

[00138] Exemplo 7: O efeito da Adição de Ácido na Aglomeração de Minérios na Recuperação de Cobre em uma Etapa de Cura

[00139] Uma série de testes de coluna de 1m mostra que, por exemplo, com um tipo específico de minério, em que a dissolução do mineral de cobre na etapa de cura é alta e limitada pela adição de ácido, o aumento da adição de ácido à aglomeração de minério beneficia a recuperação do cobre. Os resultados são mostrados na Figura 25, onde foi usada uma adição fixa de sal de 10 kg/T de minério e a adição de ácido sulfúrico variou de 10 kg/T a 21 kg/T de minério. À etapa de cura após a aglomeração do minério foi por um período de 50 dias. À dissolução inicial de cobre representando o cobre lixiviado na etapa de cura aumentou de cerca de 30% a 80% com o aumento da adição de ácido. A recuperação geral de cobre aumentou de 78% para 98% em um período total de lixiviação de 70 dias, com um período de 20 dias de irrigação com solução de refinado.

[00140] Exemplo 8: Exemplo de Curvas de Dissolução de Cobre para Diferentes Tipos de Minério A dissolução do cobre pelo método de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto (cloreto de 150 g/L) descrito neste documento é mostrada para diferentes tipos de minério nos resultados apresentados na Figura 26. Os resultados são para testes em coluna de 6m usando o método de lixiviação com alto teor de cloreto (150 g/L)descritonoresumo da invenção. A adição de ácido ao minério na aglomeração de minério, o consumo total de ácido e o NAC (consumo total de ácido menos ácido usado para lixiviar o cobre — esse ácido é retornado do SX para o refinado após a extração do cobre) são mostrados na Tabela 8. Os resultados ilustram a alta recuperação de cobre que pode ser alcançada pelo método da invenção na etapa decuraquando a adição de ácido não é limitativa. Os resultados também mostram o significado da recuperação de cobre na etapa de cura em comparação com a recuperação geral de cobre obtida. Os resultados se aplicam a minérios de baixo grau com alto teor de calcopirita (0,3% a 0,6% de Cu) com uma razão de fonte de cobre (RSC) como calcopirita no intervalo de 40 a 75%. Tabela8. Adição de Ácido, Consumo de Ácido e Recuperação de Cobre para

[00141] Exemplo 9: Umidade na aglomeração — efeito no desempenho da cura

[00142] Os exemplos anteriores discutem a otimização da quantidade de ácido adicionado à fase de cura e a relevância da mesma para a otimização do fluxograma. É importante notar que foi determinado que o método de adição desse ácido afeta também o desempenho da cura.

[00143] Os licores do processo são reciclados para aglomeração de minério para fornecer essa umidade. Esse volume de líquido no leito de minério representa o volume da solução do reator onde ocorre a geração de oxidante para a lixiviação mineral. A quantidade de oxidante produzido por unidade de tempo é função desse volume de licor. Este oxidante é responsável pela oxidação dos minerais de sulfeto de cobre, o que leva à solubilização do cobre. Se a quantidade de líquido disponível for restrita, é possível que oxidante insuficiente seja produzido, e isso limitará a extensão da lixiviação mineral. O efeito é análogo à limitação da adição de ácido ao minério, de modo que um ácido insuficiente esteja disponível para atender ao requisito de dissolução de metais, considerando a demanda de ácido pelos minerais de minério e de ganga. No entanto, se um excesso de licor do processo for reciclado para aglomeração, ele poderá impactar negativamente a resistência do aglomerado e, portanto, a permeabilidade da pilha ao fluxo de gás e líquido. A Figura 27 mostra a diferença no desempenho da lixiviação para uma coluna que recebeu umidade limitada (B) durante a aglomeração em comparação com uma coluna que recebeu uma quantidade ideal de umidade (A) durante a aglomeração. A partir das tendências, é evidente como a umidade insuficiente limita a dissolução do cobre.

