BRPI0812386B1 - Method for minimizing the formation of thiocyanate. - Google Patents

Description

Relatório Descritivo da Patente de Invenção para "MÉTODO PARA MINIMIZAR A FORMAÇÃO DE TIOCIANATO".

CAMPO DA INVENÇÃO

[001] A presente invenção refere-se a um processo para a recuperação de metais preciosos, tais como ouro, prata e os grupos de metal platina, de minérios ou concentrados de sulfeto ou outro material-fonte, ANTECEDENTES DA INVENÇÃO

[002] O requerente desenvolveu um processo hidrometalúrgico para o tratamento de concentrado de cobre para produzir cobre de cãtodo refinado por um processo eficaz e ambientalmente limpo. Este processo é conhecido como o "processo de cobre de CESL™" e as modalidades do processo são descritas na Patente US N° 5.645.708 (a patente 708) os conteúdos totais da qual está neste incorporado por referência.

[003] O processo como descrito na patente 708 em termos amplos compreende submeter o concentrado de cobre ao pressionamento da oxidação na presença de uma solução de cloreto ácida para produzir um sólido contendo, entre outras coisas, um sal de cobre básico e uma solução de oxidação por pressão, contendo cobre em solução dependendo da natureza do concentrado e do pH durante a oxidação por pressão. O sólido contendo o sal de cobre básico pode ser submetido a uma etapa de líxívíação ácida subsequente, tipicamente em pressão atmosférica, para lixiviar o sal de cobre básico em solução, desse modo obtendo uma solução de cobre que é tratada, junto com a solução de oxidação por pressão (deveria conter quantidades recuperáveis de cobre na solução) para extração de cobre por solvente e eletroextração para produzir cobre de cátodo.

[004] Ao mesmo tempo em que o processo de cobre de CESL como descrito na patente 708, é adequado para o tratamento de composições de concentrado de cobre diferentes, várias melhoras, modificações ou extensões ao processo foram feitas para outras composições de concentrado de cobre diferentes, como também para fornecer a recuperação de outros metais, tais como zinco, cobalto, níquel e metais preciosos, onde estes ocorrem no concentrado de cobre, ou sem o cobre estar presente no concentrado. Algumas destas modificações que pertencem particularmente à recuperação de metais preciosos são descritas no Patente US do requerente 5.902.474 (patente '474), o teor total da qual está aqui incorporado por referência.

[005] A presente invenção está relacionada com a recuperação de metais preciosos. É significantemente diferente do processo como descrito na patente '474 e tem a vantagem de ser mais simples que o processo anterior com custos totais mais baixos.

[006] A cianuretação (cyanidation) de minérios de ouro e prata geralmente é realizada em ar em pressão ambiente. O oxigênio é necessário no processo, porém normalmente a quantidade necessária é tão pequena que é adequadamente fornecido ar ambiente que certamente contém cerca de 21% de oxigênio.

[007] O equipamento e as condições para cianuretação em usinas comerciais incluem: (a) Tanques agitados (abertos), nos quais o minério é suspenso em uma solução de cianeto normalmente com porcentagem elevada de sólidos, e lixiviado com acesso livre de ar da superfície. O minério deve primeiro ser esmagado e moído para permitir ser suspenso por agitação. Vários tipos de agitação foram usados incluindo agitação mecânica e agitação de ar (pachucas). (b) Tempos de retenção geralmente são de 1 a 3 dias. Os tanques agitados são usados para minérios finos que são de grau relativamente elevado em ouro ou prata, uma vez que este método produz recuperação melhor do que lixiviação de monte, embora em operação e custo mais elevados. A pulverização de ar pode ser feita para aumentar o fluxo de oxigênio na pasta, porém isso geralmente aumenta a perda de cianeto de hidrogênio caro no gás efluente. A pulverização de oxigênio puro na pasta (ou lama ou pasta fluida -slurry) também é conhecido, como é a adição de outros reagentes tais como peróxido de hidrogênio líquido para acelerar a lixiviação. (c) Montes grandes de minério moído, que são lixiviados no lugar por solução de cianeto que é vaporizada sobre ou gotejada sobre a superfície do monte. Este processo de custo baixo é usado para minérios de graus baixos e ocorre durante um período mais longo de tempo, geralmente vários meses. O ar que ingressa nos montes através de processos naturais, tais como convecção, é geralmente suficiente para a cianuretação prosseguir em uma taxa aceitável.

[008] Com a pressão a cianuretação de minérios de ouro e prata, o oxigênio é aplicado em pressões elevadas, isto é, mais elevado do que a pressão parcial de oxigênio em ar em pressão atmosférica, para pasta agitada.

[009] O uso de pressão de oxigênio elevada geralmente aumenta a taxa de lixiviação de ouro e prata. Acredita-se que a lixiviação de cianeto envolva o oxigênio como um reagente, como na equação de Elsner familiar: [0010] Embora a estequiometria exata da reação possa estar em dúvida, (por exemplo, peróxido de hidrogênio foi proposto como um reagente e produto intermediário), a maioria dos observadores concorda que a reação total inclui oxigênio como um reagente.

[0011] Uma equação semelhante pode ser escrita para prata, e com substituição de reagentes de cianeto alternativos, tal como KCN em vez de NaCN.

[0012] Apesar de várias descrições na literatura de processos de cianuretação por pressão durante muitos anos, a aplicação comercial até hoje esteve escassa. Talvez isto seja porque as vantagens óbvias dos cinéticos de lixiviação melhorados possam ser excedidas em valor pelos custos de capital mais altos para um tal processo, com minérios de ouro e prata normais.

[0013] Porém, o inventor está ciente de duas plantas comerciais que foram construídas e operadas e incluem cianuretação por pressão, isto é, a usina de Murchison de Consolidação na África do Sul e o processo de Calmet desenvolvido por Calmet de Colorado, E.U.A..

[0014] O processo empregado em Murchison Consolidado foi especificamente designado para tratar alguns concentrados de ouro refratário de grau elevado contendo antimônio e/ou arsênico. Estes materiais de alimentação bastante incomuns requereram condições de pH muito mais baixo do que normal, isto é, pH < 10, com concentrações de cianeto muito mais elevadas do que o normal, para obter lixiviação adequada. Sob estas condições de pH baixo, o consumo de cianeto seria muito alto, ao mesmo tempo em que usando cianuretação convencional (em tanques abertos) a pressão ambiente, por causa da volatilização excessiva de gás de HCN, que aumenta rapidamente com a diminuição do pH, e também por causa dos níveis elevados de cianeto necessários com este material de alimentação incomum. O processo desenvolvido a Murchison Consolidado resultou em uma usina comercial que satisfatoriamente solucionou estas dificuldades.

[0015] A usina de Murchison de Consolidação segundo notícias usa um reator de tubo, operando em modo de batelada com pasta recirculante, em pH 10 ou menos, com concentrações de cianeto elevadas, e obtém 80-90% de recuperação de ouro com consumo de cianeto aceitável.

[0016] Este processo é especificamente designado para os materiais de alimentação disponíveis neste sítio, isto é, contendo minerais de estibinita (sulfeto de Sb) e arsenopirita, que requerem o pH baixo, pelo menos baixo em comparação ao pH 12 habitual empregado em outro lugar neste sítio.

[0017] O processo da presente invenção, como se tornará evidente abaixo, é capaz de lidar com um resíduo de um processo de lixiviação de cobre que tem componentes específicos, isto é, cobre solúvel em cianeto e enxofre elementar que de outro modo consumiriam quantidades grandes de cianeto com processos de cianuretação convencionais. Na presente invenção, a cianuretação por pressão para este material de alimentação é designada para limitar a produção de tiocianato operando-se em tempos de retenção extraordinariamente baixos. O processo da presente invenção não está limitado a pH baixo, e a faixa de pH normal é 10-11, porém não está limitada a esta faixa. A presente invenção supera um problema diferente daquele que é lidado pelo processo de Murchison Consolidado.

[0018] O processo de Calmet, por outro lado, é uma oxidação por pressão combinada e processo de cianuretação por pressão, e foi usado para uma variedade de concentrados contendo ouro incluindo teluridas, sulfetos e materiais carbonados preg robbing.

[0019] Detalhes do processo são escassos, porém parece que a oxidação por pressão de sulfetos em solução de pH baixo foi combinada com cianuretação por pressão do ouro e prata.

[0020] É usada uma autoclave agitada operada em modo de batelada, em contraste com o reator de tubo em Murchison Consolidado, com uma capacidade reportada de 15-30 tpd de concentrado. Ela foi construída no Colorado em 1980 evidentemente, porém aparentemente fechada alguns anos depois.

[0021] O objetivo do processo de Calmet foi tratar materiais refratários, porém de ouro-prata de grau elevado em uma oxidação por pressão de etapa única, que simultaneamente oxidou sulfetos e lixiviou ouro e prata. Isto é, diferente da presente invenção, na qual a oxidação por pressão e lixiviação de metais de base, tal como cobre, se presente, é realizada primeiro em uma operação separada, e o resíduo desta operação é então subsequentemente tratado para recuperação de metais preciosos, como será descrito em maiores detalhes abaixo.

[0022] Ouro e prata frequentemente ocorrem como elementos de traço associados com cobre em natura, tal como em minérios de sulfeto de cobre. Tais minérios tipicamente contêm 0,3% a 2% de Cu, e normalmente são submetidos primeiro à moagem e flotação (flotation) para produzir um concentrado de cerca de 30% de Cu, que é suficiente para tornar o processo de fundição subsequente eficiente.

[0023] Ouro e prata geralmente seguem o cobre no concentrado em produção bastante alta, e embora eles sejam componentes menores de tal concentrado de cobre, frequentemente há bastante ouro e prata presente para ser economicamente significantes. Tipicamente, o valor do ouro e prata é de cerca de 10% do valor do cobre no concentrado, embora isto varie amplamente de um concentrado para outro. Raramente, o conteúdo de ouro e prata combinado é tão baixo quanto para ser insignificante.

[0024] Ocasionalmente, o valor combinado de ouro e prata em tais concentrados é realmente mais elevado do que o cobre e, deste modo, o concentrado é mais corretamente chamado de um concentrado de ouro ou prata.

[0025] Quando os concentrados de sulfeto de cobre contendo ouro e prata são processados por fundição e refinamento, estes metais geralmente são recuperados em produção elevada dos concentrados (cerca de 90-98%). O custo extra para o fundidor/refinaria de cobre de tal recuperação de metal precioso é bastante baixo, (com incremento ao custo de fundidor/refinamento de cobre propriamente dito). Os metais preciosos seguem o cobre pelas várias etapas de fundição de mate e convertendo em cobre em bolha. O cobre em bolha é então normalmente refinado através de eletrólise para remover impurezas e durante este processo de refinamento os metais preciosos reportam quase quantitativamente ao lodo de ânodo (refinaria), que tem uma massa baixa (tipicamente somente alguns kg por tonelada de metal de Cu). O lodo de ânodo então tem uma concentração elevada dos metais preciosos relativo ao concentrado de cobre original alimentado pelo fundidor, por exemplo, 1000 a 3000 vezes mais concentrado. Tal massa baixa e concentrações elevadas de ouro e prata no lodo levam a baixos custos de processamento para recuperação final e refinamento dos metais preciosos.

[0026] Os lucros monetários de tais metais preciosos em concentrado processado em um fundidor são economicamente significantes, e qualquer processo alternativo para concentrados de sulfeto (competindo com os fundidores), tem que levar isto em conta. Os fundidores geralmente pagarão pelo menos 90% do valor do ouro se há pelo menos 1 g de Au por tonelada de concentrado. Para prata, o mínimo para pagamento é cerca de 15-30 g/t. Provavelmente, mais de 85% de concentrados de cobre comercializados mundialmente têm pelo menos muito ouro e/ou prata, assim há um crédito significante para tais valores quando os termos de pagamento de concentrado são negociados entre o vendedor e o comprador. Tipicamente este crédito chega a cerca de 10% do valor do concentrado, e geralmente o valor de ouro é de cerca de 80 a 90% deste, com a prata fabricando o restante.

[0027] Voltando a um processo de recuperação de cobre hidrometalúrgico, tal como o processo descrito na patente 708, se ouro e prata não são recuperados eficazmente junto com cobre, então economias globais do processo podem ser afetadas adversamente comparado com a fundição, mesmo fatalmente para alguns concentrados que são particularmente ricos em ouro e prata.

[0028] Ouro e prata geralmente não lixiviam a qualquer extensão significante em um processo de cobre hidrometalúrgico, e são, portanto, deixados quase quantitativamente no resíduo após a recuperação de metais de base. Então, qualquer processo de recuperação para metais preciosos deve ser uma(s) etapa(s) adicional(is) ou subsequente(s) processando tal resíduo, que ainda tenha uma massa de cerca de 80% do concentrado original. As concentrações de ouro e prata em tal resíduo são somente ligeiramente mais elevadas, portanto neste resíduo, e ainda bastante baixas, por exemplo, 6 g/t de Au e 60 g/t de Ag.

[0029] Em comparação, como mencionado acima, os Iodos de ânodo produzidos pelo processo de fundição e refinamento são grandemente atualizados do concentrado original. Deste modo, um concentrado de Cu típico com os referidos 5 g/t de Au e 50 g/t de Ag, poderia ter cerca de 15.000 g/t de Au e 150.000 g/t de Ag nos Iodos que precisam ser refinados.

[0030] O desafio para o processo hidrometalúrgico é a eficiência ou economias do processo. O tratamento de tal massa grande para recuperar somente quantidades pequenas de metais preciosos a baixo custo (especificamente um custo que seja baixo em comparação com o valor do conteúdo de metal precioso no resíduo) é claramente um processo difícil para designar.

[0031] É possível lixiviar muitos minérios de ouro e prata que têm graus muito baixo, (até mais baixo do que os resíduos típicos de 6 g/t de Au e 60 g/t de Ag determinado acima), usando o processo de lixiviação de cianeto bem estabelecido, frequentemente com resultados excelentes e baixos custos. As baixas concentrações de cianeto necessárias para lixiviar ouro e prata, e o consumo muito baixo de tal cianeto com muitos tais minérios, junto com as condições, (pressão e temperatura ambiente, baixas condições de corrosão, etc), conduz a custos operacionais excepcionalmente baixos para muitos minérios de ouro e prata, (em termos de $/t de minério). Isto permite que os minérios sejam economicamente tratados quando o conteúdo de ouro for, por exemplo, somente 1 g/t de Au. Frequentemente, os consumos de cianeto são menos do que 0,25 kg de NaCN por tonelada de minério, o custo do qual é pequeno comparado ao valor de ouro recuperado.

[0032] Porém, o resíduo gerado por um processo hidrometalúrgico quando concentrados de sulfeto de cobre são tratados, tem características incomuns com respeito à cianuretação (comparado a minérios de ocorrência natural), o que pode grandemente aumentar o custo do processo, até mesmo ao ponto de tornar isto pouco econômico.

[0033] O resíduo de cobre contém dois componentes em particular que tendem a consumir quantidades muito grandes de cianeto, isto é, cobre e enxofre, quando o resíduo é lixiviado sob condições de lixiviação de cianeto "padrões", isto é, lixiviação com solução de cianeto de sódio diluída (alcalina) em pressão e temperatura ambiente durante 1 a 3 dias.

[0034] Primeiramente, o resíduo ainda tem um conteúdo de cobre significante, apesar do fato de já ter sido processado especificamente para extração de cobre. Por exemplo, o processo de cobre de CESL é cerca de 95 a 98% eficiente para extração de Cu, e, deste modo, o resíduo tipicamente contém 1,2 -1,8% de Cu. Este conteúdo de Cu restante é em parte (15 a 25%) solúvel em condições de lixiviação de cianeto padrão, conduzindo à formação de compostos de cianeto de cobre solúvel, tal como Na3Cu(CN)4, como também outros compostos de cianeto tais como cianato de sódio, NaCNO.

[0035] Também presente no resíduo está o elementar que é um subproduto do processo de cobre de CESL e tipicamente constitui 25 a 35% do resíduo. O enxofre elementar também reage em parte com soluções de cianeto que conduzem à formação de compostos de tiocianato, tal como NaSCN.

[0036] Ambos estes fenômenos conduzem ao consumo de cianeto muito alto com o resíduo do processo de cobre de CESL, sob as condições de uma lixiviação de cianeto padrão, por exemplo, 30 kg de NaCN consumido por tonelada de resíduo de cobre, ou mais de 100 vezes o consumo tipicamente experimentado em lixiviação de minérios de ouro. Tais níveis de consumo de cianeto tornam o processo muito caro devido ao valor modesto de ouro e prata a serem extraídos.

[0037] Em um custo típico de US$1,50 por kg de NaCN, o custo de cianeto consumido é cerca de $45/tonelada de resíduo. Vale a pena considerar o efeito de tal consumo de cianeto elevado nas economias de um concentrado de cobre típico produzindo um resíduo pelo processo de cobre de CESL.

[0038] Assumindo um conteúdo de ouro e prata nos referidos 6 g/t de Au e 60 g/t de Ag, este resíduo hipotético tem um valor de metal total de cerca de $140/tonelada de resíduo, em preços atuais (tempo de registro, novembro de 2006).

[0039] Ao custo do cianeto de $45/t devem ser adicionados outros custos do reagente, (cal e vários reagentes necessários para a destruição de cianeto), que tipicamente serão pelo menos iguais ao custo de cianeto sozinho, conduzindo a um custo de reagente total neste caso de cerca de $90/tonelada de resíduo. Então, há os outros custos operacionais necessários, tal como custos de trabalho, energia, manutenção mais custos de amortização para o investimento de capital. Tipicamente, os custos de reagente são somente uma fração (por exemplo, 50%) do custo operacional total, assim o custo operacional total pode ser $180/tonelada de resíduo, determinado a suposição original acima de 30 kg de cianeto/t de resíduo. Deste modo, os custos operacionais totais são da mesma ordem de magnitude como o valor de metal total do ouro e prata, com este consumo de cianeto elevado, que claramente torna o processo pouco econômico.

[0040] O custo operacional total não deveria ser mais que 50% do valor dos metais recuperados. Deste modo, para tornar o processo lucrativo para o exemplo citado acima, (com os referidos 90% de recuperação do valor total de $140, isto é, $126), o custo operacional total deveria ser não mais do que $63/tonelada de resíduo. Usando as suposições acima, os custos de cianeto deveríam ser não mais que 25% do custo operacional total, ou acima de $16/tonelada de resíduo, o que é equivalente a 10 kg de NaCN/tonelada de resíduo, neste exemplo.

[0041] Deste modo, o consumo de cianeto típico para uma lixiviação de cianeto "padrão" em um resíduo de processo de cobre de CESL consome pelo menos 3 vezes mais cianeto do que é economicamente permissível. Além disso, o ouro e prata não podem ser facilmente extraídos do resíduo de processo de Cu através de soluções de lixiviação de cianeto.

[0042] Em resumo, com a lixiviação de cianeto padrão do resíduo de cobre, os custos são altos, as recuperações de ouro e prata são deficientes, e os custos do processo tendem a exceder em valor o valor dos metais recuperados.

[0043] É adequadamente o propósito da presente invenção fornecer um processo mais simples para recuperação de ouro e prata de concentrados de sulfeto ou outro material-fonte que alivia os desafios econômicos acima.

SUMÁRIO DA INVENÇÃO

[0044] De acordo com um aspecto da invenção neste contexto, é providenciado um processo para a extração de um metal precioso de um concentrado ou minério de sulfeto ou outro material de alimentação, compreendendo submeter o material de alimentação à oxidação por pressão para produzir uma pasta de oxidação por pressão; submetendo-se a pasta a uma etapa de separação de líquido-sólido para obter uma solução de oxidação por pressão e um resíduo sólido contendo enxofre elementar e o metal precioso; e submetendo-se o resíduo sólido à cianuretação para lixiviar o metal precioso em solução, por meio do qual o efeito colateral indesejável da formação de íons de tiocianato na solução durante a referida cianuretação é minimizado ou neutralizado reduzindo-se a duração da cianuretação relativa à duração de cianuretação convencional que é tipicamente 1 a 3 dias, como indicado acima, porém ainda obtém recuperação de metal precioso aceitável. Isto é, obtido efetuando-se a cianuretação a uma pressão de oxigênio elevada.

[0045] De acordo com outro aspecto da invenção neste contexto, é providenciado um processo para a extração de um metal precioso de um concentrado ou minério de sulfeto, compreendendo submeter o minério ou concentrado para pressionar a oxidação para produzir uma pasta de oxidação por pressão; submetendo-se a pasta a uma etapa de separação de líquido-sólido para obter uma solução de oxidação por pressão e um resíduo sólido contendo enxofre elementar e o metal precioso; e submetendo-se o resíduo sólido a cianuretação, por meio de que a formação de tiocianato durante a referida cianuretação é minimizada ou neutralizada efetuando-se a referida cianuretação a uma pressão elevada por uma duração de um máximo de cerca de 300 minutos.

[0046] O material de alimentação pode ser um concentrado ou minério de sulfeto de metal de base. O metal de base pode ser um Cu, Ni e/ou Co.

[0047] De acordo com outro aspecto da invenção, a oxidação por pressão é realizada a uma pressão e temperatura elevadas, isto é, acima da temperatura ambiente e pressão atmosférica, na presença de uma solução aquosa que contém íons de haleto. A oxidação por pressão é realizada preferivelmente de um modo contínua.

[0048] A oxidação por pressão pode ser efetuada com uma solução ácida que contém aproximadamente 4 a 25g/L de cloreto.

[0049] De acordo com outro aspecto da invenção, o processo compreende a etapa de realizar flash (flashing) da pasta de oxidação por pressão até uma temperatura e pressão mais baixas. O flash é preferivelmente realizado de um modo contínuo.

[0050] De acordo com outro aspecto da invenção, a oxidação por pressão e o flash são realizados de um modo contínuo.

[0051] De acordo com um aspecto adicional da invenção, o resíduo sólido que contém o metal precioso também contém enxofre elementar e a oxidação por pressão é realizada em uma temperatura acima do ponto de fusão de enxofre elementar e em que a temperatura mais baixa a qual o flash da pasta é efetuado, está abaixo do ponto de fusão de enxofre elementar, por exemplo, cerca de 95°C a 102°C.

[0052] De acordo com outro aspecto da invenção, o sólido contendo o enxofre elementar e o metal precioso é submetido à cianuretação sem uma etapa de remoção de enxofre intermediária.

