BR112020012757A2 - balanço hídrico em uma lixiviação em pilhas de cloreto - Google Patents

Abstract

Um método para maximizar a quantidade de água disponível para enxágue em uma operação de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto que inclui a etapa de usar a água de reposição do processo no intervalo de 0,05 a 0,35 m3/tonelada para um minério de resíduo de lixiviação de lavagem, na pilha, para deslocar com isso um licor aquoso contendo cloreto do minério lixiviado.

Description

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

[0001] A presente invenção refere-se a um método de lixiviação com alto teor de cloreto de minérios de cobre.

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

[0003] Mais recentemente, foram desenvolvidos métodos de lixiviação de cloretos para permitir a lixiviação de minérios de sulfeto de cobre, incluindo —calcopirita, com alto potencial sem o uso de bactérias. As divulgações nas patentes WOZ2015/059551 e WO2014/030048 ensinam o uso de altas concentrações de cloreto para superar a passivação da calcopirita, permitindo a operação em potenciais de oxidação da solução acima de 700 mV vs SHE, resultando em taxas de lixiviação aumentadas e em maiores recuperações de cobre.

[0004]Uma alta concentração de cloreto aumenta a taxa na qual os oxidantes, como íons cúpricos (Cu(ll)) e íons férricos (Fe(lll)), são formados na presença de um gás contendo oxigênio. Esses oxidantes reagem com os minerais de sulfeto de cobre para liberar o cobre na solução.

[0005] Na prática, a lixiviação em pilhas de minérios de cobre em soluções decloretoem escala comercial é limitada por restrições que, se ignoradas, limitarão a viabilidade econômica do processo. Uma restrição específica à lixiviação em pilhas em altas concentrações de cloreto (cloreto de 100 — 230g/L) é a perda de cloreto, do circuito, na solução contida no resíduo lixiviado como umidade.

[0006] Um objetivo da presente invenção é abordar, pelo menos em parte, a questão supracitada, ou seja, maximizar a quantidade de água que está disponível e que é adequada para enxaguar os sólidos de resíduos lixiviados, permitindo assim a recuperação de cloretos e uma redução nas perdas de cloretos do processo.

SUMÁRIO DA INVENÇÃO

[0007] A invenção fornece um método para maximizar a quantidade de água disponível para enxaguar (ou lavar) o minério de resíduo lixiviado em uma operação de lixiviação em pilhas com alto teor de cloreto, o método incluindo a etapa de usar água de composição do processo para enxaguar o minério lixiviado, na pilha, deslocando assim um licor aquoso contendo cloreto do minério lixiviado.

[0008] “Balanço hídrico” refere-se à diferença de um volume de fluxo de água em um sistema e um volume de fluxo de água para fora do sistema.

[0009]A água de reposição do processo, que contém pouco ou nenhum cloreto, é usada para deslocar o licor aquoso contendo cloreto, que é então recuperado e reciclado para a operação de lixiviação em pilhas, diminuindo assim osalde reposição adicionado à operação.

[0010] O cobre solúvel no minério lixiviado ou o licor aquoso contendo cloreto pode ser recuperado na água de enxágue, aumentando assim a recuperação geral do cobre.

[0011]Para maximizar a quantidade de água de reposição disponível para enxágue e evitar uma purga inadvertida e uma perda correspondente de cloreto e cobre, métodos para aumentar a quantidade de água de reposição e utilizar a água de reposição, pode ser implementado da seguinte maneira: a) um déficit hídrico pode ser criado aumentando a evaporação da operação de lixiviação em pilhas, por exemplo, usando pulverizadores aéreos ou —nãocolocando dispositivos redutores de evaporação, como coberturas em tanques ou filmes solares em pilhas, ou seja, deixando esses dispositivos expostos à atmosfera; b) a água da chuva pode ser desviada da pilha; Cc) o volume de água de lavagem em um circuito de extração de solvente de cobre pode ser reduzido utilizando uma abordagem de lavagem de solvente orgânico carregado de contracorrente e multiestágios; e d) uma demanda por água de reposição de sangria por eletrodeposição pode ser reduzida pela lavagem eficaz do orgânico carregado, de modo que esteja relacionado ao acima.

[0012] A concentração de cloreto na fase orgânica pode ser reduzida para abaixo de 50 ppm.

[0013] A etapa de enxágue pode ser realizada por um período de 5 a 100 dias. De preferência, o período é de 20 dias.

[0014] O cobre solúvel residual que permaneceu no minério de resíduo lixiviadoe que é recuperado na etapa de enxágue pode ser retornado à operação de lixiviação e pode ser recuperado subsequentemente através do uso de uma etapa de extração por solvente e uma etapa de eletrodeposição.

[0015]A quantidade de água de reposição do processo, na etapa de enxágue, pode estar no intervalo de 0,05 a 0,35 mº*/tonelada de minério e de preferência está entre 0,1 e 0,15 mº/tonelada de minério.

[0016] O cloreto e o cobre recuperados no licor aquoso deslocado na etapa de enxágue, pela água de reposição do processo, podem ser expressos como uma fração do conteúdo total no minério de resíduo antes do enxágue e podem ser definidos como uma “eficiência de lavagem”. A eficiência da lavagem é tipicamente entre40% e 85% para o volume de lavagem indicado (ou seja, no intervalo de 0,05 a 0,35 mº/tonelada de minério). Uma fração (ou proporção) desejada é da ordem de 60%.

[0017] O nível de cloreto pode estar no intervalo referido e normalmente é de 150 g/L; mas isso é apenas exemplar e não limitativo.

