PT1834001E - Processo para o tratamento hidrometalúrgico de concentrados de sulfureto contendo vários metais valiosos - Google Patents

Processo para o tratamento hidrometalúrgico de concentrados de sulfureto contendo vários metais valiosos Download PDF

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PT1834001E
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Olli Hyvaerinen
Stig-Erik Hultholm
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Outotec Oyj
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Description

DESCRIÇÃO
PROCESSO PARA O TRATAMENTO HIDROMETALÚRGICO DE CONCENTRADOS DE SULFURETO CONTENDO VÁRIOS METAIS
VALIOSOS
DOMÍNIO DA INVENÇÃO A presente invenção tem por objecto um processo por meio da qual os metais valiosos contidos num concentrado sulfidrico são recuperados do concentrado que contém vários metais valiosos usando um tratamento hidrometalúrgico. Um dos constituintes do concentrado é sulfureto de cobre, que é lixiviado com uma solução de cloreto alcalino - cloreto de cobre (II) . Os sulfuretos de outros metais valiosos, tais como zinco, niquel, cobalto e chumbo são lixiviados antes da lixiviação do cobre e cada um é recuperado como um produto separado antes da recuperação do cobre.
ANTECEDENTES DA INVENÇÃO A publicação da patente norte-americana 6.007.600 descreve o processo desenvolvido pela Outokumpu Oyj para o fabrico hidrometalúrgico de cobre a partir de uma matéria-prima contendo cobre, tal como um concentrado de sulfureto de cobre. De acordo com o processo, a matéria-prima é lixiviada por meio de uma lixiviação em contra-corrente com uma solução concentrada de cloreto alcalino - cloreto de cobre (II), em várias etapas, para formar uma solução de cloreto de cobre (I) . Uma vez que há sempre a formação tanto de cloreto cúprico bivalente como de impurezas de outros metais remanescente na solução, a redução do cobre bivalente e a purificação da solução é realizada na 1 solução. A solução de cloreto cobre (I) puro precipita por meio de hidróxido alcalino em óxido de cobre (I) e o óxido é ainda reduzido para cobre elementar. A solução de cloreto alcalino formada durante a precipitação do óxido de cobre (I) é depois tratada por electrólise do cloreto alcalino, a partir do qual o gás de cloro e/ou a solução de cloreto obtidos são utilizados para a lixiviação da matéria-prima, o hidróxido de sódio formado na electrólise é utilizado para a precipitação do protóxido e o hidrogénio produzido para a redução de cobre para cobre elementar. 0 processo é designado por processo HydroCopper™. 0 pedido de patente norte-americana 6.007.600 refere-se ao processo de recuperação de cobre como um todo, mas refere-se principalmente aos concentrados de sulfureto de cobre puro. O pedido de patente norte-americana 5.487.819 descreve o processo desenvolvido pela Intec Ltd para o fabrico hidrometalúrgico de cobre a partir de matérias-primas tais como concentrado de sulfureto que contém cobre e possivelmente outros materiais valiosos. De acordo com o processo, a matéria-prima é lixiviada numa lixiviação em contra-corrente, em várias etapas, com uma solução de cloreto de sódio - cloreto de cobre. Se houver outros sulfuretos na matéria-prima, para além do sulfureto de cobre, o processo descreve que os outros sulfuretos são lixiviados na primeira etapa de lixiviação, a partir da qual a solução é retirada para posterior tratamento. A lixiviação da matéria-prima não dissolvida continua, formando uma solução de cloreto de cobre (I) e um precipitado contendo ferro e enxofre. O tratamento posterior da solução que sai da primeira etapa de lixiviação inclui o espessamento e, após filtração, a remoção, por exemplo, da prata e do mercúrio. Na segunda etapa, remove-se ferro, arsénio, bismuto, mercúrio, 2 antimónio, etc., por meio de processos conhecidos. Quando a solução inclui chumbo e zinco, o chumbo é recuperado primeiro com uma electrólise separada e, posteriormente, o zinco é recuperado da solução noutra electrólise. De acordo com a publicação, o metal é produzido no cátodo em ambas as electrólises e o cátodo é limpo de modo que tanto o chumbo como o zinco são removidos sob a forma de partículas, a partir do fundo da célula. A recuperação de zinco e de chumbo na electrólise, em que se produz o metal sob a forma de partículas, não está, provavelmente, em uso comercial. Existem dificuldades na implementação, na prática, em cada caso. O processo também envolve vários halogenetos na solução que entram na electrólise, que, na electrólise, formam complexos de halogeneto, tais como BrCl2 . Embora a formação de complexos de brometo seja vantajosa do ponto de vista da lixiviação da matéria-prima, causa problemas consideráveis relacionados com a higiene no trabalho.