[00144] A importância deste exemplo é que, embora mostre que a lixiviação de cobre na fase de cura pode ser alterada pela redução de ácido ou umidade (como neste caso), a fase de lixiviação não é tão eficiente na lixiviação do cobre e, portanto, não “se desenvolve”. É por isso que, para a otimização do processo, a modificação do fluxograma para combater o excesso de ácido na lixiviação é uma solução ideal para garantir a recuperação máxima do cobre. À limitação da fase de cura deve ser considerada apenas como uma opção de último recurso.

Claims

REIVINDICAÇÕES

1. Método para controlar o balanço ácido em um processo de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto (100 a 180g/L de cloreto) para maximizar a dissolução de cobre na etapa de cura e, assim, aumentar a recuperação geral de cobre, caracterizado pelo fato de que o método inclui o seguinte: um estágio de aglomeração no qual soluções ácidas e de processo são combinadas com o minério antes do empilhamento para formar uma pilha; uma fase de cura aerada, mas não irrigada, para lixiviar uma porção do cobre no minério na pilha; e uma fase de lixiviação irrigada durante a qual os minerais de cobre restantes são lixiviados e o cobre é recuperado de uma solução de lixiviação prenha por uma etapa de extração por solvente seguida por uma etapa de eletroextração, e em que a concentração de ácido na solução de lixiviação prenha, que se refere à etapa de extração por solvente, é inferior a 10 g/L, para permitir a recuperação eficaz de cobre da solução de lixiviação prenhe na etapa de extração com solvente.

2. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a dissolução de cobre na fase de cura é pelo menos 30%.

3. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a dissolução geral de cobre na fase de cura e na fase de lixiviação de irrigação é superior a 40%.

4. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a pilha compreende uma pluralidade de seções da pilha em que o excesso de ácido na fase de lixiviação irrigada é reduzido pela circulação de licor de lixiviação para a contracorrente das seções da pilha à carga de minério nas seções da pilha e remoção de minério das seções de pilha, aumentando assim o consumo de ácido por dissolução de minerais de ganga na proporção do número de seções de pilha irrigadas.

5. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a pilha compreende uma pluralidade de seções da pilha e uma solução refinada é usada em uma irrigação coatual das seções da pilha.

6. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a concentração de ácido na solução de lixiviação prenhe é menos que 79g/L.

7. Método, de acordo com a reivindicação 6, caracterizado pelo fato de que a concentração de ácido na solução de lixiviação prenhe é menos que 29g/L.

8. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que um refinado gerado durante a etapa de extração com solvente tem um teor de cobre inferior a 1 g/L.

9. Método, de acordo com a reivindicação 8, caracterizado pelo fato de que o referido teor de cobre é menor que 0,5 g/L.

10. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que, após a conclusão da fase de lixiviação irrigada, a pilha é lavada.

11. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a quantidade de ácido adicionado ao processo é calculada a partir do ácido consumido pelos minerais da ganga e do ácido necessário para lixiviar os minerais de cobre.

12. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a adição ideal de ácido adicionado ao processo é determinada pelo teor de minerais de ganga solúveis em ácido e de minerais de cobre no minério.

13. Método, de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato de que o ácido necessário para a lixiviação ideal de cobre é adicionado ao minério durante o estágio de aglomeração.

14. Método, de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato de que a adição de ácido para uma solução refinada que é usada para irrigar a pilha é feita para atender ao aumento da demanda de ácido por lixiviação mineral na fase de lixiviação irrigada.

15. Método, de acordo com a reivindicação 12, caracterizado pelo fato de que a primeira solução de lixiviação prenhe coletada a partir da irrigação inicial da pilha após a fase de cura é adicionada ao minério durante a fase de aglomeração, de modo a utilizar o teor ácido na primeira solução de lixiviação prenhe durante uma fase de cura subsequente.

16. Método, de acordo com a reivindicação 12, caracterizado pelo fato de que o ácido adicionado ao minério durante uma etapa de aglomeração é determinado pela demanda por dissolução de minerais de cobre e minerais de ganga na fase de cura.

17. Método, de acordo com a reivindicação 11, caracterizado pelo fato de que inclui a etapa anterior da realização de testes para determinar o ácido consumido pelos minerais da ganga para um tipo específico de minério em função de pelo menos um dos seguintes: pH da solução, concentração de ácido, temperatura e tamanho da partícula de minério.