BREVE DESCRIÇÃO DOS DESENHOS

[0018] A invenção é ainda descrita a título de exemplo com referência aos desenhos anexos em que: A Figura 1 é uma representação diagramática de um processo convencional de lixiviação em pilhas; A Figura 2 é um diagrama de “caixa preta” das entradas e saídas do processo de lixiviação em pilhas na Figura 1; A Figura 3 é uma representação esquemática de um processo de extração por solvente e um processo de eletrodeposição que faz parte do processo na Figura 1 A Figura 4 mostra um processo otimizado de lixiviação em pilhas de acordo com a invenção;

A Figura 5A é uma curva de eficiência de lavagem que mostra graficamente a recuperação de íons solúveis numa base percentual durante um estágio de enxágue, em função da quantidade de adição de água de lavagem por tonelada de minério;

A Figura 5B mostra graficamente a redução na adição de sal de reposição em kg/L necessária em função da quantidade de adição de água de lavagem por tonelada de minério;

A Figura 6 é uma representação esquemática de um processo de lavagem orgânico carregado por extração com solvente de cobre otimizado, utilizando um circuito de contracorrente, que faz parte do processo na Figura 4;

As Figuras 7A, 7B e 7C mostram, respectivamente, diferentes circuitos de lavagem contra contracorrente que podem ser utilizados no processo de lavagem da Figura 6, operados de forma a reduzir a concentração de cloreto em um eletrólito que se reporta a um processo de eletrodeposição a jusante;

A Figura 8 é um fluxograma de uma planta piloto integrada usada para o tratamento de minério de calcopirita de baixo teor;

A Figura 9 é um diagrama simplificado que mostra as entradas e saídas da planta piloto mencionada em conexão com a Figura 8;

A Figura 10 mostra as curvas de recuperação de cobre em função do período de irrigação para um número de berços durante diferentes fases de operação da planta piloto;

A Figura 11 é uma curva de eficiência de lavagem (recuperação de sal) em função da adição de água de lavagem para um berço na planta piloto durante uma segunda fase da operação;

A Figura 12 representa graficamente a quantidade de sal necessária para recuperação em função da água de lavagem adicionada, para o berço referido em conexão com a Figura 11; e

A Figura 13 mostra como metais de impureza (alumínio, magnésio e ferro) e sulfatos se acumulam em refinado na planta piloto em função do tempo.

DESCRIÇÃO DE MODALIDADES PREFERENCIAIS

[0019] A Figura 1 dos desenhos anexos mostra um processo genérico de lixiviação em pilhas 10 que inclui uma lixiviação em pilhas de estágio único. Em geral, o processo de lixiviação em pilhas de cloreto é aplicado usando um método de construção e operação em pilhas conhecido como “pistas de corrida”. Em uma pilha do tipo pista de corrida, o minério 12 é aglomerado (13) usando o ácido 14 e o sal 16 e é empilhado na pilha 18 em um bloco (não mostrado). A pilha 18 é irrigada com um licor aquoso de lixiviação 20 por um período de tempo definido. Este licor 20 é reciclado sobre a pilha 18. O cobre liberado do minério 12 é mobilizado para uma solução de lixiviação prenhe 22 que drena da pilha 18 para um tanque de solução de lixiviação prenhe 24.

[0020] Através de uma combinação de uma etapa de extração de solvente orgânico 26 e uma etapa de eletrodeposição 28, o metal de cobre 29 é recuperado da solução.

[0021] No final do período de lixiviação, a irrigação é interrompida e o minério lixiviado pode escorrer. O resíduo de minério lixiviado 30 (também conhecido como ripios) e qualquer licor aquoso arrastado são removidos e enviados para uma instalação de despejo.

[0022] A Figura 2 mostra várias entradas e saídas da pilha 18. As entradas incluem: a) minério 12: depósito mineral extraído que carrega um valor mineral ou metálico, neste caso cobre; b) ácido 14: geralmente é o ácido sulfúrico que é adicionado ao minério 12 para manter um ambiente ácido e fornecer ácido para reagir com minerais de gangae para dissolução de minerais de cobre e geração de oxidantes de Fe(lll) e Cu(ll), e para a liberação de cobre solúvel e outros íons metálicos na solução de lixiviação prenhe 22; c) chuva ou precipitação 32: ou seja, a chuva que cai sobre o a pilha 18 e tanques associados e que se une posteriormente à solução que circula no processo;

d) ar 34: o ar é acionado no processo para fornecer oxigênio como oxidante para a geração de Cu(ll) e Fe(lll) e para a lixiviação de minerais sulfetados; e) água de reposição do processo 36: essa água é utilizada para compensar qualquer déficit em que a quantidade de água na saída seja maior que a quantidade de água na entrada; a água de reposição do processo é adicionada para compensar a água perdida por evaporação (42), a água perdida como umidade no resíduo de minério lixiviado (30) e a água perdida no fluxo de purga 45 retirado do circuito de lixiviação, como e quando requeridos. f) água de lavagem com solvente de cobre 38: essa água é usada durante a extração com solvente para remover o cloreto arrastado em uma fase orgânica, evitando assim a transferência do cloreto para um eletrólito que se reporta a um processo subsequente de eletrodeposição; g) água de reposição de sangria por eletrodeposição 40: essa água é usada para substituir a sangria de eletrólito removida do circuito para controlar um nívelde impurezas na mesma; e h) sal 16: para introduzir cloreto.

i) água 37: compreende a água de reposição 36, a água de lavagem 38 e a água de reposição de eletrodeposição 40.