FINALIDADES DA INVENÇÃO A finalidade do processo, de acordo com a presente invenção, consiste em recuperar, a partir de um concentrado de sulfureto, pelo menos um outro metal valioso contido no concentrado, para além do cobre. A recuperação dos outros metais valiosos ocorre num meio de sulfato como um sub-processo tecnicamente viável ligado ao processo de recuperação do cobre, que não causa problemas nem ao meio ambiente nem ao equipamento. 3
SUMÁRIO DA INVENÇÃO
As características essenciais da presente invenção ficarão claras nas reivindicações. A presente invenção tem por objecto um processo para a recuperação de cobre e pelo menos um outro metal valioso, a partir de um concentrado contendo vários metais valiosos, por meio de um tratamento hidrometalúrgico. Os outros metais valiosos contidos no concentrado incluem pelo menos um dos seguintes: zinco, niquel, chumbo e cobalto. O concentrado é primeiro encaminhado para o tratamento de lixiviação, onde pelo menos um metal valioso, para além do cobre, é recuperado do referido concentrado, de preferência num meio de sulfato.
Nas etapas de recuperação de outros metais valiosos, o sulfureto de cobre permanece, em grande parte, não dissolvido e é encaminhado para a lixiviação, onde é lixiviado com uma solução concentrada de cloreto alcalino -cloreto de cobre (II) e a solução de cloreto de cobre (I) gerada é depurada de impurezas. 0 óxido de cobre (I) precipita a partir da solução de cloreto de cobre (I) por meio de hidróxido alcalino. A solução de cloreto de metal alcalino formada durante a precipitação do óxido de cobre (I) é encaminhada para a electrólise de cloreto de metal alcalino para produzir o cloro, o hidróxido alcalino e o hidrogénio necessários para a lixiviação da matéria-prima e a recuperação do cobre. 0 óxido de cobre (I) que é gerado é reduzido para cobre metálico, de forma adequada. 4
LISTA DE DESENHOS A figura 1 mostra um fluxograma de uma modalidade da presente invenção, no qual se trata o concentrado de sulfureto de cobre-zinco e a figura 2 mostra um fluxograma de uma outra modalidade da presente invenção, na qual se trata o concentrado de cobre-níquel.
DESCRIÇÃO DETALHADA DA INVENÇÃO A presente invenção tem por objecto um processo pelo qual pelo menos um outro metal valioso, para além do cobre, é recuperado a partir de um concentrado de sulfureto. 0 outro metal valioso é pelo menos um metal fora do grupo do zinco, níquel, chumbo e cobalto. 0 concentrado também pode também conter metais preciosos (ouro e PGM ou seja, principalmente platina e paládio).
Quando se considera o concentrado de sulfureto de cobre-zinco, a quantidade de cobre é normalmente cerca do dobro ou até o triplo da do zinco. Este tipo de concentrado tem uma composição, por exemplo, como a que se segue: Cu 14 %, Zn 3,4 %, Fe 35 %, S 42 %, Pb 0,5 %, As 0,3 % e Sb 0,1 %. A figura 1 mostra um diagrama da lixiviação do concentrado de cobre-zinco contendo zinco. O concentrado, a granel, é encaminhado primeiro para a etapa 1 de lixiviação do concentrado de zinco, que é de preferência feita à base de sulfato. A lixiviação é realizada com a solução aquosa que sai da extracção do zinco, isto é, a solução refinada, cuja concentração de ácido sulfúrico é determinada de acordo com o zinco extraído e está no intervalo de 40-50 g/1. A lixiviação ocorre em condições atmosféricas a uma temperatura entre 80 °C e o ponto de ebulição da solução ou 5 a 100 - 150 °C num espaço pressurizado. Um gás oxidante, tal como ar ou oxigénio alimenta a etapa e isso aumenta o potencial de oxidação-redução da solução para um intervalo de 350-450 mV vs o eléctrodo de Ag/AgCl. O zinco dissolve-se sob a forma de sulfato de zinco e, ao mesmo tempo, também pode dissolver-se uma pequena parte do ferro e do cobre do concentrado. No entanto, a maioria do sulfureto de cobre permanece não dissolvido nestas condições, assim como qualquer metal precioso que possa estar contido no concentrado. A lixiviação é realizada, conforme necessário, em uma ou em várias etapas. É vantajoso, para realizar a remoção do ferro 2 na solução formada, usar, por exemplo, calcário na sequência do que se obtém um precipitado que contém goetite, FeOOH e gesso, CaSCh· 203. O precipitado é removido do circuito.
