ES2254863T3 - Procedimiento para aglutinar concentrados de cobre en una gravera, para ser lixiviados posteriormente en un lecho no inundado, al cual se añaden una solucion aglutinante que contiene cloruro de calcio y una segunda solucion que contiene ion sulfato. - Google Patents

Abstract

Método para lixiviar concentrados de cobre, en una pila de grava, caracterizado porque: - se adhiere artificialmente el concentrado a la superficie de un material sólido que actúa como soporte, que puede ser un material artificial o una sustancia pedregosa formando un material aglutinado, - el material aglutinado se apila formando una pila de lixiviación, y - el material apilado se irriga con una solución de lixiviación que contiene entre 0, 5 y 10 g/litro de cobre, entre 50 y 120 g/litro de cloruro y 5 a 25 g/litro de concentración equivalente de ácido sulfúrico.

Description

Procedimiento para aglutinar concentrados de cobre en una gravera, para ser lixiviados posteriormente en un lecho no inundado, al cual se añaden una solución aglutinante que contiene cloruro de calcio y una segunda solución que contiene ión sulfato.

Descripción del estado de la técnica

Los concentrados de cobre, obtenidos usualmente por flotación, se pueden procesar en la actualidad para obtener cobre metálico, utilizando tanto técnicas pirometalúrgicas como técnicas hidrometalúrgicas. Las técnicas pirometalúrgicas, como su nombre indica, con mucho las más comunes en la actualidad, corresponden a procesos que utilizan altas temperaturas, tales como tostación, fusión, conversión y afinación con fuego, para obtener cobre metálico. Las técnicas hidrometalúrgicas, por otra parte, se refieren a procesos que utilizan soluciones acuosas para la extracción del cobre. En las últimas décadas, el interés por los procesos hidrometalúrgicos para tratar los concentrados de cobre, ha aumentado significativamente en la medida que ha aumentado, a su vez, la presión ecologista sobre los procesos pirometalúrgicos, los cuales tienen un grave impacto sobre el medio ambiente.

Se han estudiado numerosos procesos, la mayoría patentados, para el tratamiento hidrometalúrgico de los concentrados de cobre, con el objeto de evitar su procesamiento por las usuales técnicas pirometalúrgicas. Desde un punto de vista industrial y para el interés de esta presentación, todos los procesos para el tratamiento hidrometalúrgico de los concentrados de cobre, se pueden dividir en dos grupos principales: lixiviación en reactores y lixiviación en montones, siendo el primero de los grupos donde existe mayor número de nuevos procesos propuestos. A pesar del alto número de procesos desarrollados en reactores, hasta ahora, ninguno ha llegado a ser una alternativa a los procesos pirometalúrgicos para el tratamiento de los concentrados de cobre.

Por otra parte, a diferencia del tratamiento de concentrados de cobre en reactores, la lixiviación en montones
ha demostrado ser una técnica muy valiosa para el procesamiento de una gran cantidad de minerales de
cobre. La lixiviación de minerales de cobre, tanto para los minerales oxidados como para algunos minerales sulfurados, es hoy en día uno de los pilares fundamentales en los que se sustenta la producción de este metal en el
mundo.

El método al que se refiere la presente invención, corresponde a una utilización del método de lixiviación en montones, pero aplicado a la lixiviación de concentrados en lugar de, o además de, minerales de cobre. Es importante señalar en este punto que, los concentrados de cobre están compuestos principalmente por especies sulfuradas de cobre, con una componente mucho menor de especies oxidadas.

A continuación se hará un breve resumen de los procedimientos descritos en publicaciones y patentes, para la lixiviación de concentrados de cobre en reactores, así como los intentos realizados para tratar estos concentrados en montones, aprovechando sus mayores ventajas, tanto prácticas como económicas.

En primer lugar, para la lixiviación de concentrados de cobre en reactores, se ha propuesto una serie de reacciones, químicas y bioquímicas que son, o bien oxidantes, o que catalizan las reacciones de oxidación, capaces de disolver las especies sulfuradas que contienen cobre. Entre estas están principalmente: la oxidación por medio del ion férrico o a través de iones cloruro y cúprico, óxidos nítricos, cloro gaseoso, oxígeno gaseoso y bacterias ferrooxidan-
tes.