[0023] As saídas mostradas na Figura 2 são as seguintes: a) o minério lixiviado (ripios) 30 que inclui a umidade como solução arrastada 31 no resíduo de minério lixiviado 30 (ou seja, ripios). Esta é a solução aquosa residual que permanece com o minério lixiviado 30 uma vez que a irrigação com o licor de lixiviação 20 foi interrompida, o minério lixiviado 30 foi drenado e a solução de lixiviação prenhe 22 foi coletada; b) evaporação 42 da pilha e tanques associados, ou seja, água que é perdida na atmosfera; c) cobre 29, ou seja, o metal alvo que é recuperado do minério 12; e d) uma corrente de purga 45 que é usada conforme necessário para remover impurezas do circuito ou para diminuir a concentração de ácido no licor de lixiviação

20. Uma corrente de purga 45 pode ser retirada de qualquer corrente ou tanque de solução adequada no processo de lixiviação em pilhas 10, a fim de remover impurezas. É preferencial que o fluxo contenha uma baixa concentração de cobre para evitar uma perda significativa de cobre do processo de lixiviação em pilhas 10.

[0024] O ar 34 que é introduzido na pilha 18 sai dos lados e da parte superior dapilhacomo correntes de ar (não mostrados) que são esgotados em oxigênio.

[0025] A Figura 3 é um diagrama de fluxo simplificado da etapa de extração com solvente de cobre 26 e a etapa do processo de eletrodeposição 28. A solução de lixiviação prenhe 22X é passada do tanque 24 através de uma instalação de extração de solvente orgânico 44 que inclui um processo de extração 46 seguido porum processo de esfrega 58 e depois um processo de decapagem 48.

[0026] Durante o processo de extração 46, os íons de cobre dissolvidos são retirados da solução de lixiviação prenhe 22X para uma fase orgânica 51 e uma solução de cobre esgotado 50 é então direcionada para um tanque de refinado 52 para reciclagem na pilha 18 durante a irrigação. Durante o processo de lavagem 58,a fase orgânica 51 é lavada usando a água de lavagem com baixo teor de cloreto 38 para remover o cloreto contido em pequenas quantidades de solução aquosa arrastada dentro da fase orgânica. A água de lavagem 38X, após o uso, é recirculada no tanque PLS 24.

[0027] Durante o processo de decapagem 48, o cobre dissolvido é retirado da fase orgânica 51 para um eletrólito 54 que é direcionado para uma etapa de eletrodeposição 56 no processo 28, no qual os íons de cobre dissolvidos são reduzidos e depois removidos como o metal de cobre 29. O eletrólito gasto 55 é devolvido ao processo de decapagem 48. Uma purga de eletrodeposição 35 pode ser reciclada da etapa de eletrodeposição 56 para o processo de lixiviação em pilhas10,de preferência para o tanque de PLS 24.

[0028] A única água que sai do processo 10, mostrada na Figura 2, é a umidade 31 no minério lixiviado 30, na evaporação 42 e na corrente de purga 45, em que a solução é removida do circuito para limitar o acúmulo de impurezas nas soluções de circuito ou para diminuir a concentração de ácido. O nível de umidade no minério lixiviado 30 pode variar de 5% a 25% em volume por massa, ou mais tipicamente de 8% a 20%, dependendo das características do material de minério.

[0029] O cloreto no licor de lixiviação 20 dentro do processo 10 pode vir do próprio minério 12, mas principalmente precisa ser adicionado na forma do sal 16. Isso ocorre porque a maioria dos minérios normalmente contém muito pouco cloreto solúvel. A título de comparação, a quantidade de cloreto necessária no processo de lixiviação 10 varia de 100 — 230g/L no licor de lixiviação 20.

[0030] A quantidade de cloreto adicionado à operação de lixiviação em pilhas deve ser igual à quantidade perdida. O único mecanismo pelo qual o sal contendo cloreto é removido do processo é por meio de sais precipitados e umidade contendo cloreto no resíduo de pilha lixiviado, ou seja, nas ripios 30. Se a purga for retirada do circuito (não reciclada internamente), isso contribuirá para a perda de cloreto, ácido e cobre e para a remoção de metais dissolvidos e impurezas salinas do circuito. Normalmente, uma purga de solução com alto teor de cobre não seria retirada do circuito. Portanto, uma purga é usada apenas como último recurso.

[0031] O cloreto perdido deve ser substituído. O cloreto pode ser adicionado como cloreto de sódio ou através do uso de um sal semelhante. Esse sal precisa ser comprado e transportado para o local de processamento. No geral, sob condições médias, geralmente há uma diminuição líquida da massa de sólidos do minério em cerca de 5%, devido à perda de ganga e minerais pelo processo de lixiviação, o que compensa um pequeno ganho dos sais precipitados. Resumidamente, é apontado que a precipitação de Fe adiciona massa, uma vez que os sais de ferro precipitados contêm sulfato, íons hidroxi e Na ou K, de modo que a massa do precipitado é maior que a massa de metal e sulfeto de ferro lixiviados devido à adição de S e oxigênio de solução. A adição de massa de precipitados compensa a perda de massa devido à dissolução de minerais de cobre e de ganga, mas geralmente uma perda de massa líquida de cerca de 5% pode ser esperada.

[0032] O custo do sal e seu transporte depende da localização do local de processamento. Os custos podem ser tão baixos quanto US$ 2,5/T ou tão altos quanto US$ 40/T (apenas números exemplares). Uma operação de lixiviação com alto teor de cloreto normalmente inicia a produção a uma taxa de 10.000.000 toneladas de minério por ano e pode aumentar substancialmente além disso. Assim, os custos de compra e transporte do sal podem ser substanciais.