Para limpar a solução de sulfato de zinco formada por outros metais, a solução é encaminhada para a extracção liquido-liquido. A extracção é realizada utilizando alguns extractores conhecidos que são selectivos para o zinco. Um desses extractores é, por exemplo, o ácido di-(2-etil-hexil)fosfórico (D2EHPA). A extracção pode ser feita quer numa etapa única ou, de preferência, em duas etapas, conforme se mostra na figura 1. Na figura, a solução de extracção é representada por uma linha a tracejado e a solução aquosa por uma linha a cheio. A maioria das soluções aquosas ou refinadas que saem da primeira etapa de extracção 3 é encaminhada de volta para a lixiviação 1 do concentrado de zinco. Na extracção em duas etapas, a parte da corrente aquosa que alimenta a segunda etapa de extracção 4 é preferencialmente neutralizada antes da segunda etapa de extracção, já que o ácido é formado na solução durante as reacções de extracção. A neutralização 5 ocorre utilizando alguns alcalinos adequados, tais como 6 calcário ou lixívia. A solução refinada também contém uma pequena quantidade de outros metais dissolvidos tais como níquel, cobalto e cobre. Se a quantidade destes metais na solução de retorno da extracção aumenta, é preferível fazer uma purga da solução aquosa a partir da etapa da extracção final, em que se carrega um agente de neutralização e os metais precipitam 6. 0 resíduo de níquel-cobalto formado durante a precipitação é encaminhado para uma transformação posterior e, se houver uma quantidade significativa de cobre, o resíduo pode ser encaminhado para um processo de lixiviação do cobre. É preferível encaminhar a solução de extracção rica em zinco para a lavagem 7, onde é lavada com uma solução diluída de ácido sulfúrico para remover os metais críticos para a electrólise do zinco. A solução aquosa que sai da etapa de lavagem é encaminhada para a lixiviação do concentrado a granel e a solução de extracção para a separação 8. Na separação, o zinco é extraído da solução de extracção para o anólito de electrólise do zinco ou o ácido de retorno e a solução aquosa pura de sulfato de zinco obtida é encaminhada para a extracção por via electrolítica 9. Após a separação, a solução de extracção é encaminhada novamente de volta para a etapa de extracção. 0 zinco é recuperado como um metal a partir da extracção por via electrolítica sob a forma de cátodo. A recuperação do zinco em meio de sulfato é um processo bem conhecido e fiável e, combinando-o com a recuperação do cobre em meio de cloreto, não causa quaisquer problemas. A recuperação do cobre principalmente a partir de matérias-primas sulfídricas, a partir das quais o zinco é 7 lixiviado, é feita, de preferência, por meio do processo HydroCopper. Neste caso, a lixiviação do concentrado ocorre como uma lixiviação em contracorrente 10 com uma solução concentrada de cloreto de alcalino - cloreto de cobre (II). Nas reacções que ocorrem durante a lixiviação, os compostos contidos no concentrado decompõem-se e, como resultado das reacções, os compostos de enxofre elementar e de ferro que se formam, bem como o ouro e PGM permanecem no precipitado. A solução de cloreto de cobre (I) que é gerada na lixiviação está isenta de impurezas. Na purificação da solução 11 o zinco e o chumbo, que se dissolveram com o cobre, precipitam na solução por processos conhecidos. O óxido de cobre (I) precipita a partir de uma solução de cloreto de cobre (I) puro por meio de hidróxido de alcalino na etapa de precipitação 12. A solução de cloreto alcalino formada na precipitação do óxido de cobre (I) é encaminhada para a electrólise de cloreto alcalino 13 para produzir o cloro, o hidróxido alcalino e o hidrogénio necessários na lixiviação da matéria-prima e na recuperação do cobre. O óxido de cobre (I) gerado é reduzido 14, de forma adequada, para cobre metálico. Se os metais preciosos, particularmente o ouro, estiverem presentes num concentrado com vários componentes, também é possível recuperá-los, por exemplo, com o processo descrito no pedido de patente WO 03/091463, que diz respeito ao processo HydroCopper.
Quando um concentrado com vários componentes inclui principalmente níquel, para além do cobre, a relação entre o cobre e o níquel no concentrado é geralmente próxima de 2:1. Esse concentrado tem uma composição, por exemplo, de 8,3 % de Cu, 4,1 % de Ni, 0,15 % de Co, 38 % de Fe e 27 % de S. O níquel também pode ser recuperado a partir de um concentrado a granel com um pré-tratamento adequado antes da recuperação de cobre e esta está apresentada no 8 fluxograma da figura 2. Um concentrado que contém níquel muitas vezes também contém cobalto e o cobalto segue o níquel nas suas diferentes fases de recuperação. É vantajoso encaminhar o concentrado para uma etapa de lixiviação à pressão 15, que ocorre em meio de sulfato, em que se mantém a temperatura entre cerca de 110-150 °C. As condições oxidantes são ajustadas no início da etapa de lixiviação por meio de um gás contendo oxigénio, de modo que a pressão parcial do oxigénio seja, de preferência, próxima de 2-5 bar. A fase final da lixiviação é ajustada para ser não oxidante, para que o cobre, que se dissolve em condições oxidantes, reaja com os sulfuretos remanescente não dissolvidos. Como resultado, o níquel e o ferro dissolvem-se e o cobre precipita novamente no resíduo final. O ajustamento da fase de lixiviação ocorre através da medição do potencial de redox. Na fase inicial de lixiviação, o potencial é ajustado para estar dentro do intervalo de 450 - 550 mV vs o eléctrodo de Ag/AgCl por meio da alimentação com oxigénio. Parte do cobre também se dissolve em condições oxidantes. O cobre dissolvido precipita na fase final de lixiviação sob pressão, reduzindo o potencial redox para um valor entre 350 - 450 mV. O potencial é reduzido com o fim da alimentação de oxigénio para dentro da autoclave. No final da etapa de lixiviação, faz-se subir a temperatura, de forma que a pressão total permaneça a mesma independentemente de se parar a alimentação de oxigénio. Na prática, a temperatura sobe para um valor de 135-150 °C. O resíduo que se forma na lixiviação é encaminhado para o processo de recuperação do cobre. 9 A lixiviação sob pressão, num meio de sulfato, não causa os problemas de corrosão nos equipamentos que são causados pela lixiviação sob pressão em meio de cloreto. A purificação da solução 16 é realizada na solução contendo sulfato de níquel, sulfato de cobalto e sulfato de ferro e é principalmente uma etapa de remoção de ferro. É feita através da oxidação do ferro para uma forma trivalente utilizando ar ou oxigénio e pela precipitação do ferro da solução e depois pela neutralização da solução. Um agente neutralizante adequado é, por exemplo, o calcário ou o leite de cal ou algum outro produto alcalino adequado. A precipitação de ferro ocorre a um valor de pH de cerca de 3.