Aparte de los procesos de lixiviación bacteriana, que son los que están más cerca de una aplicación industrial, actualmente se encuentran en fase de desarrollo, aunque todavía ninguno presenta el progreso requerido para una aplicación industrial de gran tonelaje, los siguientes procesos: lixiviación a presión, lixiviación en caliente, lixiviación catalizada por compuestos nitrados y lixiviación con bromuro-cloruro. Todos estos procesos requieren que el concentrado esté finamente dividido.

De todos ellos, los que interesan para este análisis son los procesos que utilizan el ion férrico y los iones cúprico, en un ambiente de cloruro, porque el uso del ion cloruro es la base de la presente invención.

Se ha estudiado el uso del cloruro para ayudar a disolver concentrados de cobre y se han generado patentes desde hace más de 100 años. La lixiviación de los sulfuros, utilizando cloruros tales como FeCl_{3} y CuCl_{2}, es reconocida actualmente como uno de los métodos más eficaces para la producción de soluciones concentradas desde las cuales se extrae el cobre directamente, con la ventaja adicional de obtener el azufre en su forma elemental.

Entre los procesos conocidos y patentados que utilizan reactores para lixiviar los concentrados, se pueden citar los siguientes.

El proceso Canmet, el proceso Minemet Recherche y el proceso Broken Hill utilizan soluciones de sulfato-cloruro y las soluciones obtenidas se tratan por extracción por disolventes en la forma tradicional.

El proceso Cymet, usa una mezcla de FeCl_{3} y CuCl_{2}, como medio de lixiviación. El CuCl obtenido se precipita en la solución y se reduce a Cu metálico usando una corriente de hidrógeno en un reactor de lecho fluidizado.

En el proceso Clear de Duval Corporation se utiliza cloruro cúprico como agente lixiviante junto con una salmuera que contiene potasio y sodio. El hierro se precipita en una segunda etapa realizada a presión en forma de jarosita de potasio. El cobre se electroliza en estado cuproso para obtener cristales de cobre en el cátodo. El cloruro cúprico se regenera a partir del cloruro cuproso en el ánodo y se recicla a la lixiviación.

El proceso USBM, es similar, excepto que utiliza cloruro férrico en lugar de cloruro cúprico y el cobre se disuelve en la forma de cloruro cuproso. El cobre se produce directamente por electrólisis en una cuba de diafragma. El reactante se regenera en el compartimiento anódico de la cuba.

El proceso Dextec, produce cobre anódico que se disuelve en presencia de agentes oxidantes. Esta reacción tiene lugar en una cuba de diafragma. La esponja de cobre obtenida como depósito en el compartimiento catódico, contiene todas las impurezas del material de partida.

El proceso Elkem se utiliza para lixiviar concentrados complejos de Cu, Zn y Pb, en una solución de cloruro férrico y cúprico que circula en contracorriente. El Cu se recupera en forma de esponja por EW (recuperación electroquímica). En una variación de este proceso se produce una solución de CuCl_{2} a partir de la cual el cobre se separa por SX antes de la etapa de EW, con lo cual se mejora la calidad del cobre producido. En este proceso el zinc se extrae de la solución de lixiviación usando fosfato de tributilo. El Pb se precipita como PbCl_{2}. El proceso es muy complicado, existen problemas en el circuito de SX y la forma física del metal obtenido no es adecuada para la venta directa sin un procesamiento adicional.

El proceso Cuprex, usa una solución basada en NaCl y FeCl_{3}, para disolver los sulfuros de cobre obténiendose una solución de CuCl_{2}. El Cu se extrae usando SX en medios de cloruro, en tres etapas que trabajan en contracorriente. La re-extracción se realiza usando agua pura y produciendo una solución concentrada de CuCl_{2} que se transfiere a una cuba de diafragma. El Cu producido es un cobre granular (el cátodo comercial) y la operación es bastante
compleja.

El proceso Intec realiza la lixiviación usando una solución oxidante de cloruros que contiene bromuro y cloruro (Halex). Después de que la solución ha sido purificada usando cal, el Cu se extrae por electrolisis en forma granular en una cuba de membranas selectiva para los iones. El Cu producido aunque de buena calidad química no puede ser comercializado sin un tratamiento adicional.

Todos estos procesos utilizan recipientes o reactores, generalmente agitados y a una temperatura relativamente alta, para llevar a cabo las reacciones de oxidación y disolución de los sulfuros de cobre. Los reactores agitados adolecen de varios inconvenientes, que generalmente hacen al proceso inviable. En primer lugar, la mayor parte de los sulfuros son resistentes a la lixiviación o difíciles de lixiviar y por lo tanto, requieren tiempos de reacción muy largos y en consecuencia, los equipos son de grandes tamaños y también muy costosos. En segundo lugar, se requiere uno alto suministro de energía para mantener los sólidos en suspensión y mezclados. También, generalmente la lixiviación en depósitos agitados se lleva a cabo en ambientes agresivos utilizando reactivos concentrados y muchas veces a temperaturas muy altas. Esto hace que los reactores sean muy sofisticados y costosos.