[0033] A Figura 4 mostra um processo 10A de acordo com a invenção que, em muitos aspectos, é semelhante ao mostrado na Figura 1. A água 37A compreende a água de reposição 36A, a água de lavagem 38A e a água de reposição de eletrodeposição 40A.

[0034] O sal 16A compreende sal adicionado no início do processo e o sal adicional (sal de reposição), necessário para manter a concentração de cloreto requerida na solução do processo, por exemplo, no licor 20A.

[0035] A água de reposição 36A é direcionada para o resíduo lixiviado de minério 30A para enxaguar o minério e deslocar a solução arrastada com uma alta concentração de cloreto em uma solução de corrente de enxágue 60A. A água de reposição 36A é baixa em cloreto, enquanto a solução de corrente de enxágue 60A é rica em cloreto. A solução de corrente de enxágue 60A é direcionada para o tanque de lixiviação prenhe 24A, ou para qualquer outro tanque adequado no circuito de lixiviação em pilhas. Assim, uma porção significativa do teor de sal original é retida no processo.

[0036] Após a irrigação com licor aquoso de lixiviação 20A, é preferencial um períodode descanso de 5 a 50 dias, tipicamente 20 dias, antes do início do enxágue da pilha 18A com água de reposição 36A, para permitir que a maior parte da solução de irrigação arrastada seja drenada da pilha 18A, para que seja atingido um nível de umidade residual de 8% a 20%, tipicamente 10%. Lavar uma pilha drenada melhora a eficiência da lavagem.

[0037] O período de lavagem para aplicação da água de reposição 36A no resíduo de minério lixiviado 30A varia de 5 a 100 dias, preferencialmente 10 a 50 dias, ou tipicamente 20 dias.

[0038] O processo 10A refere-se à economia de sal, mas há um benefício adicional em que uma porção de qualquer quantidade de cobre solúvel residual que permanece no minério lixiviado 30A é colocada de volta no processo 10A, onde pode ser recuperada subsequentemente através do uso de uma etapa de extração de solvente 26A e uma etapa de eletrodeposição 28A.

[0039] A Figura 5A mostra uma curva de eficiência de lavagem calculada usando o deslocamento de cobre solúvel do minério lixiviado. O percentual de cobre deslocado se aplicaria a qualquer espécie solúvel, incluindo cloreto — cobre foi usado como um indicador devido à precisão do ensaio da solução. A curva indica uma provável faixa R de operação em que a demanda esperada de água de reposição do processo (36A), expressa por tonelada de minério, é equilibrada com a recuperação de íons solúveis (expressa em percentual). Esse intervalo pode variarde acordo com as circunstâncias. A faixa R está entre 0,05 e 0,35 m*/tonelada de minério e preferencialmente está entre 0,1 e 0,15 m*/tonelada de minério. À curva na Figura 5A indica que uma eficiência ótima de lavagem na faixa R está entre 50% e 70%. Uma recuperação desejada com uma adição de água de lavagem de 0,1 mi/tonelada é de 60%.

[0040] A Figura 5B indica a redução da adição de sal de reposição em kg/T em função da adição de água de lavagem 36A. A redução no sal de reposição, que está diretamente relacionada à recuperação do sal, é alcançada lavando o resíduo de minério com a quantidade indicada de água de reposição 36A, como água de lavagem.

[0041] Uma maneira eficaz de maximizar a quantidade de água de reposição 36A, disponível para enxágue, é reduzir a quantidade de água que entra no processo através de outras correntes. A água entra no processo através da precipitação 32A, ácido 14A, reação ácida, água de lavagem de extração com solvente 38A e água de reposição de sangria por eletrodeposição 40A. Um déficit hídricoé gerado pela evaporação 42A.

[0042] O seguinte pode ser considerado para maximizar a quantidade de água que pode ser direcionada para o estágio de enxágue. A água de lavagem 38A pode ser reduzida utilizando uma abordagem de contracorrente de vários estágios 70, como é mostrado na Figura 6, que permite que uma quantidade maior de água dereposição36A seja usada para enxaguar o minério lixiviado 30A (ou ripios).

[0043] O processo 70 compreende um primeiro estágio 70A, um segundo estágio 70B e um terceiro estágio 70C. Mais etapas poderiam ser adicionadas, mas haveria ganhos decrescentes e custos de capital crescentes. Um desempenho ideal para o processo 70 é esperado em 3 estágios. A fase orgânica carregada 51 é direcionada do processo de extração 46 para um misturador 72a para misturar com uma primeira água de lavagem intermediária com alto teor de cloreto 38Xb obtida de um decantador 74b no segundo estágio 70B de um ciclo anterior e subsequentemente direcionada para um decantador 74a para separar em um orgânico limpo 49a e uma água de lavagem gasta com alto teor de cloreto 38Xc.

[0044] A fase orgânica 49a reporta a um misturador 72b (no atual segundo estágio 70B) para misturar com uma segunda água intermediária de lavagem com alto teor de ácido clorídrico 38Xa (obtida a partir da água usada na terceira etapa 70C de um ciclo anterior) e depois a um o decantador 74b para separar em um intermediário orgânico com alto teor de cloreto 49b e o intermediário gasto com águade lavagem 38Xb (a ser direcionado para o primeiro estágio 70A de um ciclo subsequente).