Após a precipitação do ferro, recupera-se o níquel e o cobalto da solução. Uma maneira de recuperar o níquel e o cobalto é por precipitação, por meio da introdução na solução de um agente de precipitação. Um dos agentes de precipitação preferidos é o leite de cal, Ca(OH)2, com o qual o pH sobe para um valor de cerca de 7 e assim o níquel e o cobalto são recuperados sob a forma de hidróxido de níquel e de cobalto. 0 gesso que se forma ao mesmo tempo é grosseiro e separa-se do hidróxido por separação por centrifugação. A precipitação também pode ser feita com soda, Na2CC>3, na sequência do que o níquel e o cobalto precipitam como carbonatos. A recuperação do cobre a partir do resíduo ocorre da mesma forma que no processo HydroCopper tal como está descrito antes em relação com o tratamento do concentrado a granel de cobre-zinco e, neste fluxograma, não se mostra com detalhe o processo HydroCopper 18. 10 0 chumbo está também frequentemente presente nos concentrados de cobre-níquel e nos concentrados de cobre. Na lixiviação do sulfato o chumbo contido nos concentrados dissolve-se e precipita simultaneamente como sulfato de chumbo. 0 sulfato de chumbo dissolve-se no processo de lixiviação HydroCopper. 0 chumbo pode ser recuperado no processo de purificação da solução HydroCopper por meio de cristalização por arrefecimento na primeira etapa de purificação da solução.
EXEMPLOS
Exemplo 1
Tratou-se um concentrado de sulfureto com uma composição de 12,6 % de Cu, 10,2 % de Zn, 26,8 % de Fe e 40 % de S, mais 1,2 % de Pb, 0,3% de As e 0,1 % de Sb, utilizando o processo da presente invenção. O concentrado foi lixiviado a uma temperatura de 90 °C e a um potencial redox de 400 mV vs Ag/AgCl, que se manteve por meio da sopragem de gás contendo oxigénio. Os resultados mostram que o zinco foi extremamente bem lixiviado e apenas uma pequena porção de enxofre foi oxidada para sulfato, enquanto a maioria de enxofre ligado ao sulfureto de zinco formou enxofre elementar. A taxa de reacção num reactor equipado com uma boa mistura foi elevada e o grau de reacção foi superior a 90 % para o zinco, em apenas 12 horas. A composição do resíduo de lixiviação foi: Cu 14 %, Zn 0,1 %, Fe 30 %, S 44 %. O teor de Zn da solução que sai da extracção que foi utilizada para a lixiviação, ou seja, o produto refinado, foi de 40 g/1, a concentração de ácido sulfúrico foi de 40 g/1 e a quantidade de concentrado foi de 4 1/kg. A lixiviação produziu uma solução com um teor de Zn de 65 g/1, um teor de ferro de 0,9 g/1 e uma 11 concentração de H2S04 de cerca de 2 g/1. A remoção do ferro também foi realizada na solução, à qual se adicionou calcário finamente moído, que precipitou completamente o ferro. A quantia necessária foi de 22 g/kg de concentrado.
Na extracção, extraiu-se cerca de 40 % do zinco, na primeira etapa de extracção sem neutralização, após o que a maioria da solução aquosa foi bombada de volta para a lixiviação e a parte menor, cuja quantidade é determinada, em grande medida, de acordo com os teores de cobalto e de níquel (ou seja, neste caso, uma quantidade muito pequena), foi encaminhada para a segunda etapa de extracção, onde o zinco remanescente foi extraído. Antes da segunda etapa de extracção, a solução aquosa foi neutralizada com lixívia, NaOH ou com calcário, CaC03. Após a primeira etapa de extracção, o teor de Zn da solução de extracção foi de 40 g/i.