[0053] Os íons de haleto podem ser selecionados de um ou mais do grupo que consiste em cloreto e brometo.

[0054] De acordo com um aspecto adicional da invenção, o minério ou concentrado também contém cobre, resultando no resíduo sólido da pasta de oxidação por pressão que também contém cobre, e em que o resíduo sólido, antes da cianuretação, é submetido à lixiviação ácida com uma solução de lixiviação ácida para dissolver o cobre solúvel em ácido tanto quanto possível contido no resíduo sólido para produzir uma solução de cobre e um 2o resíduo sólido com conteúdo mínimo do cobre solúvel em cianeto. O cobre pode ser extraído da solução de cobre por meio de extração por solvente.

[0055] A lixiviação ácida pode ser efetuada na presença de um haleto, por exemplo, cerca de 2 a 10g/L de cloreto.

[0056] De acordo com outro aspecto da invenção, a lixiviação ácida é efetuado em uma temperatura elevada, isto é, acima da temperatura ambiente, tal como 40°C a 95°C.

[0057] De acordo com um aspecto adicional da invenção, a lixiviação ácida é realizada com um tempo de retenção de cerca de 0,5 a 4 horas, preferivelmente 1 a 4 horas. O pH no qual a lixiviação ácida é efetuado é preferivelmente pH 0,5 a pH 1,5 (ou expresso como ácido livre em solução, como determinado por titulação para pH 4, cerca de 5-25 g/L de ácido livre como H2S04), para minimizar o cobre solúvel em ácido no resíduo que é o resultado da lixiviação ácida e deste modo, minimizar o cobre solúvel em cianeto no resíduo, também. Este pH ou concentração de ácido livre se refere à concentração em estado estável ou final da solução de produto da referida lixiviação ácida.

[0058] De acordo com outro aspecto da invenção, o resíduo sólido da pasta de oxidação por pressão contém também enxofre elementar e o resíduo, antes de ser submetido à cianuretação, é submetido à flotação para produzir um concentrado de sólido contendo o enxofre elementar e o metal precioso e um fluxo de alimpaduras e, depois disso, submetendo o concentrado sólido a cianuretação.

[0059] De acordo com um aspecto adicional da invenção, a cianuretação é realizada a uma pressão de oxigênio elevada em um recipiente de pressão com um tempo de retenção de cerca de 30 a 180 minutos ou 30 a 120 minutos ou 30 a 90 minutos no recipiente de pressão. A pressão de oxigênio pode ser de cerca de 1000 a 10.000 kPag (kPa manométrico). Uma relação de sólido para líquido (densidade de sólidos), expressa como g/L de sólidos, de cerca de 100 a 600 g/L de sólidos pode ser mantida durante a cianuretação.

[0060] De acordo com outro aspecto da invenção, a cianuretação é realizada com cianeto suficiente para dissolver todo cobre solúvel em cianeto no resíduo sólido, complexar todo o tal cobre solúvel em cianeto como o complexo de tetraciano [Cu(CN)4]3-, compensar para outras reações de consumo de cianeto tal como formação de tiocianato, e ainda deixar bastante cianeto na solução para ter uma concentração de cianeto ativa de pelo menos 500 ppm de NaCN e até 2000 ppm de NaCN, a concentração de cianeto ativo sendo a concentração de cianeto total em solução menos cianeto requerido para complexação de cobre e qualquer outro metal de base semelhante, tal como zinco, se presente.

[0061] De acordo com um aspecto adicional da invenção, a cianuretação é realizada em uma concentração de cianeto total máxima de 10.000 ppm ou 1000 a 10.000 ppm de NaCN, mas preferivelmente abaixo de 4000 ppm ou 3000 a 4000 ppm de NaCN.

[0062] De acordo com outro aspecto da invenção, nesse contexto é providenciado um método para minimizar a formação de tiocianato durante a recuperação de metal precioso de um resíduo, contendo o metal precioso e enxofre, produzido por um processo hidrometalúrgico, compreendendo a etapa de submeter o resíduo a cianuretação para lixiviar o metal precioso em solução, por meio de que a formação de tiocianato durante a referida cianuretação é minimizada ou neutralizada efetuando-se a referida cianuretação a uma pressão de oxigênio elevada para assim reduzir a duração da cianuretação ao mesmo tempo em que ainda lixiviando uma porção principal do metal precioso durante a referida duração reduzida da cianuretação.

[0063] Outros objetivos e vantagens adicionais da invenção serão evidentes a partir da descrição das modalidades preferidas da invenção abaixo.

BREVE DESCRICÃO DOS DESENHOS

[0064] A invenção será descrita agora por via de exemplos, com referência aos desenhos acompanhantes. Detalhes específicos de certas modalidades(s) do aparato/método presente são apresentados em detalhes na descrição abaixo e ilustrados nas figuras inclusas para fornecer uma compreensão de tal(is) modalidade(s). As pessoas versadas na técnica envolvida aqui entenderão, porém, que o presente aparato/método tem modalidades adicionais, e/ou pode ser praticado sem pelo menos alguns dos detalhes apresentados na seguinte descrição de modalidade(s) preferida(s). Em outros exemplos, estruturas bem conhecidas associadas com a tecnologia não foram descritas em detalhes para evitar desnecessariamente obscurecer as descrições das modalidades da invenção.

[0065] A Figura 1 é um fluxograma de uma primeira parte de um processo para a recuperação de cobre, como também de ouro e prata.

[0066] A Figura 2 é um fluxograma de uma segunda parte do processo mostrando a recuperação de ouro e prata.

[0067] A Figura 3 é uma ilustração gráfica que mostra cianeto titulado como uma função de tempo no processo de cianuretação do Exemplo 3.

[0066] A Figura 4 é uma ilustração gráfica de cianeto ativo calculado como uma função de tempo no processo de cianuretação do Exemplo 3.

[0069] A Figura 5 é uma ilustração gráfica que mostra a extração de cobre durante cianuretação por pressão como uma função de ácido livre em descarga de autoclave.

[0070] A Figura 6 é uma ilustração gráfica que mostra a formação de tíocíanato como uma função de tempo em um circuito de cianuretação por pressão.

DESCRiCÃO DETALHADA DAS MODALIDADES PREFERIDAS

[0071] Certos termos usados nesta especificação são definidos sob Definição de Termos no término da especificação.

[0072] A Figura 1 ilustra uma primeira parte de um processo para a recuperação de metal precioso, como também cobre, de um material de alimentação que contém estes metais, tal como concentrado de Cu-Au-Ag.

[0073] O concentrado é primeiro submetido à oxidação por pressão 12 para oxidar todos os minerais de sul feto de Cu, e, se presente, qualquer outro mineral de sul feto de outros metais de base tais como Ni, Co e Zn. A oxidação por pressão 12 ocorre na presença de oxigênio e uma solução ácida contendo cloreto sob condições moderadas para oxidar os metais presentes nos minerais de sul feto, tais como Cu, Fe, Ni, Co e Zn (respectivamente para Cu2+, Fe3+, Ní2+, Co2+, Zn2+), ao mesmo tempo em que minimizando a oxidação de enxofre elementar para sulfato.

[0074] A oxidação por pressão 12 ocorre sob condições de pressão e temperatura elevadas, usando oxigênio de pureza elevada 7, em um recipiente de pressão agitado, tal como uma autoclave. A autoclave tipicamente será de desenho horizontal com o eixo horizontal mais longo que os outros dois eixos, que são normalmente iguais, por exemplo, de corte transversal redondo. A autoclave tipicamente terá vários compartimentos, separados por represas, para obter um fluxo de tampão da pasta da extremidade da alimentação para a extremidade de descarga. Aproximadamente três a seis compartimentos são adequados. O primeiro compartimento pode ser maior que o resto para facilitar o equilíbrio de calor na autoclave, permitindo-se um tempo de retenção maior neste compartimento, e, deste modo, mais calor sendo gerado.

[0075] As reações que ocorrem durante a oxidação por pressão 12 são exotérmicas, e o calor gerado é calculado para produzir uma elevação de temperatura suficiente para elevar a temperatura a temperatura ideal que permitirá que as reações desejadas ocorram a uma taxa rápida, isto é, obter reação virtualmente completa do concentrado em cerca de uma hora.

[0076] Uma vez que as reações prosseguem, o oxigênio é consumido e, se não reabastecido, a pressão parcial de oxigênio declinaria rapidamente, o que seria indesejável para oxidação por pressão completa no tempo de retenção curto desejado. Então, o oxigênio é alimentado continuamente na autoclave para manter a pressão na pressão-alvo. A pressão total na autoclave é a soma de pressão de vapor e oxigênio e também pressão contribuída por uma quantidade pequena de outros gases, tal como não-condensáveis, por exemplo, nitrogênio e argônio, que podem ser introduzidos com o oxigênio de alimentação. O oxigênio de alimentação na prática é somente cerca de 97% puro, o resto que é não-condensáveis, como mencionado.

[0077] Também é importante manter a fração de oxigênio na fase de gás (na autoclave) em cerca de 80% de oxigênio (base molar). Se a fração de oxigênio for muito menos que 80%, as reações são reduzidas. Durante operação contínua da oxidação por pressão 12, a fração de oxigênio declinará quando outros gases se formarem, uma vez que eles não são reagidos e são lentamente adicionados a fase de gás. Deste modo, os gases não-condensáveis, tal como nitrogênio e argônio (do oxigênio de alimentação), e também gás carbônico de reações de carbonatos no concentrado de cobre se acumularão na fase de gás, a menos que medidas sejam tomadas para limitar esta formação.

[0078] Para manter a fração de oxigênio na fase de gás, uma pequena purga de gás é removida em uma base contínua para reduzir a formação desses outros gases. Tipicamente, cerca de 10-20% do fluxo de oxigênio de alimentação, em termos de volume, são purgados e exauridos da autoclave. Esta purga de gás representa uma perda de oxigênio, desse modo ele é mantido a um mínimo. Um acordo razoável é deste modo feito para manter a fração de oxigênio em cerca de 80% ou mais, e simultaneamente minimizar a purga, o que corresponde a uma perda de cerca de 15% do oxigênio de alimentação.

[0079] O concentrado geralmente é em temperatura ambiente no início do processo, por exemplo, de 5°C a 30°C, dependendo de clima.

[0080] Se necessário, ou desejado, o concentrado pode ser submetido a uma etapa de moagem antes da redução do tamanho de partícula a uma faixa de tamanho ideal. Tipicamente, o concentrado deveria ter cerca de 90-95% das partículas passando por 400 mesh, isto é, 37 mícrons. Tais etapas de moagem são comuns na indústria e detalhes adicionais são, então, considerados necessários nesta descrição.

[0081] Se o concentrado está na forma sólida, então ele é primeiro misturado com água suficiente para formar uma pasta 8 que pode ser bombeada facilmente na autoclave. Uma tal pasta é tipicamente acerca de 60-65% em peso de sólidos.

[0082] Esta pasta inicial 8 é então misturada com uma solução aquosa (descrita abaixo) e submetida à oxidação por pressão 12 na autoclave. O processo é realizado melhor continuamente, assim a solução aquosa e o concentrado são ambos bombeados na extremidade de alimentação da autoclave continuamente, e a pasta de produto descarregada continuamente da outra extremidade da autoclave para manter um volume constante de pasta reagindo sempre na autoclave.

[0083] As condições típicas durante a oxidação por pressão 12 são: (i) uma temperatura de cerca de 125°C a 160°C; (ii) uma pressão total de cerca de 1000 kPag a 1600 kPag (incluindo pressão de vapor e oxigênio, como também pressão de conteúdo menor de outros gases, tais como nitrogênio, argônio e gás carbônico); (iii) um tempo de retenção na autoclave de cerca de 15-120 minutos; (iv) cerca de 100-300 g/L de sólidos na pasta combinada (isto é, após a mistura da pasta inicial com uma solução aquosa); (v) a pasta de descarga final tem pH de cerca de 0,5-3,5; e (vi) pressão parcial de oxigênio é cerca de 700 kPag a 1300 kPag.

[0084] A solução de alimentação aquosa (fluxo 13 na Figura 1) para a autoclave geralmente é reciclada de outras partes do processo, e contém tipicamente cerca de 5 a 20 g/L de Cu, 4 a 25 g/L de Cl e ácido livre quando necessário, porém tipicamente cerca de 5-50 g/L de (H2S04). O ácido fresco adicional como H2S04 é adicionado às soluções de reciclo para obter o ácido livre total desejado. No começo, ácido clorídrico suficiente é adicionado para obter a concentração de cloreto desejada. A solução de alimentação aquosa 13 também contém sulfato quando necessário para manter os outros componentes na solução. Deste modo, a solução aquosa de alimentação 13 (também chamda "ácido de alimentação") é uma mistura de cobre, sulfato, cloreto e íons de hidrogênio, em alguma combinação. Outros elementos podem estar presentes devido à reciclagem da solução, por exemplo, Fe que pode ser de 0-5 g/L, e o acúmulo inerente de impurezas menores, tal como Mg e Zn.

[0085] As reações que ocorrem durante a oxidação por pressão 12 são tipificadas pela reação do mineral Cu mais comum, isto é, calcopirita: (1) [0086] Na reação (1), o Cu no mineral de sulfeto é oxidado e é convertido para sulfato de cobre, uma espécie solúvel aquosa, isto é, Cu entra na solução, que ocorre em condições ácidas (isto é, pH abaixo de 2,0), na pressão operacional típica e temperatura de cerca de 150°C. Porém, se o pH de descarga for acima de 2,0, o sulfato de cobre começa a hidrolisar para sulfato de cobre básico sólido (CuS04.2Cu(0H)2) na autoclave e o cobre ficará na fase sólida em vez de lixiviar na fase aquosa: (2) [0087] Deste modo, a reação total durante a oxidação por pressão 12 (se todo o sulfato de cobre na solução hidrolisar) é uma combinação de reações (1) e (2): [0088] Na prática, ambas as reações (1) e (3) podem ocorrer, (isto é, nem todo o sulfato de cobre hidroliza) dependendo do pH da pasta final, que em troca depende do equilíbrio ácido na oxidação por pressão 12. A reação (1) consome ácido, e geralmente algum ácido é adicionado na solução de alimentação aquosa 13, (consequentemente, seu termo alternativo "ácido de alimentação"). Porém, também há algumas possíveis reações laterais que ocorrem simultaneamente que produz ácido, particularmente se pirita estiver presente no concentrado, como geralmente ocorre para concentrados de cobre. Esta situação é descrita também abaixo.

[0089] Reações semelhantes existem para outros minerais de cobre comuns tal como bornita, covelita e calcocita, e os minerais de Zn, Ni e Co correspondentes, a não ser que a hidrólise destes metais tenda a não ocorrer sob estas condições, assim as reações prevalecentes são semelhantes à reação (1) e não (3).

[0090] No caso dos minerais de Fe, pirita e pirrotita, as reações são tipicamente: (4) [0091] Será notado que pirita produz ácido na reação (4), considerando que pirrotita não produz (reação (5)).

[0092] O ácido produzido por pirita desempenha um papel principal na determinação do equilíbrio ácido na oxidação por pressão 12. Se o ácido produzido por reação (4) mais qualquer ácido adicionado na solução de alimentação 13 for maior do que o ácido consumido na reação (1) (e suas contrapartes para outros minerais de metal de base como notado), então haverá um excesso de ácido e a reação (2) será limitada ou não-existente. Em tal caso, Cu em um concentrado que é oxidado também será lixiviado em parte ou completamente na solução.

[0093] Reciprocamente, se o equilíbrio de ácido é tal para gastar todo o ácido criado ou adicionado, então a reação (2) prevalecerá e a maioria do Cu no concentrado que é oxidado será simultaneamente hidrolisado para forma sólida, isto é, o sal de cobre básico.

[0094] Todas as reações de oxidação acima são exotérmicas e as porcentagens de sólido (isto é, relação dos dois fluxos de alimentação, isto é, a pasta inicial 8 e solução de alimentação aquosa 13) geral mente é ajustada no processo para tirar proveito desta característica. A pasta combinada pode, deste modo, alcançar uma temperatura operacional na autoclave de cerca de 150°C (a partir das temperaturas ambientes dos fluxos de alimentação de 15°C-40°C) sem recurso para adição ou remoção de calor externa (resfriamento).

[0095] Neste sentido, o processo pode ser dito funcionar autogenamente, o que evita o custo de aquecimento ou resfriamento dos fluxos da alimentação ou produto. Esta é uma vantagem distinta ao lidar com os fluxos de pasta que normalmente têm problemas de escamação em permutadores de calor.

[0096] Porém, às vezes, calor insuficiente é gerado para o percentual de sólidos desejado para operação autógena, assim algum calor pode ser adicionado à solução de alimentação aquosa 13. Esta situação ocorre quando minerais secundários, tais como calcocita, estão presentes, e menos exotermicidade é percebida comparada a calcopirita, por exemplo.

[0097] Reciprocamente, quando pirita está presente em quantidades grandes no concentrado, quantidades correspondentemente grandes de calor são geradas. Neste caso, a solução de alimentação 13 deve ser mantida tão fria quanto o possível, até mesmo por uso de torres de resfriamento para remover o calor, e também o percentual de sólidos é reduzido até onde possível para prevenir a temperatura operacional da oxidação por pressão 12 aumentando para acima da temperatura designada.

[0098] É indesejável para operar a oxidação por pressão 12 acima de 160°C quando enxofre elementar líquido (que é um produto da reação na autoclave), sofre uma transformação de fase de um estado fluido para um estado viscoso. Esta viscosidade elevada é prejudicial ao processo e, deste modo, 155°C é escolhido como um limite prático embora excursões pequenas na faixa de 155°C a 160°C sejam permissíveis. Sabe-se que o enxofre elementar também oxida rapidamente sob estas condições para ácido sulfúrico acima de 160°C, o que é indesejável, criando ácido e calor em excesso, gastando oxigênio.

[0099] Foi encontrado benéfico em algumas circunstâncias ao adicionar um tensoativo à pasta de alimentação 8 para modificar a natureza do enxofre elementar dentro da autoclave, e quando descarregado da autoclave, isto é, para tornar as partículas de enxofre divididas mais finamente. O tensoativo reduz a tensão de superfície da fase de enxofre líquida na temperatura operacional, conduzindo a gotinhas pequenas em lugar de glóbulos líquidos grandes na autoclave, e partículas de sólido pequenas correspondentes na pasta de produto após a solidificação.

[00100] Esta característica ajuda na extração de ouro em alguns casos, e pode ser realizada adicionando-se um tensoativo, tal como lignosol ou derivados relacionado, tal como lignossulfonato de cálcio. Outros tensoativos tal como quebracho são conhecidos para realizar uma função semelhante no processo relacionado de lixiviação por pressão de zinco e provavelmente também seriam eficazes aqui.

[00101] A pasta de produto 9 na autoclave é descarregada em duas etapas, (que podem ser combinadas), isto é: (a) descarga da autoclave, ou em batelada ou continuamente; e (b) resfriamento e depressurização, para permitir outro processamento, tal como filtração, etc.

[00102] No modo de descarga de batelada, as duas etapas são tipicamente separadas, geralmente (b) e em seguida (a) por razões práticas.

[00103] No exemplo presente, a pasta 9 é descarregada em modo contínuo, de temperatura e pressão elevada a pressão atmosférica e uma temperatura reduzida de cerca de 95°Ο102Ό, (dependendo de ambos elevação de sítio, isto é, pressão ambiente e composição de solução). Deste modo as duas etapas são essencialmente combinadas.

[00104] A descarga da pasta pressurizada a quente 9 da autoclave é feita muito rapidamente de forma que haja uma liberação substancialmente instantânea de pressão. Esta forma de descarga de pasta é conhecida como “flashing", desse modo a pasta é resfriada quase imediatamente pela liberação de excesso de pressão, isto é, liberação de vapor e oxigênio, indicada pela seta 10 na Figura 1. A liberação é controlada por um afogador e ocorre em uma fração de um segundo, por exemplo, milissegundos. O afogamento iguala a descarga com o volume de alimentação à autoclave, de forma que não haja nenhuma mudança no volume.

[00105] Não se sabe exatamente por que o flash é tão benéfico, porém o raciocínio é como segue: a) A temperatura da pasta durante a oxidação por pressão 12, isto é, antes da descarga, é acima do ponto de fusão de enxofre elementar, que é cerca de 115°C; b) Ao realizar o flash a pasta quente de, diga-se 150°C a 100°C, o enxofre elementar que está presente na pasta quente em forma líquida, é transformado rapidamente para a forma sólida, uma vez a temperatura cai substancialmente abaixo do ponto de fusão; e c) Ao alcançar uma queda rápida na temperatura e desse modo fazer com que a transformação de líquido-sólido seja extremamente rápida, as partículas sólidas de enxofre que são produzidas são excessivamente finas.

[00106] Surpreendentemente descobriu-se que este método tem o benefício de permitir extração muito mais elevada de metais preciosos subsequentemente do resíduo de lixiviação (após a extração de metal de base).

[00107] Esta despressurização flash é indicada em 14 na Figura 1.

[00108] Tipicamente, a pasta de descarga 9 da oxidação por pressão 12 é somente ligeiramente ácida, pH 2-3, em que a maioria dos minerais de cobre no concentrado de alimentação é convertida para o sulfato de cobre básico sólido, em lugar de ser lixiviado em solução. Então, nesta faixa de pH, o sulfato de cobre aquoso hidrolisa da solução para formar um sólido, pelo menos em parte. O sólido é então tratado para recuperação de cobre em uma etapa de lixiviação ácida subsequente, tipicamente em pressão atmosférica.

[00109] Porém, como indicado acima, há uma variação do processo, por exemplo, para concentrados de cobre que são elevados em pirita.

[00110] Com tais concentrados de cobre, a oxidação de enxofre para sulfato (oxidação de enxofre) durante oxidação por pressão 12 é frequentemente muito mais elevada do que a média, por exemplo, 1030%. Nestes casos, o fluxograma do processo tem que ser modificado para acomodar o ácido em excesso produzido, o que reduz o pH da pasta de 9 para pH < 2, o que previne a hidrólise dos íons de cobre como o sal de cobre básico. Neste caso, nenhum sal de cobre básico é formado e essencialmente todo o Cu é lixiviado na solução durante a oxidação por pressão 12, deste modo eliminando a necessidade da lixiviação ácida subsequente.