[0045] A fase orgânica 49b se reporta a um misturador 72c (do atual terceiro estágio 70C) para misturar com a água de lavagem fresca 38A e depois a um decantador 74c para separar em um orgânico lavado 49c e uma água de lavagem gastacom alto teor de cloreto intermediário 38Xa (a ser direcionada para o segundo estágio 70B de um ciclo subsequente). O orgânico lavado 49c reporta para o processo de decapagem 48.

[0046] As plantas de extração com solvente usam misturadores/decantadores para contato e separação de aquosos e orgânicos, respectivamente. Os dois fluidos são combinados em um misturador, para formar uma dispersão com o fluido aquoso, formando uma fase contínua, enquanto o fluido orgânico é disperso dentro dele como uma fase descontínua. A dispersão aquosa/orgânica reporta a um decantador, onde os dois fluidos se separam em uma fase orgânica e na fase aquosa. A separação não é perfeita e cada fase carrega parte do outro fluido arrastado dentro dela.

[0047]O orgânico resultante 51 que vem da etapa de extração ou carregamento em um processo de extração com solvente 46, reporta à etapa de lavagem 58.

[0048] As Figuras 7A, 7B e 7C mostram, respectivamente, um circuito de lavagem de contracorrente de estágio único, um circuito de lavagem de contracorrente de dois estágios e um circuito de lavagem de contracorrente de três estágios, usado para reduzir a concentração de cloreto da fase orgânica 51.

[0049] A fase orgânica 51 que entra no estágio de lavagem 58 tem uma solução arrastada de lixiviação prenhe com um teor de cloreto tipicamente de cerca de150 000 ppm. É geralmente desejável reduzir esse nível para cerca de 50 ppm antes que o cobre seja retirado no eletrólito 54.

[0050] No estágio de lavagem de ciclo único 58A, Figura 7A, a fase orgânica 51 do estágio de extração 46 é combinada com uma solução aquosa de baixa concentração de cloreto 38A em um misturador. A lavagem não é perfeita e parte docloreto arrastado passa através da solução arrastada da fase orgânica final 49a.

[0051] A Figura 7B mostra um estágio de lavagem de contracorrente de dois ciclos 58A, 58B. A fase orgânica resultante 49b tem um teor menor de cloreto arrastado do que a fase orgânica 49a resultante do estágio de lavagem de ciclo único 58A. No entanto, em uma operação de lixiviação com alto teor de cloreto, um estágio de lavagem de dois ciclos pode não ser suficiente para reduzir o teor de cloreto da fase orgânica resultante, a menos que seja utilizada água de lavagem abundante.

[0052] No processo 10A, é usado um circuito de lavagem de contracorrente de três estágios 58A, 58B, 58C (Figura 7C. Nesse circuito, a concentração de cloretonafase orgânica 49c do estágio final 58C é reduzida para abaixo de 50 ppm, com fluxos de lavagem de cerca de apenas 1/75 do orgânico resultante do estágio de extração 46.

[0053] A água de lavagem em um estágio de lavagem de contracorrente de ciclo múltiplo é reduzida para menos de um terço da utilizada em um circuito de lavagem convencional típico de estágio único. A água que é economizada aqui pode ser usada como água de lavagem 36A, na Figura 4, que pode ser usada para enxaguar o minério lixiviado. Isso maximiza a eficiência da lavagem em termos de recuperação de cloreto e diminui a perda de cobre solúvel no minério lixiviado.

[0054] A descrição a seguir refere-se ao trabalho de teste realizado para validaros princípios inventivos que foram descritos.

[0055] Avaliação Experimental - Planta Piloto Integrada Exemplo

[0056] Uma planta piloto integrada incorporando 9 berços e uma planta de extração de solvente foi estabelecida para replicar a aplicação do método da invenção em escala piloto. A planta foi projetada para tratar vários minérios de calcopirita de baixo grau usando uma operação dinâmica de lixiviação no estilo “pista de corrida”. Esta é uma pilha composta por vários setores em que novos setores são empilhados e os setores mais antigos são removidos de um bloco que é reutilizado.

[0057] Cada berço tem uma área de seção transversal de 4 m?, uma altura operacional de 7,5m, uma altura total de 10m e continha aproximadamente 40T de minério. Os berços foram operados para simular uma operação comercial com 9 setores. O processo foi dinâmico, com remoção periódica do resíduo de lixiviação de um berço lixiviado e substituição do resíduo lixiviado por minério fresco em um berçovago.

[0058] Foram realizadas três fases separadas de operação. A faixa 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.

Tabela1 Fases Operacionais da Planta Piloto Tamanho de 19,05 19,05 19,05 esmagamento de minério 80% de passagem (mm)

[torta aa a aa | Biotta (%) 0-0 Descrição da Operação Inicialização e Teste a variação | Opera em circuito de Fase coleta inicial de das condições de fechado dados lixiviação e do tipo de minério. *CSR - Razão de Fonte de Cobre (percentual do cobre total contido neste mineral)

[0059] As amostras de minério foram trituradas em um circuito de trituração de 3 estágios. O minério triturado foi aglomerado antes de ser carregado nos berços. Foram adicionados cloreto de sódio (sal), ácido e refinado (ou outro licor de processo contendo cobre, ferro e ácido) ao minério no processo de aglomeração. O minério aglomerado foi então colocado dentro de um berço vazio; por um período, após o qual a irrigação começou. No final do ciclo de irrigação, cada berço foi drenado, irrigado com água para lavar, drenado novamente e finalmente esvaziado. O berço vazio foi então preparado para aceitar uma nova cargade minério aglomerado.

[0060] As fases | e 1l foram relacionadas ao início da operação e à coleta de dados.