Em ambas as etapas de extracção, a temperatura foi mantida num valor de cerca de 50 °C. Uma temperatura alta é vantajosa para as reacções de extracção, especialmente nas separações. O AD2EHF resiste a uma temperatura muito alta e o seu aumento está limitado principalmente pela evaporação do dissolvente. As soluções orgânicas de ambas as etapas de extracção foram combinadas e lavadas com ácido sulfúrico diluído em água para remover o cobalto e o níquel. A solução de lavagem foi bombada para a lixiviação do concentrado. Após a lavagem, a solução orgânica que comporta o zinco foi encaminhada para a separação, onde o zinco foi retirado da solução orgânica para o ácido de retorno da electrólise do zinco. A solução orgânica separada voltou para as etapas de extracção. Na electrólise do zinco, produziu-se 100 g de zinco do cátodo super-puro por kg de concentrado, ou seja, quase a mesma quantidade 12 que foi extraída e utilizada no processo como concentrado. 0 produto refinado da segunda etapa de extracção, que contém níquel e cobalto, bem como outras impurezas, foi encaminhado para a precipitação do hidróxido. 0 níquel, o cobalto e outros catiões metálicos como o cobre precipitaram com lixívia. A quantidade de lixívia necessária foi pequena.
Gerou-se um resíduo de lixiviação, a partir do concentrado, que continha cobre, ferro, chumbo, arsénio, antimónio, PGM e uma pequena quantidade de zinco. A maioria do enxofre foi enxofre sulfídrico e algum também estava presente como enxofre elementar. Parte do ferro era goetite ou hematite e os minerais siliciosos ficaram praticamente inalterados. 0 cobre foi recuperado deste material sulfídrico utilizando o processo HydroCopper. 0 chumbo e o zinco, para além de cobre, dissolveram-se na lixiviação do HydroCopper. 0 chumbo separou-se por cristalização a partir da solução de cloreto de cobre (I). 0 zinco precipitou como carbonato utilizando carbonato de sódio. Após a lavagem, utilizou-se o resíduo para alimentar a lixiviação do zinco. 0 óxido de cobre (I) precipitou a partir da solução de cloreto de cobre (I) purificada e foi reduzido, com hidrogénio num forno, para pó de cobre. Obteve-se 122 g de pó de cobre por kg de concentrado. 0 enxofre e os PGM foram separados por flotação a partir dos silicatos e óxidos de ferro. 0 concentrado de enxofre obtido foi tratado em primeiro lugar, separando a maioria do enxofre e, em seguida, por nova lixiviação, após o que as soluções retornaram à interface inicial do processo. 0 concentrado de PGM, que tinha a seguinte composição: PGM 20 %, Au 2 %, Cu 10 %, Fe 14 %, é fácil de vender para processamento posterior ou para processar para 13 se obter metais puros. A quantidade foi de 0,05 g/kg de concentrado.
Exemplo 2
Tratou-se, pelo processo da presente invenção, o concentrado de sulfureto, com uma composição de 8,2 % de Cu, 4,1 % de Ni, 0,15 % de Co, 39 % de Fe e 27 % de S mais 27 ppm de PGM. O concentrado foi lixiviado numa solução diluída de ácido sulfúrico, a uma temperatura de 115 °C e a um potencial redox de 500 mV vs Ag/AgCl, que foi mantida pela sopragem de oxigénio a uma pressão parcial de oxigénio de cerca de 2 bar (pressão total de cerca de3 - 4 bar) . A concentração de ácido sulfúrico na solução de alimentação foi de 10 g/1 e a quantidade de concentrado foi de 2,5 1/kg. Continuou-se a lixiviação por interrupção da alimentação de oxigénio, de modo que a pressão parcial de oxigénio caiu, mas a pressão total permaneceu a mesma dado que se deixou a temperatura subir para 140 °C. O cobre que se tinha dissolvido nesta fase reagiu com o sulfureto de níquel formando um sulfureto de cobre do tipo da digenite. Os resultados mostraram que o níquel pode ser lixiviado muito bem, uma vez que apenas uma pequena parte do níquel não se dissolveu e a solução ficou apenas com um baixo teor de cobre. O enxofre ligado ao níquel é basicamente oxidado para sulfato. Algum do enxofre ligado ao ferro forma enxofre elementar. A pirite não se dissolveu na reacção. A taxa de reacção numa autoclave equipada com uma boa misturadora, tal como a autoclave OKTOP™, foi alta e o grau de reacção com o níquel foi superior a 90 % em apenas 8 horas. A composição do resíduo de lixiviação foi: Cu 8 %, Ni 0,1 %, Co 0,05 %, Fe 30 %, S 44 %. A lixiviação produziu uma solução com um teor de Ni de 15 g/1, um teor de Co de 14 0,5 g/1, um teor de Fe de 0,9 g/1, um teor de Cu de 1 g/1, e uma concentração de ácido sulfúrico de cerca de 6 g/1.