[00111] Para alcançar os melhores resultados em tais casos onde a lixiviação ácida é eliminada, o pH é deliberadamente mantido ainda mais baixo no referido pH 1,0-1,5 (correspondendo a cerca de 10-20 g/L de ácido livre), na descarga de oxidação por pressão. Uma vez que a concentração de cloreto na oxidação por pressão 12 já é elevada em cerca de 12 g/L de Cl, e a temperatura está em uma faixa elevada, o efeito combinado é para simular ou até mesmo melhorar nas condições da lixiviação ácida subsequente, tendo isso ocorrido, de modo a remover o cobre solúvel em cianeto do resíduo.

[00112] A pasta 9, que é descarregada do recipiente de pressão por flash 14, normalmente na faixa de cerca de 10-30% de sólidos, é submetida à separação de líquido-sólido, como mostrado em 18. Tipicamente, isto é, feito em duas fases primeiro engrossando-se a pasta em cerca de 40-60% de sólidos, e em seguida o escoamento do espessante sendo filtrado, por quaisquer dos métodos de vácuo ou pressão conhecidos.

[00113] Se necessário, a lavagem pode ser feita no estágio de filtração para remover líquido de lixiviação arrastado da massa filtrante, especialmente no caso de concentrados que têm alto teor de pirita, onde não há nenhuma segunda operação de lixiviação ácida.

[00114] Para facilitar a filtração da pasta quente, que é cerca de 95°C-102°C após o flash 14, parte do transbordamento do espessante é resfriada melhor através de métodos conhecidos, (tal como uma torre de resfriamento), e este fluxo resfriado retornado para o espessante para reduzir a temperatura operacional do espessante para cerca de 65°C ou mais baixa, adequado por filtrar com a maioria dos filtros.

[00115] O resto do transbordamento do espessante (indicado como 19 na Figura 1) é, em seguida, enviado para extração de cobre por solvente, como mostrado em 20.

[00116] O filtrado do filtro normalmente é mandado de volta ao espessante para clarificação adicional, e a massa filtrante enviada para a lixiviação ácida subsequente, se necessário, antes de ser tratada para recuperação de ouro e prata.

[00117] Na lixiviação ácida subsequente, o resíduo de sólido da oxidação por pressão 12 é lixiviado em uma solução de ácido diluído quente que contém cloreto, para minimizar o conteúdo de cobre solúvel em cianeto. Isto é, chamado como "lixiviação ácida aumentada", denotado como "EAL", (indicado pelo número de referência 16 na Figura 1) para distinguir da etapa de lixiviação ácida subsequente (lixiviação atmosférica), denotada como "AL", do processo da patente 708. As condições da lixiviação ácida aumentada 16 são contatadas beneficiar a lixiviação de metal precioso subsequente (com soluções de cianeto), onde o cobre é um consumidor principal de cianeto.

[00118] A reação principal na lixiviação ácida aumentada 16 é a dissolução de sulfato de cobre básico por ácido sulfúrico: [00119] [CuS04.2Cu(0H)2] + 2 H2S04 -> 3 CuS04 + 4 H20 (6) [00120] O ácido sulfúrico pode ser convenientemente fornecido através de rafinato de extração por solvente, a ser descrito depois.

[00121] As condições são semelhantes para a etapa de lixiviação atmosférica descrita na patente 708, porém são mais severas, com um ou mais aumentos tais como: (i) temperatura mais elevada: 50°C-95°C, preferivelmente 75°C, em vez de ambiente ou 20°C-40°C; (ii) tempo de retenção mais longo: 2-4 horas, preferivelmente 3 horas, em vez de 60 minutos; (iii) concentração de cloreto mais elevada na solução de lixiviação: 2-10 g/L, preferivelmente 4 g/L, em vez de 0,1 - 1,0 g/L; e (iv) pH mais baixo ou acidez mais elevada: pH 1,0-1,5, preferivelmente 1,3, em vez de pH 1,6-2,0.

[00122] Nem todos estes aumentos precisam ser implementados ao mesmo tempo, porém os benefícios parecem fluir de uma combinação destes aumentos.

[00123] A reação (6) não totalmente avança para conclusão da lixiviação atmosférica "normal" descrita na patente 708 e referida acima como a "lixiviação ácida subsequente". Tipicamente, 3-7% do conteúdo de Cu é deixado no resíduo, o que é aparentemente principalmente devido ao sulfato de cobre básico não-reagido, talvez misturado com ou absorvido em hematita. Infelizmente, alguns destes Cu "não-lixiviados" deixados em cima após a lixiviação atmosférica (AL) são solúveis em cianeto, isto é, forma cianeto de cobre solúveis nas fases subsequentes do processo.

[00124] Porém, descobriu-se que este Cu solúvel em cianeto pode ser substancialmente reduzido pela lixiviação aumentada 16 (EAL), descrita acima.

[00125] A lixiviação aumentada 16 é tipicamente realizada em um trem de reator de 3-4 tanques agitados, com transbordamento de gravidade conectando os tanques em série. Os tanques são moderadamente agitados, para fornecer mistura adequada de líquido e sólido. O coágulo normalmente é adicionado no último (4o) reator para ajudar a coagular os sólidos finos, o que ajuda na floculação usada na operação de espessamento subsequente.

[00126] A filtração dos sólidos de lixiviação resultantes da lixiviação aumentada 16 é impedida pela presença destes sólidos finos, porém, felizmente, eles engrossam muito bem, contanto que a coagulação e floculação adequadas sejam usadas, produzindo fluxos de escoamento de 45-55% de sólidos em tempos de ajuste razoáveis.

[00127] A pasta resultante da lixiviação 16 é, então, bombeada para uma série de 3-6 espessantes para lavagem contracorrente, (circuito de CCD) com água de lavagem adicionada no último espessante e pasta alimentados pelo primeiro espessante. Os circuitos de CCD são uma tecnologia bem estabelecida na qual o transbordamento do espessante de cada espessante se move para uma direção oposta ao escoamento de espessante, deste modo assegurando uso mais eficiente de água de lavagem.

[00128] A água de lavagem (fluxo 138 na Figura 1) usado neste circuito de CCD é em parte derivada de a jusante no processo como mostrado na Figura 1. O fluxo 138 é um rafinato neutralizado de uma etapa de neutralização subsequente 35 (vide abaixo) com somente quantidades diluídas de cobre e ácido dissolvidos, tornando-o adequado para propósitos de lavagem.

[00129] Água de lavagem adicional pode ser adicionada na forma de água fresca dependendo do equilíbrio de água do circuito de CCD-EAL inteiro. A água fresca ajuda a remover quantidades menores de cobre de líquido transportando cobre arrastado no circuito de CCD.

[00130] É uma vantagem deste processo que a maioria da água de lavagem seja gerada internamente, desse modo permitindo que todo o processo funcione com um equilíbrio de água positivo, isto é, a água é toda adicionada, ao invés de um excesso de efluente líquido ser disposto de qual poderia criar assuntos ambientais. Em princípio, o processo total opera sem qualquer tal efluente líquido e é considerado então como um ciclo "fechado".

[00131] O resíduo lixiviado da lixiviação aumentada 16 é, deste modo, separado da solução de lixiviação engrossando-se com lavagem, para remover o líquido arrastado para a extensão prática máxima.

[00132] O escoamento de espessante final é, em seguida, geralmente filtrado como parte da operação 17 para produzir uma massa filtrante 31, que está pronta para a extração de metais preciosos.

[00133] O produto de líquido do circuito de circuito de CCD é o transbordamento do primeiro espessante, que é o líquido de lixiviação fecundo 22 que é submetido à extração por solvente 26.

[00134] O benefício principal da lixiviação ácida aumentada (EAL) 16 comparada à lixiviação ácida (AL) da patente '708 é a redução em conteúdo de cobre solúvel em cianeto do resíduo resultante, que sucessivamente resulta em: [00135] Recuperação de cobre melhorada para o processo total, cerca de 1% de recuperação extra, por exemplo, de 96% a 97% total; e [00136] Consumo de cianeto reduzido para a lixiviação de cianeto devido a formação de cianeto de Cu reduzida. Este é o efeito principal, uma vez que se pode reduzir formação de cianeto de Cu por mais de três vezes em alguns casos.

[00137] Será notado que um efeito colateral da lixiviação ácida aumentada 16, comparado com a lixiviação atmosférica "normal" (AL), é a lixiviação de Fe aumentada ao mesmo tempo em que Cu é lixiviado. Acredita-se que a reação seja: (7) [00138] Tipicamente, o líquido de lixiviação atmosférica "normal" tem 0,5-1,0 g/L de Fe em solução junto com Cu, porém na lixiviação aumentaram 16, o conteúdo de Fe é mais alto em cerca de 3-5 g/L. Esta não é entretanto uma desvantagem séria, uma vez que a concentração de Fe alcança equilíbrio com o recicle de rafinato de extração por solvente, e a lixiviação de Fe líquida ainda é muito baixa, tipicamente cerca de 1% do Fe em resíduo. Pode ainda ser uma vantagem ter a concentração de Fe mais alta porque o rafinato geralmente é reciclado para a oxidação por pressão 12, em parte, enquanto o sulfato de Fe fornece sulfato adicional para a oxidação por pressão 12, (onde hidrolisa para Fe203 in situ, e gera ácido na autoclave), e, deste modo, reduz requerimentos de ácido e consequentemente requerimentos de evaporação.

[00139] O líquido de lixiviação fecundo (PLS), que pode ser um ou dois fluxos separados 19 e 22 produzidos pela oxidação por pressão 12 e a lixiviação ácida aumentada 16, respectivamente, são então tratados para recuperação de cobre através de extração por solvente, como mostrado em 20 e 26 respectivamente.

[00140] Será notado que o fluxo de líquido de lixiviação 19 da oxidação por pressão 12 é igual ao fluxo de transbordamento de espessante 19 referida anteriormente. Também quando a lixiviação ácida 16 é omitida, o fluxo 22 não estará presente e a extração por solvente 26 não ocorrerá.

[00141] Os fluxos aquosos 19, 22 tipicamente têm 30 -50 g/L de Cu e cerca de 10-15 g/L de ácido livre, como H2S04.

[00142] O processo de extração de Cu por solvente é conhecido na indústria. Embora o processo seja descrito como extração por solvente, de fato há duas partes distinguíveis, extração e remoção, como será descrito.

[00143] Durante a extração de Cu por solvente 20, 26, os líquidos de lixiviação 19, 22 são contatados com um extrator orgânico, tal como LIX™ 973, (de Cognis Corporation), em uma relação adequada de fases orgânicas para aquosas, tipicamente 3:1. Cada extração por solvente 20, 26 ocorre em uma série de mixer-settlers ou outro equipamento semelhante, com equipamento auxiliar, tal como bombas, agitadores e tanques de armazenamento, como requerido.

[00144] As extrações por solvente 20, 26 operam melhor em cerca de 35°C a 40°C e pressão atmosférica. A temperatura geralmente é mantida pelo calor sensível dos fluxos de entrada, isto é, os líquidos de lixiviação quentes 19, 22. Se a temperatura for excessiva, permutadores de calor ou torres de resfriamento podem ser usados para controlar a temperatura para cerca de 40°C. Reciprocamente, o calor pode ser fornecido por permutadores de calor se necessário, em climas frios.

[00145] O extrator orgânico é diluído com uma fase de querosene para desempenho ideal, tipicamente para produzir 40% em volume de extrator.

[00146] O fluxo orgânico 23 alimentado pelas extrações 20, 26 se originam na parte de remoção do processo, descrita abaixo e também referida como "orgânico extraído" (SO). Tipicamente tem 7-8 g/L de Cu em solução, dependendo da composição, isto é, a porcentagem de extrator no diluente, e outros fatores.

[00147] A mistura de fases aquosas e orgânicas nos misturadores-sedimentadores usados nas extrações 20, 26 é agitada durante cerca de 2-6 minutos, em seguida passada na zona inativa do misturador-sedimentador para permitir separação máxima das fases (por gravidade), e separada. Este processo geralmente é repetido em outro misturador-sedimentador operado no modo contracorrente ao primeiro, isto é, com o fluxo orgânico fluindo contracorrente para o fluxo aquoso.

[00148] Isto permite carregamento máximo do fluxo orgânico ao mesmo tempo em que ainda extraindo cobre máximo do fluxo aquoso.

[00149] As disposições de mistura e sedimentação alternativas são possíveis, por exemplo, colunas pulsadas de vários desígnios.

[00150] Como mostrado, o extratores orgânicos carregados 24 e 25 das extrações por solventes 20 e 26 são combinados para formar um fluxo combinado, o orgânico carregado (LO) 27, que normalmente contém 17-20 g/L de Cu, se um extrator a 40% em volume for usado. Os fluxos aquosos esgotados, "rafinato", fluxos 40 e 41, respectivamente, de cada uma das extrações por solventes 20 e 26, tipicamente contêm 10-15 g/L de Cu e 40-65 g/L de ácido livre (H2S04), e são reciclados para lixiviação adicional após possível neutralização, como será descrito.

[00151] O orgânico carregado (LO) 27 é então extraído de seu conteúdo de Cu, como indicado em 28, contatando-se com um fluxo de ácido forte 29 (também referido como "eletrólito extraído" (SE)) que é reciclado do estágio de eletroextração 30 e que converte o orgânico carregado (LO) 27 para o orgânico extraído (SO) 23. O orgânico extraído (SO) é então reciclado para as extrações 20, 26 completando o circuito, como indicado pelo fluxo 23 na Figura 1.

[00152] O eletrólito extraído 29 é enriquecido em Cu pelo processo de extração 28, e é convertido assim convertido para eletrólito fecundo (PE) 32, que é enviado para a eletroextração 30 para recuperação de Cu.

[00153] O rafinato 41 produzido pelo circuito de extração por solvente 26 é ácido. Parte disto é, necessária para a oxidação por pressão 12 ou para a lixiviação ácida aumentada 16 ou ambos, como descrito acima. Porém, geralmente há um excesso de rafinato 41 que é neutralizado como descrito abaixo.

[00154] O rafinato 41 é dividido, como mostrado em 44, em três fluxos 46, 47 e 48. O rafinato dividido 44 é determinado pelas necessidades da oxidação por pressão 12 e da lixiviação 16, com o restante sendo neutralizado, como indicado em 35.

[00155] O eletrólito fecundo 32 (PE) contém cerca de 45-50 g/L de Cu e cerca de 150-160 g/L de ácido livre (como H2S04), e é submetido à eletroextração 30 para reduzir a concentração de Cu em cerca de 10-12 g/L de Cu e produzir metal de cobre na forma de cátodos de pureza elevada. A eletroextração 30 normalmente é realizada em modo contínuo, com os cátodos sendo extraídos a cada 5-8 dias.

[00156] Durante o processo de eletroextração 30, o eletrólito fecundo 32 é convertido de volta ao eletrólito extraído 29 com conteúdo de Cu esgotado, porém acidez mais elevada. A composição do eletrólito extraído 29 é aproximadamente 35-40 g/L de Cu e cerca de 170-180 g/L de ácido livre, que é então usado para mais extração no circuito de extração por solvente. Isto completa o ciclo para o eletrólito extraído-eletrólito fecundo.

[00157] Durante a oxidação por pressão 12 uma quantidade pequena do enxofre no concentrado é oxidada para sulfato, que deve ser removido para prevenir acumulação. A maioria desta oxidação de enxofre é devido à reação de pirita (4) acima.

[00158] O sulfato é removido em parte neutralizando um ou ambos dos dois fluxos de rafinato 40 e 41 das extrações de por solvente 20 e 26, como mostrado em 33 e 35 na Figura 1. Na prática somente uma fração do rafinato 41 é neutralizada uma vez que nem todo o ácido deveria ser neutralizado, o restante é necessário para a lixiviação 16 e/ou alimentação ácida para a oxidação por pressão 12, como mostrado na reação (1), por exemplo.

[00159] A neutralização 33, 35 é respectivamente efetuada no rafinato 40 da extração por solvente 20 e na fração selecionada (o fluxo 47 depois da divisão 44) de rafinato 41 usando pedra calcária, CaC03, para reagir com o ácido livre nos fluxos aquosos. Este processo é realizado em uma série de tanques agitados conectados em série com transbordamento de gravidade, muito parecido com o processo de lixiviação ácida aumentada 16. O processo forma gesso, CaS04.2H20 como um subproduto sólido, que é filtrado e é lavado como mostrado em 36 e 37. As massas filtrantes de gesso de ambas as etapas de filtração 36 e 37são combinadas para disposição. O fluxo filtrado ou neutralizado da etapa de filtro 36 é então misturado com o resto do rafinato ácido (fluxo 46), como indicado em 38, e o produto é o fluxo de alimentação 13 usado para oxidação por pressão 12, completando o circuito. O filtrado da neutralização 35 é usado como uma lavagem 138 no circuito de CCD (separação de líquido-sólido 17) depois da lixiviação ácida aumentado 16. O fluxo 48 é reciclado para uso na lixiviação 16.

[00160] O resíduo 31 da etapa de lixiviação ácida aumentada 16 (depois da separação de líquido-sólido 17), pode ser submetido à flotação, como mostrado em 50 na Figura 2, dependendo do conteúdo de ouro e prata. Na variação de processo onde a etapa de lixiviação 16 é omitida, o resíduo 31 certamente estará vindo da oxidação por pressão 12 e da separação de líquido-sólido 18.

[00161] Depois das separações de líquido-sólido 17, 18, o sólido é submetido à lavagem completa para remover a solução arrastada até onde praticamente possível, uma vez que isto beneficia a extração de metais preciosos reduzindo-se o consumo de compostos Cu solúveis em particular.

[00162] O propósito de flotação 50 é rejeitar um fluxo de alimpaduras 52 com valores mínimos em metais preciosos, tipicamente < 0,5 g/t de equivalente de ouro, ou prata, e ainda recupera mais que 90% dos metais preciosos do resíduo 31 da lixiviação 16 em um concentrado de flotação 54. A flotação 50 objetiva principalmente rejeitar os óxidos de ferro e a ganga nas alimpaduras 52.

[00163] Os constituintes principais que são recuperados no concentrado 54 são enxofre elementar, sulfetos não-reagidos, e de modo importante, os metais preciosos.

[00164] A flotação 50 é uma etapa opcional, não necessária em todos os casos, porém útil para concentrados com graus particularmente baixos de ouro e prata onde os graus baixos podem não ser suficientes para tornar a recuperação de ouro-prata econômica.

[00165] Reciprocamente, a flotação 50 não é útil para materiais de grau elevado como as perdas para as alimpaduras 52 provavelmente constituiría uma penalidade econômica. Embora o processo de flotação 50 seja eficiente, ele nunca é 100% eficaz e algumas perdas menores (1-10%) de metais preciosos para o fluxo de alimpaduras 52 são inevitáveis.

[00166] Porém, rejeitando-se as alimpaduras 52, o concentrado de flotação 54 assim produzido tem uma massa mais baixa, com concentração aumentada de metais preciosos e, então, custos mais baixos na recuperação de ouro-prata subsequente.

[00167] A perda de massa depende da proporção de enxofre elementar e sulfetos não-reagidos no material de alimentação, porém geralmente cerca de 30-65% de perda de massa pode ser obtido com um aumento correspondente de 1,5 a 2,5 vezes no conteúdo de metal precioso, (como g/t).

[00168] A rejeição das alimpaduras 52 tende a diminuir os custos na etapa de cianuretação subsequente. Isto é, particularmente útil onde os valores de ouro e prata são baixos, e pode ser insuficiente para suportar os custos do processo, a menos que alguma atualização possa ser obtida.

[00169] O processo de flotação 50 segue princípios bem estabelecidos para flotação. Um vez que o enxofre elementar é o componente principal a ser flutuado, e é o mineral flutuado facilmente, a flotação requer reagentes mínimos, somente uma dose pequena (20100 g/t) de outros, tal como Aeroflot® (Cytec Corp.), e cerca de 50-100 g/t de coletor tal como Aero® 5688 (Cytec Corp.). A recuperação de metal precioso pode ser aumentada através de coletores de ouro-prata especiais, tais como Galactosol® (Cognis Corp.) [00170] A flotação 50 geralmente é realizada em pH natural do resíduo 31, depois de pasta em água, isto é, acima do pH 1,5-2,5. O circuito de flotação tipicamente tem exatamente seis células mais ásperas, sem limpadores ou sequestrantes, e tem um tempo de retenção total de cerca de 30-120 minutos.

[00171] Depois da flotação 50 o concentrado (pasta) é filtrado 51 (vide Figura 2) para produzir o concentrado (massa filtrante) 54.

[00172] Dependendo do conteúdo de enxofre do resíduo 31, o concentrado 54 desse modo produzido geralmente tem uma recuperação de massa de cerca de 35%-70% do resíduo 31. Esta extração de massa elevada garante perdas mínimas de metais preciosos na alimpadura 52.

[00173] Tipicamente a recuperação de ouro e prata no concentrado 54 é mais de 90% e a recuperação de S é até mais alta. O grau de S elementar final no concentrado 54 geralmente está entre 35% e 75%. O concentrado 54 é subsequentemente tratado para a recuperação de metal precioso e as alimpaduras 52 são descartadas para o tanque de alimpaduras, junto com resíduo final.

[00174] O concentrado de flotação (massa filtrante) 54 é suspenso como indicado em 60 onde é misturado com solução de cianeto estéril reciclado 56 para formar pasta de densidade elevada, adequada para bombeamento em um recipiente de pressão. Tipicamente a pasta acabada é cerca de 600 g/L de sólidos. A solução estéril reciclada 56 é usada em vez de água porque isto minimiza a adição de água ao circuito de cianuretação, e, deste modo, minimiza as exigências de purga para equilíbrio de água.

[00175] Cal simultaneamente extinta 58 é adicionada para neutralizar qualquer componente ácido restante no concentrado 54 e aumenta o pH para cerca de pH 10-11, em preparação para cianuretação.

[00176] Cerca de 25-de 50 kg de cal é necessário por tonelada de resíduo 54, que é indicativo que algum componente sólido do resíduo 54 está (estão) reagindo com o cal 58 durante este processo, uma vez que a quantidade é muito alta para ser considerada pela quantidade leve de ácido arrastado presente no resíduo 54. Acredita-se que haja alguma fase do tipo de jarosita presente no resíduo 54, junto com a hematita que respondería pelo consumo de cal relativamente elevado, uma vez que jarosita é conhecida por reagir com cal deste modo, e converter para óxidos de Fe simples, liberando os sulfatos de ácido no processo.