[0061] 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 (CSR da calcopirita 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.

[0062] 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 e a água de lavagem foi reintroduzida para gerar refinado para compensar a perda devido à umidade e evaporação dos resíduos. À 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.

[0063] A planta piloto foi operada como um sistema fechado com saídas e entradas cuidadosamente controladas para imitar uma operação comercial de lixiviação em pilhas, ou seja, a adição de água fresca foi limitada para equilibrar a água perdida por evaporação, a perda de umidade nos resíduos lixiviados (ou ripios) e a substituição de água perdida na purga da solução do processo (se necessário para diminuir as impurezas). O fluxograma do processo da planta piloto é mostrado na Figura 8. Os principais componentes e operação da planta piloto estão resumidos a seguir: eTanque de Refinado 1: Armazenamento do refinado de retorno da extração por solvente (SX) 7. Fornece alimentação para separar 1m? de refinado dostanques de alimentação 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.

+ Solução de Lixiviação Prenhe (PLS) 4 e 5: A solução PLS de cada berço (3A-1) é coletada em 1mº de PLS nos tanques 4A-l. O PLS é transferido dos tanques 4A-lparao tanque de retenção do PLS 5. + 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 da SX pode ser adicionada ao PLS com alto teor de 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 ácido e sal sólido para atender a adição de ácido desejado e a adição total de sal, conforme necessário. O PLS 6 com alto teor de cobre pode ser usado na aglomeração de minério para permitir o retorno direto de cobre e ácido (contidos no PLS com alto teor de Cu) à aglomeração de minério. 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-I) quando necessário.

+ 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 o umedecimento do minério. A irrigação é realizada bombeando o refinado com baixo teor de cobre do processo de extração do solvente para a parte superior 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). O mesmo é coletado e reportado ao processo de extração por solvente.

+ 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 parao descarte.

+ 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, E1 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, pode ser adicionado ácido de reposição aoeletrólito gasto no tanque de retenção 7c para aumentar a concentração de ácido até a quantidade necessária para a remoção completa do orgânico carregado.

O eletrólito avançado é removido do circuito para recuperação de cobre e o eletrólito gasto é retornado ao circuito.

A eficiência da lavagem do material orgânico carregado pode ser melhorada aumentando o número de estágios de lavagem para três (consulte a Figura 7C). 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.

Tabela2 Parâmetros Operacionais da Planta Piloto para a Fase |, Fase lle Fase Ill Parâmetro Unidades Área de irrigação de berço m? 4 4 (por berço) Minério — carregado — (por T berço) Ácido na aglomeração de kg/T 12 12 minério Umidade alvo na % em 8,5 8,6 aglomeração de minério massa Minério de densidade a Tm? 1,65 1,60 granel Período inicial de repouso ou 45 45 cura minério refinado no período Operação do ciclo de dias Irrigação 200-500 20 dias de irrigação lixiviação baixa (umedecimento de minério) 360 irrigação de 6 dias, ciclo de lavagem de 20 dias. fluxo estágio de lavagem Solução de refinado de 5 g/L Cu, 15g/L Fe, 0,5 g/L Cu, 1-3 g/L circuito fechado 8 g/L H2SO.4, 150 g/L Fe, Cl! 8 g/L H2SO.4, 150 g/L Cl

[0064] O diagrama simplificado de balanço de massa para a pilha piloto mostrando as entradas e saídas é mostrado na Figura 9. Os valores típicos para o balanço de minério, ácido, sal e água são mostrados na Tabela 3. Os resultados da Tabela 3 demonstram que o sal recuperado lavando o minério com o alvo operacional de 0,11 m?/T de água foi igual a 9 kg/T, representando uma economia significativa em termos de sal de reposição necessário. Para o minério tratado na Fase |l, o cobre total recuperado, incluindo o cobre recuperado pela lavagem do minério (como mostrado no Exemplo 2), era igual a 60% do cobre na alimentação original do minério. Tabela3Resumo do Balanço de Massa da Planta Piloto Mostrando Entradas e Saídas eaanço de Mino [Total de minério carregado seco (7) — 9 berços g486

Total de cobre carregado (0,5% de CuT) (1 17483 Po Tm [DP [agitam ne me de 60% (T) | Total de cobre perdido nos resíduos (T) ] | [og “5a | Total de resíduos descarregados (CI) BBe | eaanço ácido | Ácido de aglomeração adicionado em 12kg/t (kg) PÚUÚUúUúU ja JP ag Perda de ácido na umidade do resíduo em 10,5% de [ag oos umidade (kg Consumo de ácido líquido (por ganga e dissolução de [ate | ts24 metais) em 13,2 kg/t de NAC kg Ácido de reposição adicionado (kg) 451 po açaãa pUcsJ-A+Ol Batangço de sais | sotacs em feitas a o | | sólidos em 15 kg/T (kg | Reposição de sais sólidos (kg) ar go Sal recuperado do resíduo de lavagem do minério em | 3137 60% de eficiência de lavagem (kg sólidos | Agua de lavagem orgânica Sms u agog | Água de lavagem em 0,1 maveima) SS g486 | Mistura nos resíduos em 10,5% em média — (ma) aee Po | Água perdida devido à evaporação em 5,4L/dia (m3) | ag água purgada ma? gs zero Fo RE a O m3)