Por otro lado y en comparación con el tratamiento en reactores, existe el tratamiento en montones^{1} para el procesamiento de minerales sulfurados. Este procedimiento es claramente más sencillo y más económico que el de los reactores, ya que no requiere equipos sofisticados, ni altas temperaturas, ni presiones mayores que la atmosférica. Los tiempos implicados, sin embargo, son mucho mayores que en los reactores. A pesar de ello, la inversión requerida es mucho menor, dado que el reactor en este caso, es el propio montón, cuya formación tiene un valor bastante menor que la de un reactor.

Descontando el hecho que la lixiviación en montones está ampliamente difundida en la industria, tanto para el tratamiento de minerales oxidados como para algunos minerales sulfurados, la lixiviación de concentrados en pilas o montones está justo en su etapa experimental.

Esto se debe a que una pila de concentrado puro, por sí mismo, no puede formar un montón estable sin un tratamiento previo. Cuando se trata de hacer esto, se producen un número de problemas relacionados con el flujo de la solución de irrigante, tales como canalizaciones, estancamiento de agua y mal drenaje, todo esto debido al pequeño tamaño de las partículas que lo componen. Por esta razón, se han investigado formas alternativas para mantener un montón de concentrado estructuralmente estable.

Se conocen diversos intentos de aglomerar las partículas de concentrados entre sí, a través del conocido proceso de peletización, utilizando agua con o sin un agente aglomerante. Estos pelets, inicialmente pueden ser eficazmente emplazados formando una pila. Sin embargo, dado que la mayor parte de los compuestos minerales que conforman el pelet reaccionan en la lixiviación, éstos pierden rápidamente su consistencia y finalmente la pila se
colapsa.

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Un método alternativo, que soluciona parcialmente, o al menos disminuye en gran medida las desventajas antes mencionadas, consiste en tener las partículas de concentrado adheridas a un material base. Este último puede ser un material artificial o un material pedregoso, tal como un mineral, un mineral o roca de desmonte, un material estéril, grava, etc., triturado a un tamaño adecuado.

Algunos procesos que utilizan este concepto se han desarrollado hace poco tiempo. Por ejemplo, la Patente de EE.UU. N° 6.063.158 de Sharp et al., del año 2.000, utiliza un relleno de bolas de polietileno llamadas "Bioballs", las cuales tienen la ventaja de presentar una gran superficie externa en donde pueden adherirse las partículas del concentrado. En esa patente, el concentrado se mezcla con grafito y un nutriente bacteriano, antes de ser adherido al relleno de bolas y posteriormente el conjunto se carga en un montón y se somete a una lixiviación bacteriana como si fuera una pila de mineral. Como agente aglutinante se usa, en este caso, un polímero de poli(metacrilato de etileno).

Por otra parte, la Patente de EE.UU. N° 6.083.730 de Kohr, del año 2.000, utiliza un concepto similar para el tratamiento de concentrados de sulfuros, pero en vez de un sustrato artificial como el del párrafo anterior, utiliza un conjunto de partículas gruesas, que pueden ser de lava, grava u otra roca. Después de adherir las partículas de concentrado a esta pluralidad de partículas que forman el sustrato grueso, se forma una pila y se procede a una biolixiviación del concentrado. Aquí el autor menciona la posibilidad de añadir un polímero adherente, aunque asegura que éste no es necesario cuando el concentrado está húmedo en la forma de una suspensión. Este mismo autor tiene una gran cantidad de patentes en EE.UU. referidas a este tema, sin embargo, todas se refieren a la lixiviación bacteriana de minerales de oro o concentrados de cobre, en ningún caso a una lixiviación química.

La idea de utilizar rellenos artificiales o naturales para realizar diversas reacciones hidrometalúrgicas no es nueva, comenzó como una forma de proporcionar una base para el crecimiento bacteriano a través de la formación de un biopelícula como ha sido probado incluso a nivel industrial.