[00177] A próxima etapa no processo é a cianuretação por pressão 70 onde o resíduo novamente empolpado e neutralizado 101 da lixiviação ácida 16, ou da oxidação por pressão 12 se não há nenhuma lixiviação ácida 16, com ou sem atualização de flotação, é lixiviado com solução de cianeto (sódio) reciclado 73, sob oxigênio de pressão elevada 116, em cerca de 1000-10.000 kPag (145-1450 psig [psi manométrica]).

[00178] Ao contrário do processo da patente '474, uma etapa de remoção de enxofre (para enxofre elementar) antes da cianuretação não é requerida, deste modo grandemente simplificando o processo e reduzindo os custos. Esta simplificação é alcançada em parte pela cianuretação de duração curta, que minimiza o tempo para que a formação de tiocianato ocorra, e também pelo processo de flash que minimiza a encapsulação de metais preciosos em partículas de enxofre (elementar) sólidas depois de oxidação por pressão.

[00179] Em geral, a solução reciclada fornece a maioria do reagente de cianeto necessária para a cianuretação por pressão, porém as perdas de cianeto inevitáveis em outro lugar no circuito são compensadas pela adição de uma quantidade pequena de preparação de NaCN (103) em uma solução concentrada, por exemplo, 25-200 g/L de [NaCN], [00180] Este processo pode ser realizado em um reator de pressão suavemente agitado, (autoclave), semelhante àquele usado para oxidação por pressão 12, porém operando com menos agitação e em temperatura ambiente, isto é, cerca de 5°C-35O, embora temperaturas mais altas também possam ser usadas. O processo pode ser realizado de um modo de batelada ou contínuo, porém mais provavelmente o último é mais útil para aplicações comerciais.

[00181] Alternativamente, um reator de tubulação pode ser usado, com um comprimento longo e um diâmetro relativamente pequeno, para alcançar condições turbulentas, (com um número de Reynolds muito alto), para induzir mistura de fase adequada (gases, líquidos e sólidos), como é conhecido por tais reatores.

[00182] O tempo de retenção é comparativamente curto, (comparado a cianuretação atmosférica convencional), cerca de 30120 minutos, uma vez que surpreendentemente isto foi constatado ser suficiente para obter a excelente recuperação de metal precioso do resíduo 54 sob estas condições. Em contraste, os processos de cianuretação convencionais (atmosférico) têm tempos de retenção muito mais longos, por exemplo, 24-72 horas. O tempo de retenção pode ser variado entre os limites acima dependente da taxa de dissolução de ouro que pode diferir de concentrado para concentrado.

[00183] A cianuretação por pressão 70 foi constatada ter um surpreendente, porém muito importante benefício. O tempo de retenção curto minimiza a formação de tiocianato (NaSCN) durante a cianuretação, até mesmo com as pressões elevadas de oxigênio então empregadas. A produção de tiocianato pode ser deste modo, reduzida drasticamente, comparado a cianuretação atmosférica usando os tempos de retenção longos típicos mencionados acima. As reduções em produção de tiocianato com esta invenção podem ser até dez vezes ou mais, comparadas com cianuretação atmosférica convencional com tempos de retenção longos.

[00184] (Nota-se que ao longo desta descrição, o conteúdo de sódio da maioria dos compostos é omitido para brevidade, deste modo tiocianato de sódio (NaSCN) geralmente é simplesmente chamado "tiocianato". Cianeto de sódio é o agente de lixiviação de cianeto habitual, embora outros compostos tal como cianeto de cálcio possam ser usados. O composto de cianeto de cobre (Na3Cu(CN)4) geralmente é chamado cianeto de cobre, etc.).

[00185] Os subprodutos principais de cianuretação 70 do concentrado 54 (além de metais preciosos dissolvidos), são os cianetos de cobre, (tipicamente Na3Cu(CN)4, embora haja outros), tiocianato (NaSCN) e cianato (NaCNO). Estas são as espécies que causam consumo de cianeto elevado, e a minimização de tais subprodutos caros é então um objetivo importante desta invenção.

[00186] A formação de tiocianato em excesso em particular pode ser fatal para as economias do processo, uma vez que esta forma de perda de cianeto é geralmente irrecuperável através de métodos conhecidos.

[00187] A concentração de cianeto em solução é muito importante para esta invenção, em particular o cianeto ativo e as concentrações de cianeto totais.

[00188] Para alcançar lixiviação de ouro e prata adequada durante o processo de cianuretação por pressão em resíduos de cobre, descobriu-se ser necessário manter níveis altos de cianeto ativo, (um termo descrito em Definições de Termos abaixo). Aproximadamente 1000 ppm ou mg/L de NaCN como cianeto ativo são necessários para obter recuperação de ouro e prata elevada, embora isto possa ser variado de cerca de 500 a 2000 ppm de cianeto ativo de NaCN.

[00189] Descobriu-se também necessário limitar o cianeto total, como definido em Definição de Termos, para cerca de 3000-4000 ppm de NaCN para minimizar as perdas de cianeto como vapor de HCN, solução de cianeto arrastada no resíduo final, e também minimizar a produção de tiocianato durante a cianuretação por pressão. Na prática, a concentração de cianeto total pode ser variada de cerca de 1000 a 10.000 ppm de NaCN, porém a faixa de 3000-4000 ppm foi constatada ser ideal. Isto fornece o compromisso ideal entre perdas de cianeto, tamanho mínimo de usina de processo, e recuperação adequada de ouro e prata.

[00190] A pasta resultante 71 de cianuretação por pressão 70, que, por exemplo, é descarregada continuamente do recipiente de pressão e temporariamente armazenada em um tanque de manutenção, é filtrada como indicado em 72, e para recuperação de ouro e prata ideal é lavada primeiro com solução estéril 105, e em seguida subsequentemente com água fresca 115 para recuperação de solução de cianeto ideal. A massa de resíduo resultante (117), por exemplo, contendo menos do que cerca de 0,2 ppm de ouro está disposta para alimpaduras. Os filtrados combinados 118 (solução fecunda) são então tratados primeiro para recuperação de metal precioso como indicado em 74, ou pelo processo conhecido de absorção de carbono ou algum outro absorvente tal como uma resina proprietária desenvolvida para este propósito, e então a solução estéril resultante 76 é tratada para recuperação de cianeto antes de reciclar de volta ao recipiente de cianuretação por pressão (como indicado por fluxo 73).

[00191] O carbono ou resina carregado 75 da absorção de carbono 74 é tratado por um dos vários processos comercialmente praticados para recuperar os metais preciosos. Tipicamente isto envolve a eluição 77 do carbono ou resina seguido por eletroextração 80 do eluído 79 para obter produto de ouro/prata.

[00192] A solução estéril 76 da absorção de carbono 74 é dividida, como indicado em 130, em fluxos 104 e 132. É o fluxo 132 que é submetido ao processo de recuperação de cianeto.

[00193] O fluxo restante 104 que não é submetido ao processo de recuperação de cianeto é reciclado e dividido em 134 e 136 para fornecer os fluxos 105, 106 e 56 que são respectivamente usados para a primeira lavagem referida acima, e para cianuretação por pressão 70, e a etapa de repolpagem e neutralização 60.

[00194] O processo de recuperação de cianeto é muito complexo, e tem várias variações. Essencialmente, entretanto, a solução estéril 76 tem que ser tratada para remover os três subprodutos listados acima, isto é, Cu, tiocianato e cianato, ou eles se formarão indefinidamente na solução de reciclagem 104.

[00195] O cianeto de cobre são tratados principalmente por uma modificação melhorada do processo AVR bem conhecido (Ácido-Volatilização-Reneutralização), no qual a maioria do cianeto fixo no complexo de cianeto de cobre é recuperado como cianeto ativo (NaCN), e reciclado de volta para mais lixiviação de ouro e prata (fluxo 73). Deste modo, o cianeto convertido para cianeto de cobre não é uma perda de cianeto líquido, porém representa um custo no processo de reciclagem. O cobre no complexo de cianeto é precipitado como CuCN sólido, Cu2S sólido (com agente de precipitação de sulfeto tal como NaSH), vide abaixo, ou preferivelmente como CuSCN sólido. Na maioria dos casos, tal Cu pode ser recuperado de tais precipitados através de processamento subsequente, por exemplo, reciclando-se (fluxo 82) para a oxidação por pressão 12, e então não representa uma perda em recuperação de Cu.

[00196] Geralmente, descobriu-se benéfico para usar precipitação de CuSCN para remoção de Cu, uma vez que isto simultaneamente remove íons de tiocianato da solução de cianeto de recirculante. Este processo ocorre durante o processo de acidificação e precipitação 78 quando a solução estéril 132 é acidificada com H2S04 (113) para reduzir o pH de alcalino (pH 10-11) para a região ácida (pH 2-4). Em solução ácida, os complexos de cianeto de cobre são instáveis formando íons de HCN e Cu+ e Na+, deste modo permitindo os íons de Cu+ reagir com os íons SCN" e forma CuSCN insolúvel. A reação total é: (8) [00197] Porém, a extensão de reação (8) para remoção simultânea de Cu e SCN de solução é naturalmente limitada pelo componente que está presente em menos quantidade. Dependendo do material de alimentação para cianuretação por pressão 70, e das condições em cianuretação por pressão 70, neste aspecto pode ser formado excesso de Cu ou excesso de SCN. Por exemplo, os tempos de retenção mais longos em cianuretação por pressão 70 conduzem para a produção de SCN elevada, e lixiviação inadequada na lixiviação de ácido 16 leva a presença elevada de Cu na cianuretação por pressão 70. Além disso, a produção de SCN na cianuretação por pressão 70 parece variar de um alimente de material para outro por razões que não são completamente entendidas até agora.

[00198] Quantidades em excesso de Cu (acima e sobre as exigências para reação (8)) podem ser removidas por quaisquer das acidificações para precipitar CuCN sólido como na seguinte reação: [00199] (9) [00200] Ou por sulfidização com um reagente tal como NaSH para precipitar Cu2S sólido, como na reação abaixo: (10) [00201] O SCN em excesso pode somente ser removido através de purga de solução estéril pelo circuito de destruição de cianeto 90, vide abaixo.

[00202] O terceiro subproduto mencionado acima é cianato, ou NaCNO. Quantidades pequenas deste composto são formadas durante a cianuretação 70 e são acreditadas serem relacionadas com a redução de íons cúpricos (Cu2+) para íons cuprosos (Cu+) durante cianuretação de cobre. Surpreendentemente, a quantidade de CNO formada é bastante pequena, e menos que seria esperado da cianuretação de Cu, porém é significante ainda assim. O cianato tende a se acumular na solução de cianeto em recicle, e deve ser removido eventualmente de alguma maneira.

[00203] O CNO e qualquer íon de SCN residual podem ser purgados fora do circuito no tanque de alimpaduras uma vez que a solução foi tratada para destruição de cianeto 90, quando estas espécies para nosso conhecimento não são consideradas tóxicas.

[00204] O processo de acidificação 78 para recuperação de cianeto é realizado em reatores fechados para conter todos os vapores de HCN, com adição contínua de ácido sulfúrico 113 a cerca de pH 2-4. Um único reator de tubo é adequado com um tempo de retenção de cerca de 15-45 minutos a temperatura ambiente. Nenhum agitador mecânico requerido como um misturador estático é suficiente.

[00205] A pasta acidificada 81 é filtrada por um filtro fechado, como indicado em 84, para remover os sólidos de CuSCN 82 e outros sólidos precipitados, tal como CuCN, deixando ambas as fases gasosas e aquosas juntas no filtrado 85 que tem baixo teor de cobre. A massa filtrante pode ser lavada com água fresca 114, e reciclada para a oxidação por pressão 12 para recuperação de Cu.

[00206] A mistura de filtrado/gás 85 é dividida 88 em dois fluxos 86 e 87, como indicado em 88. Um fluxo 86 vai para neutralização 89 e o outro fluxo 87 vai para extração de HCN 92 e absorção 94 para remover a maioria do cianeto antes do estágio de destruição de cianeto 90.

[00207] A divisão 88 é determinada parcialmente pela necessidade para equilíbrio de água (o fluxo enviado para extrair 92 é eventualmente descartado), e em parte pela necessidade de limitar o tenor de cianeto total no fluxo estéril reciclado 73 (para limitar as perdas de vapor de HCN ao longo do circuito). Um limite superior de cerca de 3000 ppm de NaCN total é constatado ser adequado para minimizar tais perdas voláteis.

[00208] O tenor de cianeto é em troca amplamente determinado pela concentração de Cu que complexa o cianeto. Quando a lixiviação de Cu for baixa, os tenores de cianeto também são baixos, e se baixo bastante, todo o produto acidificado podem ir para o extrator 92.

[00209] Reciprocamente quando a lixiviação de Cu é elevada, mais produto de acidificação tem que ser derrotado por neutralização 89 no lugar de extração 92, uma vez que esta rota permite que mais Cu seja precipitado no próximo ciclo por acidificação.

[00210] O propósito de neutralização 89 é para aumentar o pH de volta até o nível usado para cianuretação por pressão 70, isto é, pH 10 -11, e permite reciclar este fluxo como líquido estéril (fluxo 73).

[00211] Cáustico 119 é usado como o reagente para a neutralização 89. Cerca de 2-4 kg de NaOH é necessário por tonelada de alimentação de resíduo para a planta. Algum NaOH adicional é fornecido pelo fluxo de produto 121 de absorção de HCN 94.

[00212] As condições durante a neutralização 89 são tipicamente 560 minutos de retenção, em temperatura ambiente, em um reator fechado, para prevenir perda de vapor de HCN. Um reator mecanicamente agitado ou um misturador estático é adequado, usando adições e descarga contínuas.

[00213] O gás de HCN é convertido de volta para NaCN durante esta operação, usando NaOH adicionado (119) ou o Na2S04 já em solução, como a fonte de Na.

[00214] Durante a extração 92, o fluxo de filtrado (produto de acidificação) 87 é extraído de sua fase de gás de HCN por contato de fluxo de ar em uma torre embalada, convenientemente realizada em um modo contínuo de operação para produzir um vapor de HCN 93 e uma solução 96 de baixo teor de cianeto. No pH usado 2-4, HCN é facilmente extraído e a recuperação de HCN virtualmente quantitativa é observada.

[00215] As temperaturas ambientes são adequadas e um fluxo de ar 107 de cerca de 1.0 litros de ar por m2 de embalagem por minuto foi adequado, embora isto possa ser variado consideravelmente.

[00216] O produto de gás 93 agora contendo HCN é então absorvido 94 em uma solução cáustica 112 de um modo contínuo, usando prática de absorção conhecida. Uma bandeja de bolha ou uma coluna embalada foi constatada ser adequada.

[00217] As condições no absorvente 94 são pH 11-12 com NaOH 112 adicionado na forma concentrada para manter este pH. O consumo de NaOH é tipicamente 2-4 kg/tonelada de resíduo.

[00218] No absorvente 94 o HCN é convertido para NaCN para produzir uma solução de NaCN 121 que em seguida vai para o reator de neutralização 89, para formar um fluxo combinado com o outro fluxo filtrado 86 que é reciclado como líquido estéril 73 para a cianuretação por pressão 70. O gás limpo 123 é vazado para atmosfera.

[00219] A destruição de cianeto 90 é usada para tratar a solução de baixo teor de cianeto 96 do extrator 92, para manter um equilíbrio de água ao longo de, e purgar algumas impurezas que de outro modo se formariam indefinidamente.

[00220] Mais particularmente, a solução com baixo teor de cianeto 96 é processada pelo circuito de destruição de cianeto 90 usando S02 ou peróxido como o oxidante 111, ar 110, e sulfato de cobre 108 (como catalisador), de acordo com tecnologia conhecida. Cal extinta 109 é usada para elevar e manter o pH em 8.

[00221] As espécies de cianeto dissociáveis de ácido forte que podem estar presente na solução 96 são eficazmente oxidadas para cianato pela mistura de ar/S02 110/111. Notavelmente, SCN não é afetado por este processo e prossegue virtualmente inalterado.

[00222] As espécies de produto principais são cianato, CNO que é considerado relativamente benigno ao ambiente e então pode ser descarregado para um tanque de alimpaduras.

[00223] Dois reatores são tipicamente usados em um modo contínuo, com controle de pH no primeiro reator com cal extinta, para ρΗ 7-9, β ar/S02 em ambos. O conteúdo de S02 da mistura de ar é tipicamente 1-2%, porém pode ser variado. O sulfato de cobre que é adicionado em uma dosagem de cerca de 0,03 kg/t de resíduo.

[00224] O tempo de retenção é cerca de 4-8 horas combinado em ambos os reatores, e temperaturas ambientes são adequadas.

[00225] A pasta de produto dos reatores de destruição de cianeto é então filtrada através de métodos a vácuo, como indicado em 98, para produzir um filtrado 100 e uma massa filtrante 102. O filtrado 100 pode ser reciclado para a oxidação por pressão 12 ou pode ser descarregado para um efluente ou para o tanque de alimpaduras.

[00226] A massa filtrante 102 consiste em grande parte em gesso (>95%) com quantidades de traço de Cu e Fe (originando como as quantidades de traço de cianeto de Fe que também lixiviam). Isto é, enviado para as alimpaduras.

[00227] Vários exemplos são agora fornecidos para demonstrar as melhoras do processo novo.

[00228] A Tabela 1A mostra os ensaios fundamentais para os concentrados diferentes usados nos exemplos. A Tabela 1B descreve a mineralogia quando determinada por um mineralogista, reconciliado com os ensaios.

Tabela 1 A: Ensaios de Concentrados usado para Exemplos Concentrado Cobre Ferro Enxofre Ouro Prata No. I 26,4% 29,9% 35,4% 8,9 g/t 64 g/t II 28,3% 25,8% 28,8% 9,1 g/t 51 g/t III 28,5% 29,9% 26,4% 12,0 g/t 32 g/t IV 28,3% 28,9% 31,7% 7,1 g/t 15,5 g/t Tabela 18iMineraloqia estimada de Concentrado usado para Exemplos Concentr Calco Covelita Borníta Calcocít Píríta Magneti ado No. píríta a ta I 63% 1% 6% x 21% x II 60% 1% 11% x 12% x III 73% x 4% 0,5% 0,5% 10% IV 82% x x x 6% x Exemplo 1 [00229] Os seguintes exemplos mostram os resultados do uso de tecnologia conhecida para tratar um concentrado de cobre-ouro, isto é, oxídação por pressão e lixiviando para extração de cobre seguido por cianuretação do resíduo para ouro e prata em pressão atmosférica (em ar) usando níveis modestos de cianeto. a) Extração de Cobre [00230] 143 g de Concentrado I, principal mente composto de calcopírita com 20% de píríta e quantidades menores de bornita, foram moídos a úmido em um moinho de bastão de laboratório para 97% passando 45 mícrons. O conteúdo de pirita é relativamente alto para um cobre concentrado, que geralmente conduz a oxidação de enxofre elevado em um processo de recuperação de cobre hidrometalúrgico, tal como o processo descrito na patente '708, Os sólidos moídos foram suspensos para 130 g/L de sólidos, usando 1050 ml_ de uma solução de CUSO4-CUCI2-H2SO4 feita para conter 12 g/L de Cl, 12 g/L de Cu, e 15 g/L de H2S04. A pasta foi colocada em uma autoclave de titânio de 2L, que foi então lacrada e externamente aquecida a 150*0. Uma vez que a temperatura alvo foi obtida, oxigênio de pureza elevada (100%) foi fornecido em pressão elevada para a autoclave alcançar uma pressão total de 1380 kPag (200 psig), à 150°C de temperatura operacional. A esta temperatura, a pasta tem uma pressão de vapor de cerca de 410 kpamanométrico, assim a pressão parcial de gases não-condensáveis foi de cerca de 970 kPag. Isto foi principalmente oxigênio, porém inclui quantidades menores de nitrogênio, apanhado durante o procedimento de selagem e qualquer C02 (que possa se formar durante o período de reação, como resultado de reações colaterais entre ácido de alimentação e quantidades menores de minerais de carbonato na amostra).

[00231] O oxigênio na autoclave foi consumido rapidamente assim que foi aplicado, devido à reação com os minerais de sulfeto, tal como a reação (1). Porém, a pressão foi mantida no recipiente em cerca de 1380 kPag por um tanque de fornecimento de oxigênio fresco equipado com um regulador de pressão constante ajustado para esta pressão. A reação foi continuada deste modo durante 90 minutos, ainda mantendo a temperatura em 150Ό por meio de rolos de resfriamento interno fornecido por água fria. Durante este tempo, a pasta foi agitada vigorosamente para alcançar dispersão boa do oxigênio dentro da pasta e alcançar taxas de reação rápidas.

[00232] A captação de oxigênio foi determinada por medição da perda de peso do tanque de oxigênio que fornece a autoclave, corrigida para perdas menores. Depois de 90 minutos sob estas condições, a pasta resultante foi resfriada a 80°C durante um período de vários minutos usando os rolos de resfriamento internos e liberando suavemente a pressão. A pasta foi então filtrada, e lavada completamente com água, produzindo 118 g de um resíduo que contém 0,96% de cobre, 10,0 g/t de ouro e 45 g/t de prata, 985 ml_ de um filtrado primário contendo 44 g/L de Cu, 12 g/L de Cl, 9 g/L de ácido livre, pH de 1,39, e 2125 ml_ de um filtrado de lavagem com 1,8 g/L de Cu, 0,5 g/L de Cl.

[00233] Devido à oxidação de pirita, a acidez do líquido de produto foi suficientemente alta que nenhum sulfato de cobre básico foi formado e todo cobre oxidado foi lixiviado. Então nenhuma lixiviação adicional foi necessária para extração de cobre que foi 97% para solução.