[0065] A Tabela 3 mostra que a água de lavagem para extração com solvente foi de 4,3 m?º para as 348 toneladas de minério tratadas durante o processo durante um período. A água de lavagem usada para lavar o minério, após a lixiviação, era -8x mais do que a 34,9m?, portanto, há muito pouco escopo para melhorar a lavagem de minério, reduzindo ainda mais a lavagem por extração por solvente nesse caso. No entanto, o desempenho da lavagem por extração com solvente não foi satisfatório nesse volume de lavagem com uma configuração em dois estágios. A concentração de cloreto da solução arrastada no orgânico carregado após a lavagem é da ordem de 600 ppm. A água de lavagem alocada para a extração de solvente poderia ser aumentada, mas isso seria prejudicial à quantidade de água que poderia ser usada para lavar o minério lixiviado e dificilmente reduziria suficientemente o conteúdo de cloreto do orgânico lavado. A consequência disso seria o aumento da perda de cobre solúvel e o aumento da demanda de sal. A outra opção, como descrito acima, é aumentar o número de estágios dos estágios de lavagem com solvente de contracorrente para 3 ou mais (Figura 7C). Isso reduziria significativamente o cloreto no orgânico após a lavagem, sem a necessidade de aumentar a água de lavagem.

[0066] Este exemplo mostra a interação entre o balanço geral de água do processo e a configuração do estágio de lavagem do SX no desempenho geral da planta. O exemplo demonstra que a lavagem eficiente de orgânicos carregados requer vários estágios de lavagem para minimizar o volume de adição de água de lavagem e para atingir os níveis desejados de cloreto no eletrólito avançado. Este resultado está de acordo com os princípios descritos acima, pois a água disponível paralavaro resíduo é maximizada.

Exemplo 2: Curvas de Eficiência de Lavagem e Recuperação de Cobre e Cloreto

[0067] Recuperação de Cobre: Os resultados apresentados na Figura 10 mostram o perfil de concentração de cobre para recuperação de cobre e PLS (ou solução de drenagem de irrigação) em função do tempo de operação de dois berços, berço 1 na fase | (minério A; 0,5% de Cu e 60% de Calcopirita de CSR) e berço 5 na fase Il (minério B; 0,65% de Cu e 75% de calcopirita de RSE) da operação da planta piloto.

[0068] No berço 1 da fase |, a solução de irrigação, ou refinado, continha 5 g/L de cobre. Os resultados mostram que, para a amostra de minério tratada, a recuperação de cobre no final do ciclo de lixiviação foi de 59%. O resíduo lixiviado foi deixado escorrer e depois lavado com água para recuperar o cobre dissolvido arrastado. O deslocamento do cobre do minério de resíduo por lavagem com água aumentou a recuperação de cobre para 70%, como mostra a Figura 10.

[0069] No berço 5, fase |l, a solução de irrigação, ou refinado, continha 0,5 g/L de cobre. Os resultados mostram que, para a amostra de minério tratada, a recuperação de cobre no final do ciclo de lixiviação foi de 59,5%. O resíduo lixiviado foi deixado drenar e depois lavado com água do processo para recuperar o cobre dissolvido arrastado. O deslocamento do cobre por lavagem com água aumentou —arecuperação de cobre para 60%, como mostra a Figura 10.

[0070]A razão pela qual no berço 1 a recuperação de cobre aumentou 11% e no berço 5, aumentou apenas 0,6% é porque o berço 1 foi irrigado com uma solução contendo alto teor de cobre (5g9/I) e, portanto, houve considerável retenção de cobre solúvel no berço no final da lixiviação. No caso do berço 5, foi irrigado com uma solução continuada 1/10º a concentração de cobre da solução utilizada no berço 1. Portanto, a quantidade de cobre solúvel retido no berço antes da lavagem era muito menor.

[0071]A operação cuidadosa do processo de extração por solvente pode reduzir a perda de cobre solúvel, fornecendo um baixo refinado de cobre com o qualirrigaro processo.

[0072] Recuperação de Cloreto: Como afirmado, a operação cuidadosa do processo de extração por solvente pode reduzir a perda de cobre solúvel, fornecendo um baixo refinado de cobre com o qual irrigar o processo. Este não é o caso do cloreto. O processo requer um teor elevado de cloreto no licor de irrigação (-1509/I) para maximizar a lixiviação da calcopirita. Qualquer cloreto residual que é deixado arrastado no minério lixiviado (ripios) que é removido da pilha deve ser compensado pela adição de cloreto de sódio ou uma fonte alternativa de cloreto (HCI, MgCl, etc.).

[0073] A eficiência da lavagem em relação à recuperação de cloreto é mostrada na Figura 11. Esses dados são provenientes dos resultados da lavagem com água do processo do berço 5, fase Il. Os resultados mostram uma recuperação aumentada de cloreto à medida que a quantidade de volume de água de lavagem aplicada é aumentada. O balanço hídrico do fluxograma do processo da planta piloto requer que a água usada para lavar o minério de resíduo seja limitada para corresponder à água perdida do processo, menos outras entradas de água doce. À água é perdida como a umidade do minério de resíduo removido da planta piloto, por evaporação e pode ser removida se o licor for purgado do circuito. A outra entrada de água doce no circuito é a água doce usada na etapa de lavagem orgânica carregada com extração por solvente, para remover o cloreto arrastado.

[0074] O volume máximo de água disponível para lavar o minério residual é da ordem de 0,1 m? por tonelada de minério. Os resultados apresentados no exemplo mostrado na Figura 11 indicam que, neste volume de água de lavagem por tonelada de minério, a eficiência da lavagem (ou recuperação de cloreto) foi igual a cerca de 60%.