Na purificação da solução, ou seja, na remoção de ferro, adicionou-se calcário finamente moido à solução que saiu da autoclave, permitindo que o pH da solução subisse para 3. A este pH o ferro precipitou completamente e a quantidade de calcário necessária foi de 22 g/kg de concentrado. A solução purificada, que continha níquel e cobalto, bem como um pouco de cobre, foi encaminhada para a precipitação do hidróxido. O níquel, o cobalto, o cobre e outros catiões metálicos precipitaram com a cal, o que permitiu que o pH da solução subisse para 7. A quantidade de cal necessária foi de 43 g de CaO/kg de concentrado, a maioria da qual foi utilizada para a precipitação do níquel. Gerou-se 170 g de sedimento de hidróxido por quilograma de concentrado. O gesso gerado na precipitação foi separado do hidróxido por centrifugação. O sedimento de hidróxido consistiu em 52 % de Ni, 3,5 % de Cu, 2 % de Co e 3 % de Ca. O sedimento de gesso consistiu em 21% de Ca, 2,3 % de Ni. O resíduo de lixiviação foi gerado numa lixiviação sob pressão a partir de um concentrado que continha cobre, ferro, níquel e uma pequena quantidade de cobalto, arsénio, antimónio e PGM. A maioria do enxofre foi enxofre sulfídrico e parte foi enxofre elementar. Parte do ferro estava presente como goetite ou hematite e os minerais siliciosos ficaram praticamente inalterados. O cobre foi recuperado deste material sulfídrico utilizando o processo HydroCopper. O níquel e o cobalto dissolveram-se na fase de lixiviação do concentrado do processo HydroCopper e 15 precipitaram durante a purificação da solução, como carbonatos, usando carbonato de sódio. Após a lavagem, o residuo que se tinha formado retornou para realimentar a lixiviação do concentrado de niquel. 0 óxido de cobre (I) precipitou a partir da solução de cloreto de cobre (I) purificada e foi reduzido, com hidrogénio, num forno, para pó de cobre. Obteve-se 79 g de pó de cobre por quilograma de concentrado. 0 enxofre e os PGMs foram separados por flotação a partir dos silicatos e óxidos de ferro. 0 concentrado de enxofre obtido foi tratado em primeiro lugar, separando a maioria do enxofre e, em seguida, por nova lixiviação, após o que as soluções retornaram à interface inicial do processo. 0 concentrado de PGM, que tinha a seguinte composição: PGM 20 %, Au 2 %, Cu 10%, Fe 14 %, é fácil de vender para processamento posterior ou para ser processado para se obter metais puros. A quantidade foi de 0,13 g/kg de concentrado.
Lisboa, 5 de Janeiro de 2011. 16

Claims (20)

  1. REIVINDICAÇÕES 1. Processo para a recuperação de metais valiosos, a partir de um concentrado sulfidrico contendo vários metais valiosos, no qual o metal valioso, para além de cobre é um metal do grupo do zinco, níquel, chumbo e cobalto, caracterizado pelo facto de o concentrado ser lixiviado primeiro num meio de sulfato, em condições de oxidação, a fim de se recuperar um metal valioso para além do cobre, de modo que o cobre do concentrado permaneça praticamente não dissolvido e seja recuperado na lixiviação à base de cloreto.
  2. 2. Processo, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo facto de o concentrado de cobre-zinco ser lixiviado a uma temperatura entre 80 °C e o ponto de ebulição da solução, em condições atmosféricas, para lixiviar o zinco a partir do concentrado, sob a forma de sulfato de zinco, deixando a fracção de concentrado que contém o cobre praticamente não dissolvida.
  3. 3. Processo de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo facto de o concentrado de cobre-zinco ser lixiviado a uma temperatura de 100 - 150 °C para que a lixiviação à pressão lixivie o zinco, a partir de concentrado, sob a forma de sulfato de zinco, deixando a fracção de concentrado que contém cobre praticamente não dissolvida. 1
  4. 4. Processo, de acordo com as reivindicações 2 ou 3, caracterizado pelo facto de a remoção do ferro ser realizada na solução no final da etapa de lixiviação, após o que o ferro precipitado é retirado do circuito.
  5. 5. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 2-4, caracterizado pelo facto de a purificação da solução ser realizada no sulfato de zinco formado na lixiviação utilizando extracção líquido-liquido e a solução aquosa contendo impurezas ser encaminhada de volta para a lixiviação do concentrado de cobre-zinco.
  6. 6. Processo, de acordo com a reivindicação 5, caracterizado pelo facto de a extracção ser realizada em duas etapas, em que a maioria da solução que sai da primeira etapa da extracção ser encaminhada de volta para a lixiviação do concentrado de cobre-zinco e uma quantidade menor ser encaminhada para a sequnda etapa de extracção.
  7. 7. Processo, de acordo com a reivindicação 6, caracterizado pelo facto de a neutralização ser realizada na solução que entra na segunda etapa de extracção antes da segunda etapa de extracção.
  8. 8. Processo, de acordo com a reivindicação 6, caracterizado pelo facto de outros metais valiosos dissolvidos na lixiviação do concentrado, tal como, níquel, cobalto e cobre, estarem precipitados na solução aquosa que sai da segunda etapa de extracção.