[00234] Nota-se que algumas perdas de ouro e prata menores foram encontradas nesta etapa devido a razões mecânicas neste aparato de teste de pequena escala. Nenhuma solubilização significante de ouro ou prata foi detectada. b) Extração de Ouro e Prata [00235] 45 g do resíduo de lixiviação de cobre foram repolpados para 390 g/L de sólidos em um béquer de vidro coberto usando 98 mL de água fresca em temperatura ambiente (200) e lev ado para um pH de 10,6 usando 2,3 g de cal na forma de pasta (250 g/L de pasta de cal). 0,25mL de uma solução de 100 g/L de NaCN foi adicionado a pasta para alcançar uma concentração inicial de 0,25 g/L de NaCN e começar o processo de cianuretação, A pasta foi suavemente agitada durante 72 horas a temperatura e pressão ambiente com o ingresso limitado habitual de ar. Na conclusão do teste, a pasta foi filtrada e lavada com água fresca, produzindo uma massa filtrante de 47 g que contém 8,2 g/t de Au e 24,8 g/t de Ag, 54 mL de filtrado que contém 166 ppm de cianeto total, 77 ppm de Cu, 8 ppm de SCN, 0,7 ppm de Au, 8,3 ppm de Ag, 28 ppm de CNO, e 359 mL de água de lavagem que contém 17 ppm de NaCN total, 8 ppm de Cu, 2 ppm de SCN, 0,08 ppm de Au, 0,9 ppm de Ag, e 3 ppm de CNO. A extração de ouro deste resíduo foi 15%, com base na solução e análise de resíduo. A extração de prata foi 45%.

[00236] Maiores dados e cálculos são mostrados para este exemplo nas Tabelas 5A, 5B e 5C abaixo. c) Conclusões [00237] A extração de cobre transcorreu bem, porém a extração de ouro não.

[00238] O consumo de rea gente durante o processo de extração de ouro, a 0,5 kg de resíduo de NaCN/t, foi na faixa típica para minérios de ouro, porém a extração de ouro e prata foi pobre. Então deve ser concluído que as condições do processo usadas neste exemplo (cianuretação convencional em pressão ambiente de ar), não são adequadas para o resíduo de cobre. Muito do cianeto adicionado foi consumido por formação de cianeto ou tiocianato de cobre, e cianeto livre insuficiente foi disponível para extração de ouro e prata.

[00239] Este exemplo ilustra a dificuldade fundamental que enfrenta o desafio de extrair ouro e prata do resíduo de cobre neste processo. Exemplo 2 [00240] O seguinte exemplo ilustra o efeito de aumentar a concentração de cianeto em recuperação de ouro e prata e também em consumo de cianeto. Para minimizar as perdas de cianeto devido a concentrações altas, o NaCN foi adicionado em parte no começo (10% de total) e então os 90% restantes foram adicionados lentamente ao longo do período de reação para compensar perdas de cianeto e manter um nível de cianeto mais alto sempre. a) Extração de cobre [00241] 143 g de Concentrado I (Tabela 1) foi nova mente moído e submetido à oxidação por pressão em um processo de batei ada em condições semelhantes como descrito no Exemplo 1, com exceção durante um tempo de retenção mais curto de 60 minutos. O resíduo lavado que contém 10,5 g/t de ouro e 43 g/t de prata foi usado para extração de ouro e prata. bl Extração de Ouro e Prata [00242] 121 g de resíduo da extração de cobre foram repolpados para 400 g/L de sólidos usando água fresca, e neutralizados para pH 10,6 usando cal. Um volume pequeno de 100 g/l de solução de NaCN foi adicionado à pasta para obter uma concentração inicial de 0,5 g/L de NaCN na pasta e começar o processo de cianuretação. A pasta foi (suavemente) agitada como antes em um béquer pequeno, em parte coberto, em temperatura e pressão ambiente durante 66 horas.

[00243] As adições medidas da solução de NaCN concentrada a uma taxa de 0,8 rrtL por hora continuaram ao longo das primeiras 60 horas do teste para um total de 5 g/L de NaCN adicionado a pasta. Depois de 66 horas, a pasta foi filtrada e lavada com água fresca, produzindo um massa filtrante (126 g) contendo 4,2 g/t de Au e 6,2 g/t de Ag, um filtrado (300 rrtL) contendo 1,47 ppm de Au, 10,2 ppm de Ag, 2796 ppm de cianeto total, 3500 ppm de SCN, 1098 ppm de Cu, 169 ppm de CNO, e água de lavagem (1350 rriL) contendo 166 ppm de NaCN total, 57 ppm de Cu, 172 ppm de SCN, 0,09 ppm de Au, 0,6 ppm de Ag, e 11 ppm de CNO.

[00244] A extração de ouro deste resíduo foi 58,1%, e prata foí 85,1%, com base em ensaios de sólidos.

[00245] Mais detalhes dos resultados são mostrados na Tabela 10 abaixo. c) Conclusões [00246] O cianeto extra adicionado (dez vezes mais do que no Exemplo 1) usando cianuretação convencional (a pressão ambiente) resultou em melhor extração de ouro e prata, porém ainda foi inaceitável mente baixo. Também o consumo de reagente foí muito elevado em 17,6 kg de resíduo de NaCN/t.

Exemplo 3 [00247] O seguinte exemplo repete as condições do Exemplo 2, isto é, com cianuretação sob pressão ambiente de ar e adição contínua de cianeto durante a lixiviação, porém com ainda aumento da concentração de cianeto para ainda também mostrar o efeito em recuperação de ouro e prata. a] Extração de Cobre [00248] O concentrado I fui moído novamente e submetido à oxidação por pressão em um processo de batelada em condições semelhantes como descrito no Exemplo 2, [00249] Após 60 minutos de oxidação por pressão sob estas condições, a pasta foi resfriada, filtrada para produzir um filtrado primário, e então lavada completamente com água, produzindo um resíduo que contém 1,0% de cobre, 10,5 de g/t de ouro de e 56 g/t de prata, e secundário ou um filtrado de lavagem. A extração de cobre foi 97% com base no conteúdo de cobre de resíduo e uma perda de massa de 17%. b) Extração de Ouro e Prata [00250] 75 g de resíduo (base seca) da extração de cobre foi repolpada a temperatura ambiente (~20°C) em um béquer de vidro pequeno como nos Exemplos 2 e 3, usando água fresca e levado para pH 10,6 usando cal. A densidade de sólidos da pasta depois da repolpagem foi 150 g/L de sólidos, que é mais baixo do que no Exemplo 2. Esta densidade foi escolhida porque muitas quantidades maiores de cianeto seriam adicionadas. A diminuir a densidade de sólidos, a pasta tem o efeito de diluir o cianeto em solução, deste modo diminuindo as perdas de volatilização.

[00251] 14,3 ml de solução de 100 g/L de NaCN foi adicionado à pasta para começar o processo de cianuretaçâo, com uma concentração inicial de ~3000 mg/L de NaCN na solução. Houve outras adições da solução de NaCN concentrada em intervalos periódicos para manter uma concentração de 3000 mg/L de cianeto titulado, (como determinado por titulação), vide em Definição de Termos abaixo. Entre adições de cianeto, a concentração de cianeto titulado declinou. O plote de cianeto titulado versus tempo é mostrada na Figura 3.

[00252] Houve cinco adições de solução de NaCN nas primeiras 7 horas da lixiviação de cianeto, em intervalos de 1-2 hora. Cada tempo bastante de cianeto foi adicionado para levar o cianeto titulado até o nível de 3000 mg/L.

[00253] Depois de 7 horas, o cianuretação foi continuada sem adições adicionais durante outras 17 horas (durante a noite). No día seguinte depois das titulações adicionais, foram feitas três mais adições, a última na marca de 28 horas. A pasta foi agitada durante um adicional de 20 horas, (durante um total de 48 horas) e então a experiência terminou. A pasta foi filtrada para produzir uma massa filtrante, filtrado e filtrado de lavagem que foi cada analisado como para Exemplo 1. Vide Tabela 2 para o perfil de adição de NaCN para o exemplo presente.

Tabela 2: Adições de NaCN para o Exemplo 3 Tempo NaCN g de g de dosagem de NaCN (horas) titulado NaCN NaCN cumulativa (kg de (g/L) adicionad cumulatív NaCN/t de o o alimentação) 0 3 1,4 1,4 18,7 1.3 0,61 1,1 2,5 33,3 2.3 1,5 0,73 3,23 43,1 3.3 1,25 0,86 4,09 54,5 5.3 1,04 0,98 5,07 67,6 7.3 1,14 0,95 6,02 80,3 23.3 0,23 1,43 7,45 99,3 24.8 1,18 0,95 8,4 112,0 28.8 0,89 1,13 9,53 127,1 48,0 x 0 9,53 127,1 [00254] Um total de 9,5 g de NaCN, ou 15,1 g/l de NaCN, foi adicionado ao longo do tempo de retenção de 48 horas.

[00255] Maiores dados e resultados para este exemplo são mostrados na Tabela 5A, B e C.

[00256] O líquido de produto final conteve 5040 mg/L de SCN. A recuperação de ouro e prata neste exemplo foi 91% e 98% respectivamente que foi uma melhora dos Exemplos 1 e 2. Porém, o cianeto adicionado total foi 127 kg de NaCN/tonelada de sólidos de alimentação, muito alto para um processo econômico. De ensaios de solução do líquido do produto, foi calculado que a perda de NaCN devido a formação de tiocianato era que 28 kg/t de alimentação, devido ao cobre que foi 17 kg/t de alimentação e devido a formação de cianato que foi 1,9 kg/t de alimentação. O resto foi presumivelmente devido à volatilização e qualquer cianeto não utilizado que permaneceu na solução de lixiviação. c) Interpretação dos resultados [00257] Os dados deste exemplo sâo mostrados na Figura 3, onde o nível de cianeto titulado é mostrado como uma função de tempo. Pode ser visto que durante as primeiras horas, o cianeto titulado declinou precipitada mente do alvo 3000 mg/l para 1500 mg/l ou mais baixo, depois de pouco tempo, isto é, dentro de uma hora, indicando consumo rápido de cianeto nesta fase, provavelmente devido a formação de cianeto de cobre principalmente.

[00258] No final das primeiras 24 horas, o cianeto titulado foi declinado para cerca de 200 mg/l, e com adições subsequentes de NaCN, outros (mais lento) declínios em cianeto titulado foram observados, provavelmente devido a formação de tiocianato.

[00259] No final deste teste, o cianeto total no filtrado foi medido ser 2227 mg/l de NaCN. Também a concentração de Cu no filtrado foi analisada como 802 mg/l de Cu. Destes ensaios, é possível considerar se houve qualquer cianeto ativo (vide em Definição de Termos) presente na solução neste estágio, isto é, cianeto que não é de outro modo complexado e então disponível para lixiviação de ouro.

[00260] Na amostra tomada no final do teste, o cianeto total (em uma base de peso) é insuficiente para complexar todo o Cu como o complexo de tetraciano, isto é, é menos de 3.085 vezes a concentração de Cu: (i) 802 mg/l de Cu x 3,085 = 2474 mg/l de NaCN requerido para complexar todo o Cu como complexo de tetracíaneto; (ii) 2227 mg/l de NaCN é o cianeto total observado; e (iii) Cianeto ativo calculado = 2227-2474 = - 247 mg/l, isto é, negativo.

[00261] Porém, isto (-247 de cianeto ativo) é o cálculo para o final do período de lixiviação de cianeto, isto é, 48 horas, e nenhuma adição adicional foi feita durante as últimas 20 horas, isto é, no período 28-48 horas.

[00262] Na Figura 4 o cianeto ativo calculado é mostrado como uma função de tempo. Ele variou de um baixo de -1000 mg/L de NaCN (24 horas) até +1700 mg/L, com uma média de cerca de +200 mg/L de NaCN, muito asperamente.

[00263] Nota: Cianeto ativo durante o teste foi calculado usando procedimento de cianeto titulado, com a suposição que os complexos de cobre-cia neto são titulados de Cu(CN)3'2 e Cu(CN)4'3 somente até as espécies de Cu(CN)2\ Também foi assumido toda a lixiviação de cobre na solução dentro da primeira hora, e, deste modo, o ensaio de cobre foi usado para determinar o NaCN complexa d o com cobre ao longo do teste. O cianeto ativo foi calculado do valor de cianeto titulado e deduzindo NaCN complexo como Cu(CN)2'. dl Conclusões [00264] O cianeto extra adicionado resultado em boa extração de ouro e prata (91% e 98%) devido a manter uma concentração de cianeto ativa positiva durante a maioria do período de cianuretação. Porém, o consumo de reagente foi muito alto em 127 kg de NaCN/t de resíduo. Muito do cianeto foi consumido por formação de cianeto de cobre e tiocianato, mas também houve perdas "não calculadas”, provavelmente devido à volátilização de HCN devido às concentrações de cianeto muito altas empregadas na solução e também devido ao tempo de retenção longo.

[00265] Estas condições, com 9,5 g de NaCN adicionado total a lixiviação (recipiente de cianuretação) não resultariam em um processo econômico.

[00266] Será concluído então que o processo de cianuretação convencional no resíduo de cobre, realizado em condições atmosféricas (ambiente) de temperatura e pressão, com tempos de retenção longos, é capaz de lixiviar ouro e prata, porém somente se a concentração de cianeto ativa for mantida positiva.

Exemplo 4 [00267] Os três exemplos anteriores todos empregaram modo de batelada para ambas a extração de cobre (oxidaçâo por pressão) e ouro e extração de prata (cianuretação atmosférica).

[00268] Neste exemplo é descrito o efeito de um resíduo de cobre produzido por um processo de oxidaçâo por pressão contínua em extração de ouro e consumo de cianeto durante o processo de lixiviação de ouro. O procedimento para a cianuretação foi igual como no Exemplo 3, com adições periódicas de cianeto ao longo do período de teste.

[00269] O processo de oxidaçâo por pressão usado para este exemplo é a variação de processo descrita acima que não inclui a lixiviação ácida subsequente. a) Lixiviação de Cobre - Modo Contínuo de Escala Piloto [00270] O concentrado de cobre I foi reduzido de quando recebido 42% +37 mícrons (400 mesh) a 8% +37 mícrons primeiro avaliando-se usando uma tela de oscilação equipada com uma tela de Tyler Serie 325 mesh, e em seguida moendo os sólidos enormes repolpados em um moinho de bola contínuo. Os sólidos moídos foram engrossados, e então recombinados com os sólidos pequenos para formar 65% de pasta de sólidos, suficientemente fluida para ser adequada para bombear em um recipiente de pressão.

[00271] O recipiente de pressão usado para a oxidação por pressão foi uma autoclave titânio de 66 L com aproximadamente 30 L de volume ativo de pasta, após descontar o espaço consumido pelo volume de gás interno sobre as pastas e suspensões de gotícula de líquido de gás na pasta. A autoclave de 30 cm de diâmetro foi de desígnio horizontal, cilíndrico com cinco compartimentos que foram de tamanho aproximadamente igual e separados por paredes de partição alcançando cerca de 80% da altura do compartimento. Cada compartimento foi equipado com os agitadores mecânicos, placas defletoras e pulverizadores de oxigênio para liberação eficiente e dispersão de oxigênio na pasta.

[00272] Provisão foi feita para controle da temperatura dentro do recipiente por rolos internos conectados às fontes de aquecimento ou resfriamento, (como exigido), e para consumo contínuo, porém separado de ambos os fluxos de alimentação, isto é, pasta concentrada e ácido de alimentação. A descarga foi semicontínua com base em um sensor de nível no último compartimento, para manter um nível constante no recipiente.

[00273] Devido à escala pequena da autoclave, a perda de calor devido à radiação e transmissão é muito mais alta do que seria encontrado em um recipiente de escala comercial. Embora a natureza exotérmica do processo de oxidação por pressão permita operação autógena em uma escala comercial, e realmente é um critério pretendido, nesta autoclave de escala piloto que a temperatura operacional desejada de cerca de 150°C possa somente ser alcançada com a ajuda de algum aquecimento externo, para compensar para tais perdas de calor. Este calor extra pode ser fornecido por aquecimento interno da pasta dentro da autoclave (por vapor ou água quente por rolos) ou preaquecimento externo do ácido de alimentação. O último modo foi usado neste exemplo, quando a temperatura atual da pasta durante a operação é então um indicador importante que a oxidação prossegue satisfatoriamente (ou não).

[00274] A pasta de concentrado de sólidos a 65% foi bombeado na autoclave e diluída para 130 g/L de sólidos com um fluxo de CuS04-CuCI2 ácido (reciclado a jusante no processo) contendo 14 g/L de Cu, 12 g/L de Cl, 33 g/L de ácido livre, e alguns outros componentes menores acumulados durante a operação de alça fechada contínua do processo de cobre. O ácido de alimentação foi aquecido a 115°C antes de ser bombeado na autoclave para alcançar a temperatura operacional desejada como descrito acima.

[00275] Um tensoativo, Lignosol®, foi adicionado a pasta alimentada continuamente a uma taxa de aproximadamente 1 g/L da pasta, para dispersão de enxofre. A metade do Lignosol® foi adicionada antes da autoclave e metade foi adicionada no segundo compartimento.

[00276] O oxigênio em uma pureza de 98% de 02 (equilíbrio principalmente de argônio) foi espargido na pasta de autoclave a 150°C sob agitação vigorosa para manter uma pressão total de cerca de 1380 kPag (200 psig). A pressão a vapor acima da pasta nesta temperatura é cerca de 380 kPag (55 psig), deixando cerca de 1000 kPa (145 psi) para a pressão parcial de oxigênio e outros gases. Tipicamente em operação em estado estável o conteúdo de oxigênio dos gases não-condensáveis na autoclave é cerca de 75-85%, com o equilíbrio sendo de gases principalmente inertes tais como nitrogênio e argônio, junto com algum gás carbônico. Outros gases também podem ser formados durante a oxidação por pressão. O nitrogênio e argônio na fase de gás são derivados do próprio oxigênio de alimentação, tipicamente começando em cerca de 1 - 5%, porém eles acumulam durante operação contínua devido ao consumo seletivo do oxigênio, desse modo diminuindo a fração de oxigênio em operação em estado estável. Para manter o oxigênio no nível de 75-85%, (e prevenir de falha adicional), cerca de 10-15% do fluxo de oxigênio de alimentação são purgados da autoclave como um fluxo de abertura, para impedir as impurezas tal como nitrogênio e argônio de qualquer outro acúmulo.

[00277] O gás carbônico normalmente é formado dentro da autoclave por reação de minerais de carbonato dentro da alimentação concentrada com o ácido de alimentação. Tais carbonates são um componente secundário comum em concentrados de sulfeto de cobre e como um resultado o conteúdo de gás carbônico no gás de purga é cerca de 3-10%.

[00278] O tempo de retenção dentro da autoclave foi aproximadamente 60 minutos. A descarga da autoclave foi feita em uma base semicontínua em um tanque flash não pressurizado, que liberou a super pressão de oxigênio, etc e permitiu o vapor realizar flash até que a pasta alcançasse a pressão ambiente, isto é, 1,0 atmosfera. Este processo resfriou a pasta de temperatura operacional para cerca de 95-100°C.

[00279] A pasta foi transferida para um circuito de lavagem contra corrente (CCD) antes que o escoamento fosse desidratado em uma prensa de filtro. A massa filtrante foi lavada com água fresca. Em um tempo de retenção de 60 minutos, o resíduo conteve 1,61% de cobre, 12 g/t de ouro, e 58 g/t de prata, em uma perda de massa de 23%. b) Lixiviacão de Ouro e Prata - Lixiviação Atmosférica em Batelada [00280] Uma amostra pequena (75 g) do resíduo da lixiviação de cobre foi repolpada para 150 g/L de sólidos com água fresca, neutralizado com 2,75 g de cal para alcançar o pH 10,6, e então submetida à cianuretação atmosférica, [00281] O mesmo procedimento foi usado como descrito no Exemplo 3, começando com 3000 mg/L de NaCN e subsequentemente fazendo adições periódicas de NaCN quando necessário para manter 3000 mg/L de cianeto titulado como determinado por titulação. Ao concluir o teste de 48 horas, a pasta foi filtrada e lavada com água fresca. A massa filtrante, filtrado e água de lavagem foram analisados e os resultados são mostrados nas Tabelas 5A, B e C, c) Conclusões [00282] A extração de ouro e prata {88% e 96% respectivamente) para este exemplo foi excelente, semelhante àquela do resíduo de cobre produzido por batelada no Exemplo 3. O consumo de cianeto total embora ainda muito elevado foi, entretanto, notoriamente mais baixo no exemplo anterior em 83 kg de NaCN/tonelada de alimentação, [00283] A perda de cianeto devido a tiocianato, foi semelhante ao Exemplo 3 a 33 kg/t, porém as perdas devido a cianeto de cobre e cia nato foram substancial mente reduzidas para 7,8 kg/t e 0,5 kg/t respectivamente, [00284] Isto indica o benefício positivo de oxidação por pressão contínua (na parte de extração de cobre do processo), isto é, a formação reduzida de cianeto de cobre na cianuretação subsequente.

[00285] Embora a extração de ouro tenha sido boa e o consumo de cianeto mais baixo do que o exemplo prévio, o consumo de cianeto nesta (atmosférico) cianuretação ainda foi muito mais elevado para um processo econômico.

Exemplo 5 [00286] Este exemplo ilustra operações contínuas (Usina Piloto) (atmosféricas) da lixiviação de cobre e ouro e prata. a) Lixiviação de Cobre - Modo Contínuo de Escala Piloto [00287] O concentrado de cobre II (Tabela 1) foi moído e submetido à oxidaçâo por pressão pela autoclave contínua como descrito no Exemplo 4. O concentrado de alimentação moída foi repolpado para 177 g/L de sólidos usando solução de alimentação de ácido com composição: 17 g/L de Cu, 17 g/L de ácido livre, e 12 g/L de cloreto. O conteúdo de pirita neste concentrado foi, porém, muito mais baixo do que o Concentrado I, em 12%. A oxidaçâo de enxofre não foi então suficiente para lixiviar todo o cobre dentro da autoclave, como foi para o Concentrado I, então uma etapa de lixiviação ácida subsequente foi requerida.

[00288] O resíduo de autoclave de composição 13,9% de Cu, 25,7% de Fe, 19,1% de enxofre elementar e 23,6% de enxofre total foi repolpado em rafinato ácido (de composição 0,9 g/L de Cu, 24 g/L de ácido livre (FA), 1,1 g/L de Cl, e 3,2 g/L de Fe) para 50% de sólidos e bombeado para quatro reatores de lixiviação atmosférica em série. Rafinato adicional foi adicionado aos reatores para manter um pH de 1,7 a 1,8 no reator No. 3 e lixiviar o cobre oxidado. O tempo de retenção médio nos reatores foi 72 minutos e temperatura média 36Ό. Esta lixiviação atmosférica não foi administrada sob condições melhoradas de lixiviação aumentada 16 descrita acima, porém da lixiviação atmosférica normal (AL) da patente *708.