A diferencia de los procesos anteriores, la invención que se describe a continuación, se refiere a un nuevo proceso para adherir los concentrados a las partículas gruesas, seguido por un proceso no bacteriano, basado sólo en reacciones químicas y cuyo objetivo es el tratamiento de cualquier concentrado de cobre, por vía hidrometalúrgica, como se describe a continuación.

Esta invención se refiere a un método exclusivamente químico, es decir, no bioquímico y además en un ambiente de cloruro, para la lixiviación de concentrados de cobre en montones, aprovechando el hecho que estos concentrados pueden ser adheridos artificialmente a la superficie de un mineral, un material estéril, un mineral desechado, una grava, un grava de lixiviación u otro material sólido de similares características que actúan como una base o soporte, denominados en forma genérica: "grava".

Este método tiene las características descritas en la reivindicación 1.

De acuerdo con esta invención, en primer lugar los concentrados se añaden a la base de sólidos, en un equipo de mezclamiento estándar, tal como un recipiente cilíndrico de aglomeración o un disco de peletización, haciendo uso de un reactivo que actúa como un aglutinante o adhesivo, cuyo principio activo es esencialmente el sulfato de calcio hidratado o yeso, obtenido "in situ" a partir de la reacción de cloruro de calcio junto con ácido sulfúrico.

La principal característica de la mezcla obtenida con el concentrado más el mineral, grava u otro material, como se ha indicado antes, más el cloruro de calcio en solución acuosa y la adición de ácido sulfúrico, consiste en que las partículas de concentrado quedan fuertemente adheridas a la superficie de las partículas de mineral debido a la formación de yeso, el cual es un material adhesivo natural que se forma por la reacción del cloruro de calcio con el ácido sulfúrico añadido. La principal ventaja de la formación de dicho aglomerado consiste en que esta mezcla heterogénea tiene tales características físicas, que puede ser apilada formando un montón, típico de los que se emplean corrientemente en las plantas hidrometalúrgicas actuales. El concentrado queda así incorporado a la pila y se beneficia de todas las ventajas de esta técnica, en términos de economía y simplicidad.

Una vez que se ha formado este montón, la siguiente etapa consiste en irrigarlo con una solución lixiviante concentrada en iones cloruro, iones de hierro, iones de cobre y otros cationes, así como algo de sulfato residual procedente del ácido sulfúrico añadido. Los cloruros de cobre y hierro en su valencia más alta (es decir, +2 y +3, respectivamente) actúan como oxidantes de los minerales sulfurados de cobre, disolviéndolos y transfiriéndolos a la solución de irrigación en la forma de cloruros en el menor estado de valencia (es decir, +1 y +2, respectivamente) como productos de la reacción. Una vez que la solución de lixiviación, que contiene las cantidades valiosas de cobre, ha salido de la pila, se le extrae parcialmente su contenido de cobre, por el proceso tradicional de extracción por disolventes y la solución ya tratada en esta etapa, que contiene todavía una proporción importante del cobre extraído, se recicla al montón para seguir lixiviando más especies sulfuradas de cobre.

El cobre que ha sido extraído en la etapa de extracción por disolventes se re-extrae y electro-recupera o cristaliza por métodos que en la actualidad son ampliamente conocidos, para obtener cátodos de cobre de alta pureza o sales de cobre menos interesantes.

Este proceso puede ser igualmente aplicado a cualesquiera materiales con características físicas similares a los concentrados, es decir, finamente divididos, que contengan cobre, tales como precipitados o gangas de este metal.

Descripción detallada de la invención

En resumen, el proceso de aplicación industrial para tratar concentrados de cobre por el procedimiento de esta invención, consiste de dos etapas sucesivas y complementarias. En primer lugar, el concentrado de cobre es adherido al material pedregoso que le sirve de base o soporte en un equipo adecuado, proceso que aquí se denomina en lo sucesivo "aglutinación", para diferenciarlo del proceso llamado corrientemente "aglomeración", el cual es un proceso donde las partículas de un mismo material se adhieren entre sí. A continuación el material así formado una vez apilado en una plataforma formando un montón de lixiviación. Como una segunda etapa, una vez apilado el material se irriga con una solución que contiene una alta concentración de cobre y de ion cloruro, los cuales tienen por objeto producir dos efectos: la oxidación del ion ferroso a férrico y la disolución de los sulfuros de cobre mediante el ion férrico así formado. El cobre solubilizado es transportado por la solución de irrigación y la corriente de solución obtenida a la salida de las pilas, se somete a un proceso estándar para la recuperación de cobre, preferiblemente una etapa de extracción por disolventes seguido de una electro-recuperación para obtener cátodos de cobre.