  9. 9. Processo, de acordo com a reivindicação 5, caracterizado pelo facto de a solução de extracção ser encaminhada, antes da separação, para uma fase de lavagem, em que é lavada com uma solução diluída de ácido. 2
  10. 10. Processo, de acordo com a reivindicação 9, caracterizado pelo facto de a solução de sulfato de zinco purificada que sai da separação ser encaminhada para a extracção por via electrolitica para produzir zinco elementar puro.
  11. 11. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 1-10, caracterizado pelo facto de o residuo que permanece não dissolvido na lixiviação do concentrado de cobre-zinco ser encaminhado para a lixiviação, onde é lixiviado em contra-corrente com uma solução concentrada de cloreto alcalino - cloreto de cobre (II), sendo que a solução de cloreto de cobre (I) que é gerada está isenta de impurezas, o óxido de cobre (I) precipita na solução por meio de hidróxido alcalino e a solução de cloreto alcalino formada na precipitação é encaminhada para a electrólise de cloreto alcalino para produzir o cloro, o hidróxido alcalino e o hidrogénio necessários para a lixiviação do concentrado de cobre e na recuperação do cobre e o óxido de cobre (I) formado é reduzido para cobre metálico.
  12. 12. Processo, de acordo com a reivindicação 1, caracterizado pelo facto de o concentrado de cobre-niquel ser lixiviado sob pressão, a uma temperatura de 110-150 °C para lixiviar o niquel do concentrado que se transforma em sulfato de niquel, em que a temperatura é regulada no inicio da etapa de lixiviação para valores entre 110 e 130 °C e o potencial de oxidação-redução da lixiviação é regulado para valores entre 450-550 mV vs. o eléctrodo de Ag/AgCl por meio da alimentação de gás oxidante na etapa e, no final da etapa, o potencial de oxidação-redução da lixiviação é regulado para valores entre 350-450 mV por meio da interrupção da alimentação 3 de oxigénio e em seguida o cobre que se dissolveu no inicio da lixiviação precipita.
  13. 13. Processo, de acordo com a reivindicação 12, caracterizado pelo facto de a pressão parcial do oxigénio no inicio da etapa de lixiviação ser regulada para valores entre 2-5 bar e a pressão total no final da etapa de lixiviação ser regulada para ser a mesma que no inicio, por meio do aumento da temperatura para valores entre 135-150 °C.
  14. 14. Processo, de acordo com a reivindicação 12 ou 13, caracterizado pelo facto de a purificação da solução ser realizada na solução de sulfato de niquel formada após a lixiviação, através da oxidação do ferro contido na solução para ferro trivalente e da neutralização da solução para um valor de pH de cerca de 3, na sequência do que o ferro precipita.
  15. 15. Processo, de acordo com a reivindicação 14, caracterizado pelo facto de o calcário ser utilizado como agente de neutralização e de precipitação.
  16. 16. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 12-15, caracterizado pelo facto de o niquel ser recuperado da solução de sulfato de niquel por neutralização da solução para um valor de pH de cerca de 7, na sequência do que o niquel precipita.
  17. 17. Processo, de acordo com a reivindicação 14 ou 16, caracterizado pelo facto de o leite de cal ser utilizado como agente de neutralização e de precipitação.
  18. 18. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 12-14, caracterizado pelo facto de o niquel ser 4 recuperado da solução de sulfato de níquel por meio de precipitação de carbonato.
  19. 19. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 12-18, caracterizado pelo facto de o cobalto, no concentrado de cobre-níquel, dissolver-se e coprecipitar com o níquel.
  20. 20. Processo, de acordo com uma qualquer das reivindicações 1 ou 12-19, caracterizado pelo facto de o resíduo que permanece não dissolvido na lixiviação do concentrado de cobre-zinco ser encaminhado para a lixiviação, onde é lixiviado em contra-corrente com uma solução concentrada de cloreto alcalino .- cloreto de cobre (II), sendo que a solução de cloreto de cobre (I), que é qerada, está isenta de impurezas, o óxido de cobre (I) precipita na solução por meio de hidróxido alcalino e a solução de cloreto alcalino formada na precipitação é encaminhada para a electrólise de cloreto alcalino para produzir cloro, hidróxido alcalino e hidrogénio necessários na lixiviação do concentrado de cobre e na recuperação do cobre e o óxido de cobre (I) formado é reduzido para cobre metálico. Lisboa, 5 de Janeiro de 2011. 5