[00289] A pasta de reator final foi diluída com líquido de lavagem de CCD (Decantação Contracorrente) e misturada com coágulo e floculante e sólidos lavados usando um CCD padrão. O transbordamento (13 g/L de Cu, 4 g/L de FA, 1 g/L de Cl, e 3,0 g/L de Fe) do primeiro espessante foi alimentado então pela unidade de extração por solvente primária. Os sólidos lavados (com composição como mostrado na Tabela 3) foram bombeados do quarto escoamento do espessante para o tanque de alimento de flotação. b1) Flotacão de Ouro e Prata de resíduo do processo de Cobre [00290] Subsequente à lixiviação de cobre, o resíduo de lixiviação atmosférica foi submetido à flotação, para concentrar o ouro e prata em uma massa menor, e, deste modo, reduzir os custos de extrações de ouro e prata, [00291] A pasta de resíduo lavado (em 50% de sólidos) sendo o resultado da extração de cobre foi bombeada para os tanques de condicionamento de flotação e então diluída para 30% de sólidos usando filtrado de lavagem das operações de prensa de filtro de concentrado de flotação. 75-150 g/t de reagente de coleta Aero 5688 " e 25 a 100 g/t de reagente de espumado de Oreprep F-507" foram adicionados aos tanques de condicionamento 15 a 30 minutos antes do processamento do material de alimentação. A pasta condicionada foi alimentada em uma série de 6 células mais ásperas. Ar comprimido em 0,085 a 0,170 metros cúbicos (3 a 6 pés cúbicos) por minuto foi forçado em cada célula para promover a espuma. A espuma coletada das células foi bombeada para um tanque de alimentação de filtro onde foi filtrada depois. 54% do peso de alimentação foram coletados como concentrado, o restante sendo descartado como alimpaduras. Antes de transferir o concentrado para cianuretação, o concentrado foi lavado com água fresca usando uma relação de solução de lavagem de 4 L para arrastada de 1 L, Os fluxos de alimpaduras, contendo uma quantidade não econômica de ouro foram filtrados por um filtro de pressão e descartados.

[00292] O resumo metalúrgico da etapa de flotação é mostrado na Tabela 3 abaixo.

Tabela 3: Resumo Metalúrgico de Flotação ' Fluxo Ãü Ãg Cu Fe (%) S°(%) STOTAL (g/t) (g/t) (%) {%) Resíduo de AL 1^2 43^ 1^1 3^6 25?l 2^6 Concentrado 21,9 77,2 1,90 24,9 48,5 53,6 Alimpaduras 1,57 6,7 1,27 39,9 2,9 6,1 Recuperação (%) 94,1% 93,0% 63,7% 43,7% 94,7% 90,2% * Recuperação foi com base em ensaios de alimpaduras e recuperação de massa de 54% [00293] O concentrado foi recuperado para lixiviação de ouro/prata como descrito abaixo. c) Lixiviação de Ouro e Prata -Cianuretacão Atmosférica Contínua [00294] Na porção de cíanuretaçâo contínua deste exemplo, um fluxograma integrado completo foi testado, de forma que a solução de alimentação para cíanuretaçâo fosse principal mente reciclada no processo. Isto é, ilustrado neste exemplo. Referência é feita à Figura 2 e à descrição acompanhante.

[00295] Porém, deveria ser notado que neste exemplo, o processo de cíanuretaçâo foi administrado ainda em pressão atmosférica, (como em todos os exemplos prévios até este ponto), considerando que a Figura 2 e sua descrição acompanhante se referem à cíanuretaçâo por pressão usando oxigênio, que será ilustrado em exemplos posteriores.

[00296] Uma diferença de exemplos prévios, porém, foi que o oxigênio foi pulverizado nos reatores abertos, ao invés de usar ar ambiente. Isto foi feito em um esforço para melhorar a recuperação de ouro com este processo de cíanuretaçâo atmosférica.

[00297] Será notado que a solução de cianeto reciclada teve uma concentração alta de subprodutos do processo, notavelmente íons de SCN que se formaram com o passar do tempo durante operações cíclicas repetidas. Durante o processo de cíanuretaçâo a concentração de cianeto total foi monitorada, e usando este ensaio junto com o ensaio de concentração de Cu, a concentração de cianeto ativa foi calculada. Foi um objetivo deste teste manter uma concentração de cianeto ativa positiva sempre, uma vez que a recuperação de ouro e prata pareceríam depender de ter alguns íons de cianeto livres sempre na solução, isto é, o cianeto disponível não complexo com Cu, por exemplo. Então o processo contínuo foi administrado com este monitoramento de cianeto ativo feito em uma base regular, com adições suplementares de NaCN fresco quando necessário para manter o positivo de cianeto ativo.

[00298] O resíduo da extração de cobre foi repolpado, com uma solução de cianeto reciclada da composição: 6050 ppm de cianeto total, (vide em Definições de Termos), 4616 ppm de SCN, 160 ppm de Cu, e 21 ppm de CNO, a uma densidade de polpa de 400 g/L de sólidos. Houve um tempo de retenção de 36 horas (cianuretação à pressão atmosférica) por seis reatores em cascata. Um cianeto de 5,4 g/L adicional (como uma solução concentrada de NaCN) foi adicionado aos primeiros 3 reatores para manter uma concentração de cianeto ativo positiva. Este cianeto adicional foi equivalente a 14,8 kg de NaCN/t de sólidos de alimentação.

[00299] O oxigênio foi pulverizado nos reatores 1 até 5 para fornecer condições de lixiviação enriquecida de oxigênio com um alvo de 20 ppm de oxigênio dissolvido. Dois métodos de recuperação de ouro/prata foram empregados durante este tempo de operações, Carbono-em-polpa (CIP), e Carbono-em-coluna (CIC). O carbono de casca de coco ativado foi usado para recuperar os metais dissolvidos (ouro, prata, cobre).

[00300] A pasta de produto de cianuretação foi filtrada, seguido por uma lavagem de três fases com uma relação de lavagem L/L de 1,8:1. O filtrado conteve 6840 ppm de cianeto total, 7380 ppm de SCN, 2216 ppm de Cu, 101 ppm de CNO, 3,3 mg/L de Au e 15 mg/L de Ag, durante operações de CIC.

[00301] O resíduo lavado foi tratado com uma solução de peróxido para destruir qualquer cianeto arrastado de forma que os sólidos atendessem aos regulamentos de disposição ambientais.

[00302] As extrações de ouro e prata para este exemplo foram fracas, em 61% e 53% respectiva mente. As extrações baixas foram provavelmente devido ao baixo conteúdo de cianeto ativo. As perdas de cianeto devido ao tiocianato foram moderadamente altas, 6,2 kg/t, porém provavelmente teriam que ser muito mais alta ainda se os níveis de cianeto fossem aumentados também. A dissolução de cobre também foi alta, em 2056 mg/L de delta (em uma base diluída). Isto significou que um mínimo de 6 g/L de cianeto total foi requerido em solução. Esta concentração de cianeto alta sucessí vam ente conduziría a perdas voláteis a uma taxa muito mais rápida do que se a concentração fosse mais manejâvel 2-3 g/L em solução, [00303] O termo "delta" ou símbolo "Δ" usado neste relatório refere-se à diferença entre a concentração de produto de algum elemento ou íon em solução e concentração de alimentação da mesma substância: isto é, delta = concentração de produto menos concentração de alimentação. Então o valor acima de 2056 mg/L delta de Cu, significa que há 2056 mg/L mais Cu em solução após a etapa de cianuretação do Cu na alimentação indo na cianuretação.

[00304] Os resultados são mostrados nas Tabelas 5A, B e C. dl Conclusões [00305] A extração de ouro que usa oxidação por pressão contínua e cianuretação atmosférica contínuo foi pobre, em 61 %. O processo de cianuretação usou quantidades altas de cianeto para manter cianeto ativo positivo sempre, isto é, cianeto disponível em solução para lixiviar ouro e prata.

[00306] Além de baixa extração de ouro, a produção de tiocianato também foi alta, não mostrando nenhuma melhora nos processos de batelada. Deste modo, os consumos de reagente foram muito altos para um processo econômico.

Exemplo 6 [00307] O exemplo seguinte descreve o uso de clanuretação por pressão (PCN) em vez de cíanuretação atmosférica (ACN) para recuperação de ouro e prata. a) Lixiviacão de Cobre - Modo de Batelada [00308] O concentrado de cobre I foi moído e submetido à oxidação por pressão em batelada sob as mesmas condições determinadas no Exemplo 1. Seguinte a oxidação por pressão, a pasta foi filtrada, e lavada com água, ao mesmo tempo em que produzindo um resíduo que contém 1,15% de cobre, 10,9 g/t de ouro e 41 g/t de prata, um filtrado primário e um filtrado de lavagem. b) Lixiviacão de Ouro e Prata - Lixiviacão por Pressão em Batelada [00309] 80 g do resíduo lixiviado por cobre foram misturados com 374 ml_ de água fresca para obter uma densidade de pasta de 200 g/L. Esta pasta foi então levada a um pH de 10,6 usando pasta de cal (CaO). 0,8 g de cianeto de sódio foi adicionado para obter uma concentração inicial de 2 g de NaCN/L, A pasta foi transferido para um recipiente de pressão de aço inoxidável de 1,0 L e lacrado. A pressão foi aumentada para 3700 kPag (500 psig) de pressão de oxigênio sob agitação moderada e em temperatura ambiente (2013). Ao longo dos primeiros 65 minutos da lixiviação de 90 minutos, a solução de cianeto foi bombeada em 2,2 mL/minuto em 5,8 g/L de NaCN. Nenhuma outra adição foi feita durante os 25 minutos finais. A densidade de sólidos final foi 147 g/L de sólidos, Na conclusão da lixiviação de cianeto, a pressão foi liberada lentamente e a pasta filtrada e lavada para produzir 84 g de resíduo que contém 0,81% de Cu, 4,1 g/t de Au, e 19 g/t de Ag, 450 mL de filtrado que contém 2230 ppm de cianeto total, 890 ppm de Cu, 41 ppm de SCN, 0,85 ppm de Au, 5,2 ppm de Ag, e 149 ppm de CNO, e 1450 mL de água de lavagem contendo 126 ppm de cianeto total, 48 ppm de Cu, 5 ppm de SCN, < 0,1 ppm de Au, 0,3 ppm de Ag, e 8 ppm de CNO.

[00310] A extração de ouro foi 60% e extração de prata 55% para este exemplo. O consumo de cianeto total foi 20 kg/t, com 17 kg de NaCN/tonelada de alimentação perdidos devido à complexação com cobre. A produção de tiocianato foi muito baixa, em 0,3 kg/t. A produção de cia nato foi 1 kg/t. c) Conclusões [00311] A extração de ouro em 60% foi mais baixo que o desejado, (usando cianuretação por pressão seguinte um processo de oxidaçâo por pressão em batei ada para cobre), porém semelhante ao resultado obtido do teste comparável usando cianuretação atmosférica, (Exemplo 2, 58% de extração de ouro) sob concentrações de cianeto semelhantes, O consumo de reagente devido à formação de tiocianato, porém, foi muito mais baixo do que foi visto com cianuretação atmosférica Exemplo 2 (0,3 kg de SCN/t de sólidos de alimentação comparado a 12 kg/t no Exemplo 2).

Exemplo 7 [00312] Este exemplo ilustra as melhoras em extração de ouro e prata que são o resultado do uso de um processo de oxidaçâo por pressão contínuo (em lugar de batei ada) para produzir um resíduo para cianuretação por pressão subsequente. ai Lixiviacão de Cobre - Modo Contínuo em escala Piloto [00313] O concentrado de cobre I foi submetido ao processo de oxidaçâo por pressão continuo como descrito no Exemplo 4. O resíduo resultante conteve 1,25% de Cu, 10,8 g/t de Au, e 34 g/t de Ag, em aproximadamente 80% do peso de concentrado inicial. b) Lixiviação de Ouro e Prata - Cianuretação por Pressão em Batelada (solução fresca) [00314] A cianuretação do resíduo de usina de cobre foi feita sob condições pressurizadas como descrito no Exemplo 6, (modo de batelada). Os resultados são mostrados na Tabela 5At B e C.

[00315] A lixiviação de ouro e prata foi respectivamente 80% e 92%. O consumo de cianeto total foi 19 kg/t. O consumo de cianeto devido à formação de tiocianato foi 1,7 kg/t, devido ao cobre 2,8 kg/t e à formação de cianato 0,2 kg/t de sólidos de alimentação. c) Conclusões [00316] A extração de ouro neste exemplo foi significantemente melhor do que a extração obtida no Exemplo 6 usando resíduo de cobre produzido em batelada. Além disso, o consumo de cianeto devido à formação de cianeto de cobre foi menor com o resíduo de cobre produzido pela autoclave contínua. As condições usadas fornece riam um processo econômico. Isto ilustra a melhora no processamento de ouro usando um processo de oxidação por pressão contínuo para lixiviação de cobre.

Exemplo 8 [00317] Os resultados de cianuretação de pressão contínua são mostrados neste exemplo, e ilustra as diferenças entre os modos de batelada e contínuo de operação. Referência é feita às Figuras 1 e 2 para clarificar o fluxograma de processo usado no exemplo. a) Lixiviação de Cobre - Modo Contínuo em Escala Piloto [00318] O concentrado de cobre I foi moído e processado por oxidação por pressão contínua como descrito no Exemplo 4, O resíduo conteve 1,37% de Cu, 34,1% de Fe, 32,4% de S total, 11,9 g/t de Au, e 62 g/t de Ag, em aproximadamente 80% do peso de concentrado inicial. b) Lixiviação de Ouro e Prata - Operações de Usina Piloto Contínuas [00319] 1,2 kg/h de resíduo de usina de cobre (base seca), em 20% de umidade foi repolpado para 600 g/L com 1,2 L/h de NaCN reciclado para água de lavagem e solução estéril para preparar uma pasta de 150 g/L. A pasta de cal em 266 g/L de sólidos foi adicionada a este tanque em uma taxa aproximada de 43 kg/t de sólidos de alimentação (0,16L/h), para onter um pH alvo de 10,5. Esta pasta foi bombeada continuamente em um recipiente de pressão com 2,3 L/h de solução de AVR reciclada (fluxo 73 na Figura 2) em 2,4 g/L de NaCN e 3,7 L/h de solução estéril (fluxo 106) em 2,7 g/L de NaCN. A pressão foi mantida a 500 psig usando oxigênio, em temperatura ambiente (20Ό). No recipiente de pressão, 25 g/L de solução de NaCN foram adicionados a uma taxa de 6,8 kg/t de sólidos. Um tempo de retenção de autoclave de 90 minutos foi usado para este teste. Após ser descarregada da autoclave em um tanque de pressão atmosférico onde a superpressão de oxigênio foi liberada a atmosfera, a pasta lixiviada foi desidratada em uma prensa de filtro tanto quanto possível. Na prática, isto ocorreu em 60 minutos sendo descarregado. A massa filtrante foi lavada com uma lavagem de um estágio usando 1,3L/h de solução estéril e uma lavagem de três estágios usando 0,8 L/h de água fresca. A massa filtrante resultante conteve 24% de umidade e foi analisada para ser 1,24% de Cu, 34,4% de Fe, 30,7% de S total, 2,45 g/t de Au e 4,0 g/t de Ag. O filtrado de lavagem estéril foi combinado com o filtrado fecundo e passado pelas colunas de carbono para recuperação de ouro e prata por absorção, produzindo uma solução estéril com menos de 0,05 mg/L de ouro. Os ensaios para a solução de alimentação combinada para o Circuito de Carbono-em-coluna (CIC) foram; 610 mg/L de Cu, 2100 mg/L de SCN, 130 mg/L de CNO, 2700 mg/L de NaCN total, 800 mg/L de NaCN ativo, 1,2 mg/L de Au e 9,4 mg/L de Ag. A água de lavagem fresca foi reciclada para ser usada como água de repolpagem para o tanque de pasta.

[00320] A extração de ouro foi 79% e extração de prata 94%. A formação de Tiocianato foi 2,8 kg/t, 0,7 kg/t de lixiviação de cobre e 0,2 kg/t de CNO foi formada. Dos 23,4 kg de NaCN total adicionados por tonelada de sólidos de alimentação, 3,0 kg/t foram perdidos devido ao SCN e CNO, 2,2 kg/t devido ao cobre, e 0,7 kg/t foi perdido devido a fontes desconhecidas. cl Reciclagem e Recuoeracão de Solução de Cianeto associado com cobre [00321] Como demonstrado no exemplo presente, a lixiviação de ouro foi elevada e o consumo de reagente adequado quando usando cianuretação por pressão de ouro em resíduos de extração de cobre processados por uma autoclave contínua.

[00322] Outros aspectos desta invenção são melhoras adicionais na redução de consumo de cianeto, isto é, (i) a reciclagem de soluções para utilizar cianeto restante deixado na solução, e {ií} recuperação do cianeto associado com complexos de cianeto de cobre.

[00323] Ambos os métodos econômicos de reagente são ilustrados neste exemplo.

Reciclagem de Soluções [00324] Depois de recuperação do ouro e prata no circuito de CIC, 65% da solução estéril foi dividido em vários fluxos de reciclo, incluindo: lavagem da massa filtrante, repolpagem de sólidos frescos, e diluição da pasta na autoclave. Os 35% restantes da solução estéril foram tratados para recuperação de cobre (vide a seguinte seção). A reciclagem da solução estéril (todos os fluxos) recuperou 16,7 kg de NaCN/tonelada de alimentação (71% de cianeto total requerido em cianuretação por pressão), desse modo reduzindo o consumo de cianeto de 23,4 para 6,7 kg de NaCN/tonelada de alimentação, não incluindo a recuperação de cianeto associado com cobre.

Recuperação de Cianeto associado com Cobre [00325] O consumo de cianeto total pelo exemplo presente foi 23,4 kg/t de sólidos de alimentação. A recuperação do cianeto associado com cobre também reduz o consumo de cianeto. O circuito de Acidificaçâo-VolatíIização-Reneutralização (AVR), como descrito acima com referência à recuperação de cianeto fez com que o cianeto associado com cobre dissociasse e volatilizasse, formando gás de HCN e íons cuprosos, O cobre restante na solução precipitou como CuSCN. O gás de HCN foi então extraído da pasta acidificada e absorvido em cáustico para reformar NaCN a ser voltado ao processo de recuperação de ouro. Ao uso do circuito de AVR em Concentrado I reduziu o consumo de cianeto em 2,2 kg de NaCN/t, para um consumo líquido de 6,8 kg de NaCN/tonelada de sólidos. d) Conclusões [00326] A cianuretação por pressão contínua mostrou recuperação de ouro e formação de tiocíanato comparáveis ao exemplo de cianuretação por pressão em batei ada. As operações de extração de cobre contínuas e cianuretação por pressão foram mostradas ser a combinação ideal para obter a extração de ouro elevada com baixo consumo de cianeto. O uso de ambas as soluções recicladas e a recuperação do cianeto associado com cobre durante a recuperação de ouro e prata, reduziram o consumo de cianeto de 23,4 para 5,4 kg/tonelada de sólidos.

Exemplo 9 [00327] Os concentrados de cobre baixo em pirita geralmente não lixiviarão completamente na autoclave de oxidaçâo por pressão, e um processo de lixiviamento de ácido separado é requerido para solubilize Cu, por exemplo, uma lixiviação atmosférica (AL).

[00328] Este exemplo descreve o efeito de cianuretação por pressão em um tal concentrado, porém junto com uma lixiviação atmosférica subsequente depois da oxidaçâo por pressão. a) Lixiviação de Cobre [00329] O concentrado de Cobre 11 com uma composição mostrada na Tabela 1, foi moído e suspenso com o ácido reciclado como parte do processo de extração de cobre contínuo como descrito no Exemplo 5. Durante as operações, uma amostra da pasta de descarga da autoclave foi filtrada e lavada com condensado, produzindo uma massa livre de cloreto e um filtrado contendo cloreto. Aproximadamente 50% do cobre permaneceram no filtrado e 50% foram lixiviados na autoclave. A massa filtrante da composição (15,3% de Cu, 23,6% de Fe) foi dividida, onde uma porção foi submetida a uma lixiviação ácida em pressão atmosférica (AL) sob condições de batelada. (A outra porção foi reservada para o exemplo 10, abaixo) [00330] As condições usadas para a lixiviação em batelada foram 150 g/L de sólidos, 1 hora de tempo de retenção, e ácido sulfúríco adicionado para obter e manter o pH de 1,5 a 40Ό. Em conclusão da lixiviação, a amostra foi filtrada e lavada, produzindo 108,7 g de massa filtrante (base seca), 950 ml de um filtrado primário (18,7 g/L de Cu, 21 g/L de FA), e 1550 ml de água de lavagem (0,9 g/L de Cu, 0,8 g/L de FA).

[00331] O resíduo que conteve 1,54% de cobre, 15,4 g/t de ouro, e 31 g/t de prata foi então submetido à lixiviação de ouro e prata. b) Lixiviação de Ouro e Prata [00332] O resíduo de lixiviação de cobre (1,54% de Cu, 15,4 g/t de Au, 31 g/t de Ag) foi repolpado para 400 g/L de sólidos e levado para um pH de 9,6-10 usando cal. A pasta foi submetida à cianuretação como descrito no Exemplo 6, A concentração de cianeto inicial foi 1,3 g/L, aumentando para 2,0 g/L depois de 45 minutos do teste de 60 minutos. A densidade de sólidos final foi 100 g/L de sólidos. Na conclusão do tempo de retenção, a pasta foi filtrada e lavada, ao mesmo tempo em que produzindo uma massa filtrante, filtrado e lavagem. Os ensaios de filtrado foram 267 mg/L de Cu, 84 mg/L de SCN, 1,0 mg/L de Au, 3,1 mg/L de Ag, e uma concentração de cianeto ativo de 403 mg/L. Os sólidos de produto contiveram 1,27 g/t de Au e 0,1 g/t de Ag, correspondendo a extração de ouro de 91,6% e extração de prata de 99,8%.