[0075] A recuperação do cloreto obtida pela lavagem com água também pode ser expressa como o cloreto equivalente que deve ser adicionado para compensar o cloreto perdido na umidade do resíduo do minério. O sal (NaCl) para a curva de lavagem do berço 5 fase || indica que, na proporção de lavagem de 0,1 m?/ T a composição de sal (NaCl) é de cerca de 18 kg/T, como mostra a Figura 12. Exemplo3:Acumulação de Impurezas

[0076] Considera-se que a lavagem retém o cloreto e aumenta marginalmente o cobre recuperado. O aspecto negativo é que as espécies potencialmente indesejadas que surgem da reação do ácido com os minerais da ganga também serão retidas no processo.

[0077]A reação de minerais de ganga com ácido resultará na dissolução de metais como Ca, Si, Al, Mg, Fe e K. Essas espécies dissolvidas se acumularão em solução até atingirem uma concentração tal que a massa das espécies dissolvidas no minério lavado após a lixiviação é equivalente à massa que dissolveu menos qualquer uma das espécies que se precipitaram novamente após a lixiviação.

[0078] O acúmulo de impurezas no refinado da planta piloto sob operação em circuito fechado com lavagem é mostrado na Figura 13. A concentração de alumínio e magnésio (dissolvido por dissolução ácida de silicatos minerais de ganga, como biotita e clorita) aumenta claramente com o período de operação em circuito fechado e atinge concentrações de cerca de 10 g/L e 5 g/L, respectivamente. A concentração total de ferro está na faixa de 2-4 g/L. À concentração total de sulfato é de cerca de 80 g/L.

[0079] Em geral, o acúmulo dessas espécies mais a adição de cloreto de sódio resultam em soluções saturadas. Já se sabe que o sulfato precipitará da solução como jarositas de ferro insolúveis (Na ou K jarosita, por exemplo), como —metassideronatrita [Na2Fe?*(SO4)2(OH)-(H2O)], e também a baixas temperaturas e altos níveis de saturação, possivelmente como sulfato de sódio, sulfato de alumínio e/ou sulfato de magnésio. A precipitação de sulfatos de Na, Al ou Mg ou Fe dependerá da temperatura (aumento da precipitação em temperatura mais baixa) e da acidez, onde a precipitação de jarosita e metassideronatrita aumentará em baixos níveisde acidez, ou seja, em valores mais altos de pH da solução.

[0080]A precipitação de sulfatos de ferro e outros sulfatos de metais pode causar problemas no circuito operacional, especialmente quando as temperaturas ambientais são baixas (<20ºC) e a precipitação de sal é aumentada. Os possíveis problemas incluem: eprecipitação de sais de sulfato nas linhas de gotejamento usadas para a irrigação das pilhas, causando bloqueio das linhas e falha na irrigação eficaz das pilhas; e precipitação de sais em tanques de solução contendo redução do volume efetivo; e e precipitação em camadas dentro da pilha causando bloqueio do espaço poroso e fluxo e distribuição ruins da solução através do leito de minério, possivelmente reduzindo a recuperação do cobre.

[0081]A quantidade de precipitação será uma função do grau de lavagem. Pode haver um ponto no processo em que a otimização da recuperação do cloreto sejacompensada pelos custos gerados por problemas do processo resultantes do acúmulo e precipitação de espécies indesejadas. Se isso ocorrer, poderá ser necessária uma redução no grau de lavagem.

Claims (11)

REIVINDICAÇÕES

1. Método para maximizar a quantidade de água disponível para lavagem em uma operação de lixiviação em pilhas com alto teor de cloretos, caracterizado pelo fato de que o método inclui a etapa de usar a água de reposição do processo no intervalo de 0,05 a 0,35 m3/tonelada de minério para enxaguar o resíduo lixiviado de minério, na pilha, para assim deslocar um licor aquoso contendo cloreto do minério lixiviado.

2. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a quantidade de água de reposição do processo na etapa de enxágue está entre 0,1 e 0,15 m3/tonelada de minério.

3. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que inclui a etapa de aumentar a quantidade de água de reposição do processo, disponível para enxágue, utilizando um circuito de lavagem com solvente orgânico carregado em contracorrente de vários estágios para reduzir a concentração de cloreto na fase orgânica.

4. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que inclui a etapa de aumentar a quantidade de água de reposição do processo disponível para lavagem por meio de pelo menos um dos seguintes: aumento da evaporação da água do circuito de lixiviação; desviar a água da chuva da pilha; e reduzir a demanda por água de reposição para sangria por eletrólise por lavagem eficaz do orgânico carregado.

5. Método, de acordo com a reivindicação 3, caracterizado pelo fato de que a concentração de cloreto na fase orgânica é reduzida para abaixo de 50 ppm.

6. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que O licor aquoso contendo cloreto deslocado é recuperado e reciclado para a operação de lixiviação em pilhas, desse modo para diminuir a quantidade de sal de reposição que é adicionado à operação de lixiviação em pilhas.

7. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a etapa de enxágue é realizada por um período de 5 a 100 dias.

8. Método, de acordo com a reivindicação 7, caracterizado pelo fato de que o referido período é de 20 dias.

9. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o cobre recuperado no licor aquoso deslocado na etapa de enxágue é retornado à operação de lixiviação e é subsequentemente recuperado através do uso de uma etapa de extração por solvente e uma etapa de eletrólise.

10. Método, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a razão do cloreto recuperado no licor aquoso, deslocado na etapa de enxágue pela água de recuperação do processo, para o teor total do mesmo no minério de resíduo antes da lavagem, está entre 40 e 85%.

11. Método, de acordo com a reivindicação 10, caracterizado pelo fato de que a referida razão é de 60%.

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