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Families Citing this family (20)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EA014569B1 (ru) 2006-05-12 2010-12-30 Би Эйч Пи Биллитон Са Лимитед Кучное выщелачивание с применением хлоридов
FI119819B (fi) * 2007-09-07 2009-03-31 Outotec Oyj Menetelmä kuparirikasteen laadun parantamiseksi
FI120406B (fi) * 2007-10-16 2009-10-15 Outotec Oyj Menetelmä sinkkiä ja kuparia sisältävän sulfidisen materiaalin hydrometallurgiseksi käsittelemiseksi
FI121470B (fi) * 2009-03-27 2010-11-30 Outotec Oyj Laitteisto ja menetelmä kuparia sisältävän orgaanisen uuttoliuoksen puhdistamiseksi epäpuhtauksista
CN102345013B (zh) * 2010-08-06 2013-03-06 沈阳有色金属研究院 一种氯化亚铜转化为氧化亚铜-还原熔炼生产粗铜的方法
CN102465202B (zh) * 2010-11-12 2013-10-23 深圳市格林美高新技术股份有限公司 一种硫化钴铜矿处理方法
FI122781B (fi) * 2011-03-01 2012-06-29 Outotec Oyj Menetelmä kuparituotteen valmistamiseksi
CN103540743B (zh) * 2012-07-13 2015-06-03 张超 一种金属硫化物的湿法冶炼方法
US9499420B2 (en) 2012-11-06 2016-11-22 Thatcher Company, Inc. Formulations and methods for removing heavy metals from waste solutions containing chelating agents
PE20180472A1 (es) 2015-04-17 2018-03-06 Univ British Columbia Proceso para lixiviar sulfuros de metal con reactivos que presentan grupos funcionales tiocarbonilo
CN105087919B (zh) * 2015-10-07 2017-04-19 惠安县安保渔船交易服务中心 旋风分离氨无泄漏式铜矿高效化合浸出装置
CA3052572C (en) * 2016-10-19 2020-08-04 The University Of British Columbia Process for leaching metal sulfides with reagents having thiocarbonyl functional groups
CN106756069A (zh) * 2017-02-08 2017-05-31 陕西理工学院 一种从锌冶炼废渣中回收有价金属的方法
RU2667192C1 (ru) * 2017-10-04 2018-09-17 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное предприятие КВАЛИТЕТ" ООО "НПП КВАЛИТЕТ" Способ переработки сульфидных полиметаллических материалов, содержащих платиновые металлы (варианты)
EP3882365A1 (en) 2018-11-14 2021-09-22 Nova Mineralis S.A. Solid-liquid-solid method for the solubilisation of copper minerals and concentrates, independent of the redox potential and with low consumption of water and acid
RU2707457C1 (ru) * 2019-07-05 2019-11-26 Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" Способ переработки концентратов на основе железа, содержащих металлы платиновой группы
CN110563021B (zh) * 2019-10-16 2023-04-07 大冶有色金属有限责任公司 一种无害化处理回收碱式氯化铜的方法及装置
CN110551901B (zh) * 2019-10-18 2021-05-18 广西森合高新科技股份有限公司 从尾液中回收铜、铅的方法及金精矿提金工艺产生的浸出尾液的处理方法
CN112458293A (zh) * 2020-11-17 2021-03-09 湖南仁发材料科技有限公司 一种氯浸置换尾液内有价金属的回收方法
US11584975B1 (en) 2021-08-26 2023-02-21 Sherritt International Corporation Integrated pressure oxidative leach of copper sulphidic feed with copper heap leach

Family Cites Families (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1937633A (en) * 1931-03-18 1933-12-05 Niels C Christensen Process of treating zinc ores
FR2325723A1 (fr) * 1975-09-26 1977-04-22 Asturienne Mines Comp Royale Procede de revalorisation de residus de metallurgie electrolytique du zinc par recuperation des metaux contenus
US4063933A (en) 1976-07-02 1977-12-20 Texasgulf Canada Ltd. Process for the treatment of complex lead-zinc concentrates
ES476055A1 (es) * 1978-12-15 1979-11-01 Redondo Abad Angel Luis Procedimiento para la obtencion de metales no ferreos a par-tir de minerales sulfurados complejos de base piritica que contengan cobre, plomo, cinc, plata y oro
US4337226A (en) * 1981-02-11 1982-06-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of platinum-group metals from ores
ES504250A0 (es) * 1981-07-24 1982-05-16 Martin San Lorenzo Daniel Procedimiento para la produccion de cinc electrolitico o de sales de cinc de alta pureza a partir de materias primas se-cundarias de cinc
CA1195846A (en) * 1982-06-03 1985-10-29 Donald R. Weir Recovery of zinc from zinc-containing sulphidic material
CA1234289A (en) 1984-10-24 1988-03-22 Derik G.E. Kerfoot Recovery of platinum group metals from nickel-copper- iron matte
WO1988003911A1 (en) * 1986-11-26 1988-06-02 Resource Technology Associates Process for recovering metal values from jarosite solids
US5344479A (en) 1992-03-13 1994-09-06 Sherritt Gordon Limited Upgrading copper sulphide residues containing nickel and arsenic
AP538A (en) * 1992-06-26 1996-09-18 Intec Pty Ltd Production of metal from minerals
USRE37251E1 (en) * 1993-07-29 2001-07-03 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
FI104837B (fi) * 1997-08-29 2000-04-14 Outokumpu Oy Menetelmä kuparin hydrometallurgiseksi valmistamiseksi
FI110953B (fi) * 2001-10-24 2003-04-30 Outokumpu Oy Menetelmä liuoksen puhdistamiseksi kuparin hydrometallurgisessa prosessissa
FI113667B (fi) 2002-04-23 2004-05-31 Outokumpu Oy Menetelmä kullan talteenottamiseksi

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