[00333] O consumo de cianeto foi 11,5 kg devido à lixiviação de cobre (3,7 kg de Cu/tonelada de lixiviação).

[00334] Refere-se a Tabela 5A, B e C para um resumo de resultados. c) Conclusões [00335] O consumo de cianeto durante a extração de ouro e prata foi elevado, devido aos níveis altos de lixiviação de cobre durante o processo de cianuretação, sendo o resultado do uso de lixiviação atmosférica previa mente descrita (AL) durante a extração de cobre. Exemplo 10: Uso de Lixiviação Atmosférica Aumentada [00336] Este exemplo descreve as melhoras feitas para o estágio de lixiviação atmosférica (AL) e o efeito destas mudanças em lixiviação de cobre em cianuretação. a) Lixiviação de Cobre [00337] O concentrado de cobre II foi submetido à oxidação por pressão sob as condições descritas no Exemplo 9. A mesma amostra de autoclave filtrada usada para o Exemplo 9 foi usada para o Exemplo presente. As condições de lixiviação atmosférica aumentadas foram, porém como mostrado na Tabela 4 abaixo: Tabela 4 - Condições Operacionais para Lixiviação Atmosférica Aumentada Densidade de [Cl] (g/L) Temperatura pH Tr (hr) sólidos (g/L) (Ό) Ί50 5 70 T5 2 [00338] A pasta resultante foi filtrada e foi lavada como descrito no Exemplo 9, produzindo um resíduo que contém 1,27% de Cu, comparado com 1,54% como foi o caso com a lixiviação atmosférica padrão (AL). b) Lixiviação de Ouro e Prata [00339] O resíduo de lixiviação de cobre foi submetido à cianuretação como descrito no Exemplo 9, A lixiviação de cobre durante o processo de cianuretação foi 175 mg/L (1,9 kg/t), somente metade daquela como visto no Exemplo 9. As perdas de NaCN devido a perdas de cobre foram 5,9 kg/t neste exemplo, quando comparado a 11,5 kg/t no Exemplo 9. A extração de ouro e prata e formação de tiocianato são comparáveis pelos dois métodos. O filtrado conteve 1,0 mg/L de Au, 0,9 mg/L de Ag, 113 mg/L de SCN (1,2 kg/t), 71 mg/L de CNO (0,1 kg/t), e uma concentração de cianeto ativo de 593 mg/L. A massa filtrante conteve 1,28 g/t de ouro e 0,5 g/t de Ag, correspondendo a 91,5% de ouro e 94,6% de recuperação de prata. c) Conclusões [00340] A lixiviação atmosférica aumentada reduziu a lixiviação de cobre na cianuretação por pressão subsequente em quase 50% e é uma melhora na tecnologia existente para concentrados que requerem uma lixiviação atmosférica seguinte a o xi d ação por pressão. O efeito de lixiviação atmosférica aumentada é para remover o cobre do resíduo que de outro modo lixiviaria durante a cianuretação por pressão. Isto é, somente uma parte do cobre que está presente no resíduo.

Resumo de Resultados para os Exemplos 1-10 [00341] As Tabelas 5A, 5B e 5C fornecem detalhes das condições e resultados para os Exemplos 1 até 10.

Tabela 5A: Resumo de Condições para os Exemplos 1-10 Condições de Cianuretação Exemplo PO batei ada/ Líquido de método conc, De RT (min) Densidade NaCN Inial Dosagem de Método de adição de NaCN contínuo alimentação NaCN de sólidos (g/L) NaCN total (g/L) final {g/L) 1 balelada batelada fresco ACN baixo 72 hr 400 0,25 0,25 100% do inído 2 batelada batelada fresco ACN médio 66 hr 400 0,5 5,0 10% inicial, 90% adicionado ao longo das primeiras 60 hrs deteste 3 batelada batelada fresco ACN alto 48 hr 114 3,0 15,1 manter 3 g/L titrated NaCN 4 cont batelada fresco ACN alto 48 hr 121 3,0 10,6 mantém 3 g/L de NaCN titulado 5 cont cont recyded ACN alto 24,36 hrs 405 3,9 9,4 Mantém nível de NaCN ativo positive 6 batelada batelada fresco PCN médio 90 150 2,0 3,0 Adição contínua por 60 dos 90 min em Temp. Ambiente 7 cont batelada fresco PCN médio 90 150 2,0 3,0 Adição continua por 60 dos 90 min em Temp, Ambiente 8 cont cont reciclado PCN médio 90 150 2,4 3,4 74% inicial, 26% no 3o de 5 compartimentos da autoclave 9 cont batelada fresco PCN médio 60 100 1,3 2,0 Adição continua por 45 dos 60 min em Temp, Ambiente 10 cont batelada fresco PCN médio 60 100 1,3 2,0 Adição contínua por 45 dos 60 mín em Temp. Ambiente Tabela 5B: Resumo de Resultados para os Exemplos 1 -10 Sólidos de Alimentação Soídos do Produto Solução fecunda Extração* Exemplo g/EAu gft Ag g/tAu g/tAg mg/LAu mg/L Ag Au Ag 1 10 45,3 8,23 24,8 0,66 8,3 15,0% 42,0% 2 10,5 43,4 4,22 6,2 1,47 10,2 58,1% 85,1% 3 10,5 56 0,92 1,1 1,30 8,8 90,8% 97,9% 4 12 58 1,45 2,2 1,72 10 88,4% 96,4% 5 21 73 8,0 33 3,3 15 60,7% 53,4% 6 10,9 41 4,12 18,6 0,85 5,2 60,1% 55,0% 7 118 31,3 2,33 2,8 1,23 4,3 80,3% 91,7% 8 11,9 62,3 2,45 4 1,22 9,4 78,5% 93,9% 9 15,4 31 1,27 0,1 1 3,1 91,6% 99,8% 10 14,8 9 1,28 0,5 1 0,9 91,5% 94,6% * A extração foi com tese em sólidos. Houve um gan ho de massa pequeno devido a adição de cal durante os testes Tabela 5C: Resumo de Resultados para os Exemplos 1 -10, continuação SCN Cu CNO Concentrações Finais Consumo de Cianeto (kg de NaCN /1 de alimentação) Exemplo filtrado Produção kg/t Fitrado Extração kg/t Filtrado Produção kg/t NaCN NaCN NaCN Perda de Perda de Todas as Perda de mg/L de mg/L de mg/L de total ativo Total NaCN NaCN para outras NaCN Total alimentação* alimentação* alimentação* mg/L mg/L Para Cu ** CNO + SCN perdas*** Líquida**** 1 8 <0,1 77 0,2 28 0,1 166 -72 0,5 0,4 <0,1 0,1 0,2 2 3500 14,2 1098 4,5 169 0,7 2796 -594 17,6 2,1 13 2,6 17,6 3 5040 33,6 802 5,4 183 1,6 2227 -249 127,1 16,8 30,3 19,1 66,1 4 5890 38,5 385 2,5 54 0,5 2160 971 83,1 7,8 33 36,0 76,9 5 2764 7,3 2056 5,6 80 0,2 6840 15 25,5 17,2 6,4 1,9 25,5 6 41 0,3 890 5,9 149 1,0 2230 -518 19,5 17,1 1,4 1,0 19,5 7 310 2,0 137 0,9 28 0,2 1813 1390 19,0 2,8 2,0 1,0 5,7 8 495 2,8 156 0,7 3 0,2 2700 1108 23,4 2,2 3,0 1,2 6,3 9 84 0,8 267 3,7 104 0,2 1407 403 18,7 11,5 0,9 0,9 13,3 10 113 1,2 175 1,9 71 0,7 1133 593 18,8 5,9 1,8 0,9 8,6 Notas Para exemplos 5 & 8, ensaios de filtrados reportados representam aumentos por circuito de PCN (delta SCN, etc) * kg/t de consumos de NaCN incluem água de lavagem em cálculos * * Perda de NaCN devido a Cu assume as espécies de tetra-ciano (quando muito NaCN está disponível) * * * perdas de NaCN voláteis assumidas são 5% de NaCN total para PCN e 15% de NaCN total para ACN. Inclui perdas voláteis, perdas de pasta de gotículas de líquido, * * * * Perda de NaCN líquido total ê a perda de NaCN devido a Cu, SCN, CNO, mais a perda de volatilização calculada Exemplo 11: Variações de Processo de Extração de Ouro/Prata para materiais de alimentação diferentes [00342] A invenção será agora ilustrada resumindo os resultados de testes realizados em uma base contínua em uma usina piloto. O processo da invenção pode ser variado de acordo com o material de alimentação, para resultados ideais.

[00343] O processo de extração de cobre pode ser variado de acordo com a extensão de oxidação de enxofre que ocorre durante a oxidação por pressão, como descrito anteriormente. Se oxidação de enxofre for particularmente baixa, uma segunda etapa de lixiviação ácida, por exemplo, a lixiviação atmosférica aumentada 16, é preferida, considerando que se a oxidação de enxofre for mais alta, nenhum tal etapa é necessária, uma vez que todo cobre no concentrado entra na solução durante a oxidação por pressão.

[00344] O processo de extração de ouro e de prata pode ser variado de acordo com o grau de lixiviação de cobre encontrado durante a cianuretação por pressão e a quantidade de tiocianato que é formado nesta etapa.

[00345] É desejável não ter mais que cerca de 3000 - 4000 mg/L de NaCN total em solução durante a cianuretação por pressão, para limitar as perdas de cianeto devido à volatilização e líquido entrado nos resíduos. Em geral, a maioria do NaCN total em solução é de fato complexa com Cu como cianeto de cobre como explicado acima, assim a quantidade de lixiviação de cobre em cianuretação por pressão determina o total de NaCN em solução a um extensão grande.

[00346] Com resíduos diferentes do processo de extração Cu, o grau de lixiviação de Cu e lixiviação de S encontrado em PCN é bastante variável, e para otimizar o processo, o fluxograma é modificado ou tornado bom para cada material de alimentação.

[00347] Quando a lixiviação de Cu em cianuretação é elevada, isto é, cerca de 0,3% do valor absoluto, ou cerca de 20% do Cu presente no resíduo, é uma modalidade preferida da invenção para reduzir a densidade de sólidos em cianuretação por pressão, (PCN), para manter o NaCN total em solução abaixo do limite superior desejado de 3000 mg/L Em tal caso, a densidade de sólidos em PCN pode ser 100-200 g/L de sólidos, [00348] Reciprocamente, quando a lixiviação de Cu em cianuretação é baixa, por exemplo, < 0,1% de valor absoluto de Cu ou menos do que 7% de Cu normal mente presente no resíduo, é preferido aumentar a densidade de sólidos em PCN para 200-400 g/L de sólidos, por exemplo, Este aumento em sólidos é possível porque o NaCN total resultante na solução é mantido baixo pela lixiviação de Cu reduzida, A vantagem é então um fluxo de solução menor, para uma determinada taxa de tratamento de sólidos, e consequentemente uma quantidade menor de solução que deve ser processada, conduzindo a custos operacionais e de capital reduzidos.

[00349] Além disso, os detalhes do tratamento de solução estéril, para reciclagem e recuperação de cianeto, variam de acordo com os mesmos parâmetros, (lixiviação de Cu e S em PCN). % baixa de lixiviação de Cu leva a uma necessidade reduzida para acidificação, neutralização, etc. (isto é, o processo de AVR), e uma maior proporção de líquido estéril que pode ser reciclado diretamente para PCN sem a necessidade destas operações (todas das quais consomem reagentes e então adicionam ao custo do processo). Em particular a divisão de estéril entre o fluxo Indo de volta para PCN sem tratamento, (a nenhum custo), e o fluxo indo para AVR, pode ser variada de 25/75 a 75/25, [00350] Estas variações são ilustradas no exemplo seguinte que resume o tratamento de três diferentes concentrados. a] Processo de Extração de cobre [00351] Os três concentrados que foram testados são mostrados como I, III e IV na Tabela 1.

[00352] Para cada concentrado, o processo de extração de cobre foi realizado em modo contínuo na usina Piloto, como descrito nos Exemplos 9 e 10 acima. O concentrado I exibiu a oxídação de enxofre elevada e foi processado de acordo com a variação de processo, isto é, onde nenhuma lixiviação ácida atmosférica está envolvida após a oxídação por pressão, considerando que os Concentrados III e IV requereram a lixiviação atmosférica aumentada 16.

[00353] A recuperação de Cu foi 95,0% para concentrado I, 95,8% para concentrado III e 96,5% para concentrado IV.

[00354] Os resíduos de Cu finais são tabulados na Tabela abaixo. De nota, o Concentrado III teve uma lixiviação atmosférica adicional aumentada 16 após a lixiviação atmosférica padrão (AL).

Tabela 6: Materiais de Alimentação para o Processo de Extração de Ouro e Prata I ΪΪΙ N

Cobre 1,29% 1,11% 1,25% Ferro 34% 35% 34,60% Enxofre total 32,4% 27,3% 31,0% Ouro (g/t) 11,9 9,7 6,2 Prata (g/t) 62 34 9,5 b) Processo de Extração de Ouro / Prata [00355] O processo usou para cada um dos três materiais de alimentação diferentes, Concentrados I, III, IV, é descrito abaixo. Os números de fluxo (numerais de referência) em parênteses se referem à Figura 2. Os dados para cada material de alimentação podem ser encontrados nas Tabelas 7A e B para Concentrados I, Tabelas 8A e B para Concentrado III e Tabelas 9A e B para Concentrado IV.

Tabela 7 A: Equilíbrio de Soluções - Concentrado I

Fluxo No. 56 71 73 76 85 86 87 101 104 105 113 119 Volume (L) x 2,5 1 1 5 x 4,7 1,4 0,004 2,5 [Cu] 620 x 11 620 27 27 27 x 620 x 0 620 [SCN] 2100 x 1170 2100 1480 1480 1480 x 2100 x 0 2100 [NaCN total] 2722 x 5400 2722 2950 2950 2950 x 2722 x 0 2722 [NaC Nativo] 800 x 5366 800 2866 2866 2866 x 800 x 0 800 g/l de sólidos 0___________150____________0_____________0____________0___________0___________0 600 0 0 0_____________0 Tabela7B: Equilíbrio de Sólidos - Concentrado I___________________________________________________________________________________________________________________ Fluxo No. 54 58 102 103 112 117 peso (g) 1000 43 3 5,4 5 1043 Cu {%) 1,29% 0x00 1,11% Fe (%) 34% 0 x 0 0 35% S total (%) 32,4% 0 x 0 0 30,5% Au (g/t) 11,9 0 x 0 0 2,3 Ag (grt) 62 0 x O 0 8 Tabela 8A: Equilíbrio de Soluções - Concentrado III

Fluxo No. 56 71 73 76 85 86 87 101 104 105 113 119 Volume (L) 1,9 x 0,9 2,4 0,7 0,3 x x 1,9 1,2 0,0014 0,2 [CuJ 740 x 674 740 50 740 x x 740 740 0 740 [SCN] 900 x 673 900 2» 900 x. x 900 900 0 900 [WaCN tolal] 2800 x 3934 2800 2600 2800 x x 2800 2800 0 2800 [NaCN ativo] 500 x 1845 500 2445 500 x x 500 500 0 500 g/L de sólidos___________0_________400___________0____________O___________0___________0___________x__________600__________0___________O Q____________0 Tabela 8B: Equilíbrio de Sólidos - Concentrado III

Fluxo No. 54 58 TÕ2 103 Ϊ12 ΪΪ7 peso (g) 1000 42 0,5 2,4 1,4 1040 Cu {%) 1,11% 0 x 0 0 1,06% Fe (%) 35% 0 x 0 0 x S total (%} 27,3% 0 x 0 0 x Au (g/t) 9,7 0 x O 0 1,0 Ag (g/t)_________________________34_______________________0_______________________x_______________________O______________________0_______________________x___________ Tabela 9A: Equilíbrio de Soluções - Concentrado IV

Fluxo No. 56 71 73 76 85 86 87 Ϊ0Ϊ Ϊ04 ÍÕ5 ΪΪ3 ΪΪ9 Voiune(L) x x 1 3,4 1,4 0,9 0,5 x 2,1 0,5 0,004 1,4 [Cu] 480 x 135 480 62 62 62 x 480 x 0 480 [SCN] 2000 x 1500 2000 1500 1500 1500 x 2000 x 0 2000 [NaCN total] 2028 x 2500 2028 1800 1800 1800 x 2028 x 0 2028 [NaCN ativo] 540 x 2200 540 1608 1608 1608 x 540 x 0 540 g/l de sólidos__________0_________150___________0___________0____________0___________0___________0__________600___________0___________x___________0____________0 Tabela 9Bi Equilíbrio de Sólidos -Concentrado IV

Fluxo No, ' 31 ' 52 ' 54 ' 58 ' 1Õ2 ' 1Õ3 V\2 ' ΪΪ7 peso (g) 1000 420 580 23 3 2.8 3,2 1023 Cu {%) 1,25% 1,44% 1,05% 0 0 0 0 0,94% Fe (%) 35% 44,3% 25,4% 0 0 0 0 x S total (%) 31,0% 7,2% 53,0% 0 0 0 0 x Au (g/t) 6,2 0,7 11,1 0 0 0 0 1,0 Ag (g/t)._________________________^5______________18______________16_________________0_______________0________________0_______________0__________________x [00356] O resíduo de extração de cobre de Concentrado IV, foi grau muito baixo e foi submetido à flotação, onde 95% do ouro foram recuperados para o concentrado em 58% da massa. Os finais, contendo 5% do ouro, foram descartados como resíduo final. Porque o conteúdo de ouro do Concentrado I e III foi relativamente alto, a etapa de flotação foi omitida e então os resíduos de extração de cobre inteiros neste caso requereram tratamento pela extração de ouro e prata.

[00357] O material de alimentação 54 para o processo de extração de ouro e prata foi suspenso 60 para 600 g/L de sólidos usando m solução estéril reciclada 56. A cal extinta 58 foi adicionada à pasta para alcançar um pH de 10.5. A pasta foi bombeada em um recipiente de pressão 70 e combinada com solução de cianeto reciclada 73 e solução estéril 106 para obter uma densidade de sólidos alvo como mostrado na Tabela 10. As perdas de cianeto ao longo do circuito foram cheias pela adição de 25 g/L de solução de cianeto 103. O recipiente de reação foi mantido em uma superpressão de oxigênio de 3450 kPag ou 500 psig 116. Tempo de reação no recipiente de pressão variou de 60 a 120 minutos, dependendo da taxa de dissolução de ouro que era diferente para cada concentrado.

[00358] A pasta (71) foi continuamente descarregada do recipiente de pressão e em um tanque de manutenção pequeno antes de filtração. A pasta foi filtrada 72, lavada uma vez com solução estéril 105 e uma vez com água fresca 115. A massa de resíduo de PCN 117, contendo menos de 0,2 ppm de ouro, foi disposta como alimpaduras. Os filtrados combinados 118 foram passados por uma série de colunas de absorção de carbono 74 onde o ouro e prata foram recuperados de solução sobre o carbono carregado, que foi periodicamente retirado. O carbono carregado seria adequado para as etapas comercialmente provadas de eluição e eletroextração de ouro/prata, para devolver um carbono extraído para as colunas, como por tecnologia conhecida.

[00359] Uma porção da solução estéril (132) foi direcionada para a acidificação e precipitação de Cu e SCN (78). A quantidade de solução foi dependente da lixiviação de cobre durante a etapa de cianuretação como para manter o cianeto total no circuito abaixo de 3 g/L. Por razões não completamente entendidas ainda, a dissolução de cobre em cianuretação por pressão varia consideravelmente entre os concentrados, afetando a quantidade de solução que requer remoção de cobre. A solução estéril restante que não sofreu remoção de cobre foi reciclada de vários modos: foi usada para fornecer água de lavagem estéril (105) para lavar ouro solúvel da massa filtrante de resíduo no filtro (72), reciclar a solução de cianeto (106) para cianuretação por pressão, e solução de repolpagem (56) para o material de alimentação.

[00360] Na etapa de acidificação e precipitação, a solução estéril foi acidificada a um pH entre 2 e 4 (78) usando ácido sulfúrico (113), fazendo com que os complexos de cobre-cianeto dissociem formando cianeto livre como HCN. O cobre solúvel precipitado com o tiocianato presente na solução para formar fase sólida de CuSCN, e a uma extensão muito menor, com cianeto na solução, para formar fase sólida de CuCN. A pasta (incluindo a fase de vapor) foi passada por um filtro (84), produzindo uma massa filtrante (82) contendo CuSCN e CuCN, que é reciclada para autoclave de extração de cobre, oxidação por pressão, para recuperação de cobre, e um filtrado acidificado agora muito baixo em cobre, e também reduzido em tiocianato (85).

[00361] Uma porção (87) do filtrado foi passada por um extrator de HCN (92), com a finalidade de remover a maioria do cianeto antes da descarga e destruição de cianeto. Este fluxo fornece uma purga do circuito para controlar a formação de impureza e uma saída de água, que permite um equilíbrio de água total no circuito de ouro.

[00362] A outra fração (86) de filtrado acidificado foi neutralizada (89) com cáustica e reciclada (73). A fração de solução ser descarregada (87) dependeu do equilíbrio de água e variou consideravelmente de acordo com o concentrado.

[00363] No extrator de HCN (92), o estéril acidificado foi extraído com ar (107) sob pressão reduzida para ajudar a volatilizar o HCN na fase de gás, e, deste modo, remove o cianeto da solução até onde possível. O extrator produziu um vapor de HCN (93) e uma solução (96) com baixo teor de cianeto. A solução com baixo teor de cianeto foi processada por um circuito de destruição de cianeto (90) usando S02 ou peróxido como o oxidante (111), ar (110), e sulfato de cobre ou sulfato de níquel (108), de acordo com a tecnologia conhecida. A cal extinta (109) foi usada para elevar e manter o pH entre 8 e 9. O precipitado de gesso (102) do circuito de destruição de cianeto foi filtrado (98) e disposto em alimpaduras com o resíduo de cianuretação.

[00364] O vapor de HCN do extrator de HCN foi absorvido em uma solução cáustica, mantida em um pH de 11-12, e então purificado com cáustico adicional. Neste circuito (94), o HCN foi convertido de volta para NaCN e re-entrado na solução. O gás purificador foi da absorção foi ventilado para atmosfera (123). A solução rica em cianeto (121) foi combinada com fluxo de ácido (86) e neutralizada em pH 11 usando a solução cáustica (119). A solução de reciclo de NaCN neutralizada (73) foi reciclada no recipiente de pressão de cianeto.

[00365] Um resumo dos resultados fundamentais para cada concentrado pode ser encontrado na Tabela 10 abaixo.

Tabela 10: Resultados de Operações Contínuas de Extração de Metal Precioso Cone I Cone III Cone IV

Etapa de dotação? NÃO NÃO SIM g/L de sólidos em recipiente de PCN 150 400 150 delta Cu por PCN (mg/L) 220 220 110 % de Cu em sólidos de alimentação 1,29% 1,11% 1,04% % de lixiviação de Cu (relativo) 14% 5,4% 6,6% delta SCNporPCN (mg/L) 600 280 400 % de Sem sólidos de alimentação 32,4% 27,30% 52,8% % de lixiviação de S (relativo) 1,2% 0,22% 0,5% NaCN total em descarga de recipiente de PCN (mg/L) 3000 2800 2700 Volume de Estéril tratado para remoção de Cu/SCN (litros/kg de sólido) 2,5 0,7 1,4 % de estéril acidíficado para extrator/destruidor de CN 60% 100% 37% Consumo de NaCN líquido (kg/t) 5,4 2,4 2,8 Recuperação de ouro por usina de ouro 82% 88,8% 90,6% Recuperação de prata por usina de ouro 86% 82,9% 90,8% c) Conclusões [00366] A lixiviação de Cu em PCN variou de uma baixa de 5% com Concentrado III para uma elevada de 15% com Concentrado IV. A produção de SCN em PCN variou ainda mais, de uma baixa de 0,22% em Concentrado III até 1,2% com Concentrado I.

[00367] Por conseguinte o g/L de sólidos em PCN eram (deliberadamente) variado inversamente de 150 g/L a 400 g/L

[00368] Também o consumo de cianeto líquido variou de 2,4 kg/t para 5,4 kg/t [00369] O volume de solução estéril que é tratada pelo circuito de AVR para remoção de Cu e SCN, variou de 0,7 litro/kg de sólidos até 2,5 litros/kg de sólidos, devido à quantidade variada de Cu e SCN lixiviados em PCN.

[00370] A divisão de acidificado estéril enviado para a extração e destruição de cianeto variou de 37% até 100%.

[00371] Isto ilustra a flexibilidade do novo processo para vários materiais de alimentação, para obter resultados ideais e minimizar os custos.

Exemplo 12: Efeito de Ácido Livre em Descarga de Autoclave em Lixiviação de Cobre em Cianuretação [00372] Este exemplo descreve o efeito do nível de ácido na descarga de autoclave em lixiviação de cobre na cianuretação. a) Lixiviação de Cobre - Modo Contínuo em Escala Piloto [00373] O concentrado de cobre I, (Tabela 1), foi submetido ao processo de extração de cobre contínuo como descrito no Exemplo 8. Antes da filtragem e lavagem, uma amostra de 3 L de pasta de autoclave foi coletada da válvula de transborda mento do tanque flash durante as operações. A amostra foi filtrada a vácuo e repolpada com 1 L de solução de lavagem de CCD de composição (0,6 g/L de cobre, 3,8 g/L de ácido livre, 6,1 g/L de cloreto, 0,6 g/L de ferro). Esta pasta repolpada foi filtrada e repulpada novamente com um 1 L adicional de solução de lavagem de CCD. Depois de filtrar mais uma vez, a massa foi submetida ao teste de cianuretação. As amostras foram tomadas em vários dias consecutivos, uma vez que os níveis ácidos na autoclave foram proposital mente variados de 9 a 17 g/L

[00374] Os resíduos de resultantes calcularam a média de 1,25% de Cu, embora variado de 1,15% a 1,44% de cobre, O ouro foi calculado a média de 10,2 g/t de Au, e prata 47 g/t de Ag. b) A Lixiviacão de Ouro e Prata - Lixiviação por Pressão em Batelada [00375] A cianuretação dos resíduos de extração de cobre foi feita sob condições pressurizadas como descrito no Exemplo 6. A lixiviação de ouro calculou a média de 86,4%, formação de tiocianato 2,4 kg de SCN/t de sólidos de alimentação, e lixiviação de cobre 1,2 kg de Cu/t de sólidos de alimentação. A Tabela 11 mostra os resultados de cobre para cada teste, e a Figura 5 mostra para isto graficamente.

Tabela 11: Efeito de Ácido de Descarga de Autoclave em Lixiviação de Cobre em Cianuretação PCN Ácido em Cu total em Cu em ppm de kg de Descarga alimentação de res, de Cu na Cu/t de de PO PCN PCN solução sólidos /Vo, g/L % % Ppm kg/t 3240 11,7 1,15 1,03 271 1,4 3241 11,7 1,27 1,05 283 1,1 3242 11,2 1,33 1,13 283 1,1 3245 11,2 1,17 1,01 292 1,1 3247 11,8 1,13 0,92 241 0,9 3248 11,8 1,06 0,94 262 1 3249 11,8 1,44 1,14 288 1,1 3251 9,4 1,23 1,01 362 1,4 3255 8,9 1,20 1,02 282 1,2 3257 Í2 Ü9 \m 4Ϊ4 Vfi 3259 10,1 1,38 1,07 271 1,1 3260 10,1 1,38 1,04 314 1,3 3261 10,3 1,22 1,12 346 1,4 3263 17,0 1,23 1,21 370 0,9 3265 17,1 1,32 1,29 222 0,9 3266 17,1 1,23 1,13 240 1,2 3267 17,1 1,23 1,17 248 1,0 Testes operados em 250 q/L de sólidos c1) Conclusões [00376] Não houve nenhuma correlação entre os níveis de ácido na solução de descarga de autoclave e cobre no resíduo de usina de cobre. Porém, a lixiviaçâo de cobre em cianuretação diminuiu quando o ácido na descarga de autoclave aumentou. Isto indicaria que o ácido mais elevado para a variação de processo onde há nenhuma lixiviaçâo atmosférica subsequente após a oxidação por pressão, é benéfico à usina de cianuretação.

Exemplo 13: Formação de Tiocianato durante Operações Contínuas [00377] A formação de SCN durante a extração de ouro e prata não está limitada somente à cianuretação por pressão, (PCN) operação, como qualquer contato de resíduo com uma solução de cianeto pode gerar estas espécies.

[00378] Para ilustrar este ponto, outros detalhes são descritos no exemplo presente.

[00379] O concentrado de cobre l foi submetido á extração de cobre para primeiro remover o cobre, seguido por extração de ouro/prata usando a cianuretação de pressão como descrito no Exemplo 8. Ao longo das operações da lixiviaçâo de ouro, a amostras foram tomadas, filtradas, e foram analisadas para determinar o perfil de formação de tiocianato no circuito.

[00380] Tabela 12 mostra que a quantidade de SCN que é calculada no tanque de pasta de alimentação (antes de PCN) como também o tanque de pasta de produto (após PCN, porém antes da filtraçâo).

[00381] Aproximadamente, uma metade da produção de SCN total ocorre de fato nestes dois tanques, isto é, 49% do SCN total.

Tabela 12: Formação de Tiocianato ao longo da Usina de Ouro Contínua Operação de unidade âSCN % de âSCN % de Tempo Efetivo Total de Retenção Total Formado Total Sistema de Alimentação 217 37% 53% Recipiente de Pressão (120 298 51% 27% minutos de tempo de retenção) Tanque de Alimentação de 68 12% 20% Filtraçâo [00382] É então importante que o tempo de contato entre sólidos e solução de cianeto no equipamento periférico seja minimizado. Figura 6 mostra as taxas de formação de SCN ao longo do processo de cíanuretação. A porção do gráfico entre as linhas pontilhadas paralelas é o tempo no recipiente de pressão (120 minutos neste Exemplo).

[00383] Será apreciado que o método de minimizar produção de tiocianato durante cianuretação não seja restrito a um resíduo obtido de um processo hidrometalúrgico ajudado por haleto, porém pode ser aplicado a outros materiais de alimentação, tal como ouro/prata transportando resíduos obtidos de outros processos hidrometalúrgicos, particularmente aqueles resíduos que também contêm cobre solúvel em cianeto e/ou enxofre elementar. A formação de tiocianato é minimizada reduzindo-se a duração de cianuretação de forma que o tiocianato tenha menos tempo para formar. Ao mesmo tempo, a lixiviação do metal precioso é aumentada efetuando-se a cianuretação a uma pressão de oxigênio elevada que compensa a duração mais curta de cianuretação pelo fato de que menos tempo de lixiviação de cianuretação é requerido para lixiviação efetiva do metal precioso. Surpreendentemente» descobriu-se que a formação de tíocíanato pode ser minimizada deste modo apesar da pressão de oxigênio elevada assim empregada. Deste modo, o metal precioso é seletivamente lixiviado quando oposto à formação de tiocianato.

[00384] Embora certas modalidades preferidas da presente invenção tenham sido mostradas e descritas em detalhes, deveria ser entendido que várias mudanças e modificações podem ser feitas aqui sem afastar-se do escopo das reivindicações anexas.

[00385] As reivindicações que seguem devem ser consideradas uma parte integrante da presente descrição. O termo "compreende" ou "compreendendo", como usado aqui e nas reivindicações, tem seu significado não restrito habitual que denota que além de qualquer termo ao qual o termo se refere, artigos adicionais não especificamente mencionados podem ser incluídos.

Definições de Termos [00386] De interesse para esta invenção são os seguintes termos: - Cianeto livre - Cianeto dissociável de ácido fraco (WAD) - Cianeto total - Cianeto Titulado - Cianeto ativo [00387] Nota-se que os dois últimos destes, Cianeto Titulado e Ativo, são termos usados pelo requerente e definidos neste documento, porém não estão em uso comum.

[00388] Os outros termos são de uso popular na indústria de cianuretação.

[00389] Uma fonte boa de informação em definições de cianeto e métodos analíticos pode ser encontrada no site da Web do Instituto de Administração de Cianeto internacional: http://www.cvanidecode.org/cvanide samplinq.php [00390] informações ou definições extraídas e copiadas literal mente da fonte anterior são mostradas em itálico abaixo, [00391] Outros comentários feitos para claridade adicional (pelo inventor) são mostrados no tipo normal.

[00392] Cianeto livre: Somente cianeto de hidrogênio e o ion de cianeto em solução podem ser classificados como "cianeto livre [00393] Cianeto livre normal mente não é determinado por titulação de soluções de processo atuais tal como usado nesta invenção, porque o procedimento de titulação geralmente usado também decompõe alguns complexos de cianeto (cobre), deste modo dando um falso valor alto.

[00394] Cianeto total:Esta medição de cianeto inciui todo o cianeto livre, todos os complexos de cianeto d is sociável e todo cianeto de metal forte inclusive ferro-cianeto Fe(CN)e'4, ferri-cianeto Fe(CN)s3, e porções de cobaltato de hexaciano Co(CN)6'3 e aqueles de ouro e platina. Somente os compostos relacionados ou derivados de cianato (CNO) e tiocianato (SCfí) são excluído da definição de cianeto total [00395] Na prática, o cianeto total é determinado por um procedimento analítico semelhante àqueles usado para cianeto de WAD. Exceto a destilação que é feita de uma solução de ácida mais forte, que é mais eficaz na quebra de complexos de cianeto fortes, tal como aqueles listados no parágrafo anterior. No contexto dos exemplos citado neste relatório, tais complexos fortes são raros ou não existentes até onde é conhecido, assim o cianeto de WAP e métodos de cianeto Total dão essencialmente o mesmo resultado nestes exemplos.

[00396] Cianeto Titulado: Uma medida de cianeto livre e complexos de cianeto de cobre facilmente de compostos. Isto é, medido por titulação de uma amostra com solução de AgN03 usando um indicador de Kl, essencialmente usando o método de cianeto livre, conscientemente na presença de cianeto de cobre.

[00397] A proporção de complexos de cianeto de cobre que se decompõem durante esta titulação, (e, deste modo, contribui com a medição), não é precisamente conhecida, porém acredita-se que os complexos de tetra- e triciano, íons de [Cu(CN)4]3" e íons de [Cu(CN)3]" 2, ambos se decompõem nesta titulação para liberar cianeto livre, e possivelmente uma porção dos íons de [Cu(CN)2]1' também se decompõe na titulação. Qualquer que seja a química atual que está durante a titulação, o resultado é útil como uma medida do cianeto livre e cianeto de complexo de cobre combinados, e foi usada como tal para experiências nas quais este parâmetro é monitorado, (por exemplo, Exemplo 3 acima) [00398] Cianeto ativo: uma medida de cianeto livre que é calculada pelo inventor, usando a titulação de cianeto Total e subtraindo todo o cianeto associado com Cu solúvel, assumindo que tais complexos de cianeto de Cu estão somente na forma de tetracianeto, [Cu(CN)4]3".

[00399] Para determinar a concentração de cianeto ativo na solução é então necessário deduzir quatro vezes a concentração de cobre [Cu] do cianeto total, em uma base molar: [00400] A relação de peso de 4 moles de NaCN (peso molecular = 49,0075), para um mole de Cu (MW = 63,546) é 3,08. (4 X 49,0075 = 196,030; 196,030/63,546 = 3,085).

Então Cianeto Ativo = cianeto Total - 3,085 X [Cu].

[00401] Se outros íons de metal interferente estiverem presentes, tal como zinco, que também forma complexos de cianeto dissociáveis de ácido fraco como cobre, a fórmula seria emendada adequadamente. Porém, em todos os exemplos neste relatório, o cobre é o único íon de metal significante presente nas soluções de processo que formam tais complexos.

REIVINDICAÇÕES

Claims (43)

1. Método para minimizar a formação de tiocianato durante a recuperação de metal precioso de um resíduo, contendo o metal precioso e enxofre elementar, produzido por um processo hidrometalúrgico, caracterizado pelo fato de que compreende a etapa de submeter o resíduo à cianuretação para lixiviar o metal precioso em solução, por meio do que a formação de tiocianato durante a referida cianuretação é minimizada ou neutralizada efetuando-se a referida cianuretação em uma pressão de oxigênio elevada de 1000 a 10.000 kPag para desse modo reduzir a duração da cianuretação ao mesmo tempo em que lixiviando uma porção principal do metal precioso durante a referida duração reduzida da cianuretação.

2. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o resíduo também contém cobre solúvel em cianeto e também compreende a etapa de, antes da referida cianuretação, reduzir o cobre solúvel em cianeto no resíduo ao submeter o resíduo à lixiviação ácida com uma solução de lixiviação ácida para produzir uma solução de cobre e um resíduo de lixiviação ácida contendo o metal precioso.

3. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que, antes da referida cianuretação, o resíduo produzido pelo processo hidrometalúrgico é submetido à flotação para produzir um concentrado de flotação contendo maior parte do enxofre elementar e maior parte do metal precioso e um fluxo de alimpaduras de flotação, que tem somente uma pequena fração do enxofre elementar e metal precioso, e submeter o concentrado de flotação à referida cianuretação.

4. Método de acordo com a reivindicação 1 ou 2, caracterizado pelo fato de que o processo hidrometalúrgico compreende oxidação por pressão que produz uma pasta de oxidação por pressão que é submetida a uma etapa de separação de líquido-sólido para obter uma solução de oxidação por pressão e um resíduo sólido que contém enxofre elementar e o metal precioso.

5. Método de acordo com a reivindicação 4, caracterizado pelo fato de que o material de alimentação também contém cobre, resultando no resíduo da pasta de oxidação por pressão que também contém cobre, e em que este primeiro resíduo, antes da referida cianuretação, é submetido à lixiviação ácida com uma solução de lixiviação ácida para dissolver o cobre contido no primeiro resíduo para produzir uma solução de cobre e um segundo resíduo, e para minimizar o componente solúvel em cianeto do cobre no referido segundo resíduo.

6. Método de acordo com a reivindicação 4 ou 5, caracterizado pelo fato de que a oxidação por pressão é realizada na presença de uma solução aquosa contendo íons de haleto.

7. Método de acordo com qualquer uma das reivindicações 4 a 6, caracterizado pelo fato de que a referida oxidação por pressão é realizada em um modo contínuo.

8. Método de acordo com a reivindicação 6, caracterizado pelo fato de que os íons de haleto compreendem cloreto.

9. Método de acordo com a reivindicação 8, caracterizado pelo fato de que a oxidação por pressão é realizada na presença de 4 a 25 g/L de cloreto.

10. Método de acordo com a reivindicação 8, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de realizar flash da pasta de oxidação por pressão até uma temperatura e pressão mais baixa.

11. Método de acordo com a reivindicação 10, caracterizado pelo fato de que o referido flash é realizado de um modo contínuo.

12. Método de acordo com a reivindicação 10, caracterizado pelo fato de que a oxidação por pressão é realizada em uma temperatura acima do ponto de fusão do enxofre elementar e em que a temperatura mais baixa, sob a qual o referido flash da referida pasta é efetuado, é abaixo do ponto de fusão de enxofre elementar.

13. Método de acordo com a reivindicação 12, caracterizado pelo fato de que a temperatura mais baixa é 95°C a 102°C.

14. Método de acordo com a reivindicação 6, caracterizado pelo fato de que a oxidação por pressão é realizada a uma temperatura na faixa de 125*C a 160*0.

15. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que o resíduo que contém o metal precioso é submetido à referida cianuretação sem uma etapa de remoção de enxofre intermediária.

16. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a cianuretação tem uma duração de no máximo 300 minutos.

17. Método de acordo com a reivindicação 2 ou 5, caracterizado pelo fato de que o cobre é extraído da solução de cobre por meio de extração por solvente.

18. Método de acordo com a reivindicação 2 ou 5, caracterizado pelo fato de que a solução de lixiviação ácida também contém íons de haleto.

19. Método de acordo com a reivindicação 18, caracterizado pelo fato de que os íons de haleto compreendem cloreto.

20. Método de acordo com a reivindicação 19, caracterizado pelo fato de que a referida lixiviação ácida é realizada na presença de 2 a 10 g/L de cloreto.

21. Método de acordo com a reivindicação 2 ou 5, caracterizado pelo fato de que a lixiviação ácida é realizada em uma temperatura de 40Ό a 95*0.

22. Método de acordo com a reivindicação 2 ou 5, caracterizado pelo fato de que a referida lixiviação ácida é realizada com um tempo de retenção de 0,5 a 4 horas.

23. Método de acordo com a reivindicação 2, caracterizado pelo fato de que a referida lixiviação ácida é realizada com concentração de ácido suficiente de forma que a solução de cobre resultante tenha um pH de 0,5 a 1,5.

24. Método de acordo com a reivindicação 4, caracterizado pelo fato de que a oxidação por pressão é realizada com concentração de ácido suficiente na solução de oxidação por pressão para produzir um pH final de não mais que 1,5, desse modo para minimizar a formação de minerais de cobre solúveis em ácido no resíduo.

25. Método de acordo com a reivindicação 24, caracterizado pelo fato de que o pH final está entre 0,5 e 1,5.

26. Método de acordo com a reivindicação 24 ou 25, caracterizado pelo fato de que cobre é extraído da solução de oxidação por pressão por meio de extração por solvente antes da referida cianuretação.

27. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a cianuretação é efetuada em uma temperatura entre 5 a 35Ό.

28. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a referida cianuretação é realizada em um recipiente de pressão com um tempo de retenção de 30 a 90 minutos no recipiente de pressão.

29. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de manter uma relação de sólido para líquido de 100 g/L a 600 g/L durante a referida cianuretação.

30. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a referida cianuretação é realizada com presença de cianeto suficiente de modo que a solução de processo sempre contenha uma concentração de cianeto ativo de pelo menos equivalente a 500 mg/L de NaCN, a concentração de cianeto ativo sendo a concentração de cianeto total em solução menos o cianeto requerido para complexação de cobre solúvel em cianeto como o complexo de tetraciano.

31. Método de acordo com a reivindicação 30, caracterizado pelo fato de que a concentração de cianeto ativo é equivalente a 500 a 2000 mg/L de NaCN.

32. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a referida cianuretação é realizada a uma concentração de cianeto total equivalente a 1000 a 10.000 mg/L de NaCN.

33. Método de acordo com a reivindicação 32, caracterizado pelo fato de que a concentração de cianeto total é equivalente a 3000 a 4000 ppm de NaCN.

34. Método de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo fato de que a referida cianuretação produz uma pasta de cianuretação contendo complexos de metal precioso e também compreende a etapa de submeter a pasta a separação de líquido/sólido para produzir um resíduo e um líquido contendo os complexos de metal precioso.

35. Método de acordo com a reivindicação 34, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de recuperação dos metais preciosos do referido líquido para produzir um líquido estéril resultante.

36. Método de acordo com a reivindicação 35, caracterizado pelo fato de que os metais preciosos são recuperados por absorção em carbono ativado.

37. Método de acordo com a reivindicação 36, caracterizado pelo fato de que os metais preciosos são recuperados do carbono ativado por eluição, eletroextração e refinamento subsequente para ouro em barra.

38. Método de acordo com a reivindicação 37, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de remover cobre do líquido estéril acidificando-se com H2S04 para diminuir o pH do líquido estéril para precipitar o cobre como CuCN e/ou CuSCN em fase sólida.

39. Método de acordo com a reivindicação 38, caracterizado pelo fato de que compreende ainda as etapas de filtrar o CuCN e/ou CuSCN sólido do líquido estéril e elevar o pH do líquido estéril com álcali e depois disso reciclar o líquido estéril para a cianuretação.

40. Método de acordo com a reivindicação 39, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de reciclar o CuCN e/ou CuSCN para recuperação de cobre.

41. Método de acordo com a reivindicação 39, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de dividir um fluxo de purga do líquido estéril antes do referido aumento do pH do líquido estéril e recuperar cianeto do referido fluxo de purga na forma de uma solução de NaCN.

42. Método de acordo com a reivindicação 41, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de elevar o pH da solução de NaCN e reciclar a solução de NaCN para a cianuretação.

43. Método de acordo com a reivindicação 41, caracterizado pelo fato de que compreende ainda a etapa de submeter o fluxo de purga, depois de recuperar o cianeto dela, à oxidação, por meio do que qualquer espécie de cianeto dissociável de ácido forte no fluxo de purga seja oxidado para cianato.