A continuación se describen con detalle estas dos operaciones.

Es una práctica usual del estado actual de la técnica, en un proceso de lixiviación en montón de materiales triturados finos, llevar a cabo previamente una etapa de aglomeración y curado. Este concepto es válido, tanto para minerales oxidados como para minerales sulfurados de cobre. En esta etapa, se busca obtener dos efectos de la mayor importancia para la subsiguiente lixiviación en montón, en primer lugar, se busca mejorar las características físicas del conjunto de partículas de mineral mediante un proceso de aglomeración. En este proceso, las partículas se adhieren unas a otras formando un conglomerado uniforme de partículas unidas entre sí, para formar a su vez un cuerpo común gracias a los mecanismos de adhesión resultantes de los puentes líquidos debidos a las tensiones superficiales. Corrientemente, esta operación se realiza en la actualidad en un cilindro aglomerador.

Específicamente, en este proceso, las partículas más finas se adhieren a las de mayor tamaño gracias a este mecanismo, impidiendo que éstas últimas sean arrastradas por la solución de irrigación.

En segundo lugar, lo que se busca es obtener una disolución importante y rápida de las especies oxidadas de cobre presentes en el mineral. Esto se logra añadiendo ácido, preferiblemente sulfúrico, además de agua en esta etapa. Los protones del ácido reaccionan con los aniones oxidados de las especies minerales, generalmente oxígeno, hidróxido, carbonato o silicato, formando agua y liberando los cationes tales como hierro, aluminio, magnesio y otros de menor importancia, los cuales se disuelven en la solución. Este concepto puramente químico es lo que se denomina "curado" en el lenguaje técnico hidrometalúrgico.

Para el primer objetivo de la aglomeración, esto es, para tener las partículas adheridas unas a otras, generalmente basta con añadir agua, ya que ésta es capaz por sí sola, de crear una fuerza de atracción entre las partículas debido a la generación de fuerzas interfaciales. En algunos casos, se ha encontrado necesario añadir algún agente aglutinante o tensioactivo para reforzar este efecto, especialmente con minerales que presentan un alto contenido de partículas finas. Generalmente el agente activo de los aglutinantes está basado en polímeros orgánicos, tales como las poliacrilamidas, las cuales se comercializan en forma habitual.

Por otra parte, se conocen varios intentos para utilizar materiales inorgánicos que jueguen el papel de adhesivo para las partículas de mineral. En la hidrometalurgia del oro, por ejemplo, este papel lo puede hacer y frecuentemente lo hace el cemento Portland y el óxido de calcio. Para el cobre, donde a diferencia de los minerales auríferos, los materia-
les adhesivos deben ser resistentes a los ácidos, dichos intentos incluyen yeso, óxido de calcio, algunas arcillas y otros.

En el proceso, objeto de esta invención, se hace uso de los mismos conceptos antes descritos. Esto es, en este caso lograr la adhesión de las partículas de concentrado al material pedregoso que les sirve de base o soporte y producir una rápida disolución de una parte del contenido de cobre del mineral, específicamente los sulfuros de cobre.

Ambos conceptos se basan en los resultados descritos y presentados con anterioridad en la Patente Chilena Nº 40.891, la cual se presenta en la presente como un antecedente y parte integrante de esta invención, dado que dicha patente fue desarrollada integralmente por los principales autores de la presente solicitud de patente.

Para tener las partículas de concentrado adheridas al material mineral, se hace uso del mismo concepto utilizado para los minerales, especialmente aquellos que contienen partículas finas, con la diferencia que en este caso, se usa un elemento aglomerante que se forma en el mismo lugar o "in situ" por reacción química de un compuesto añadido espe-
cialmente: el cloruro de calcio, que reacciona con el ácido sulfúrico, que se añade habitualmente en este mismo caso.

La reacción que se produce en este proceso es la siguiente:

(1)CaCl_{2} + H_{2}SO_{4} + 2 \ H_{2}O \rightarrow CaSO_{4} \cdot 2H_{2}O + 2 \ H^{+} + 2 \ Cl^{-}

donde el compuesto: CaSO_{4}.2H_{2}O también conocido comercialmente como "yeso", es un material aglutinante inorgánico natural, utilizado en esta forma en diversos procesos denominados "cerámicos" para la fabricación de un gran número de objetos.

La cantidad de cloruro de calcio que ha de añadirse, debe ser tal que la cantidad de sulfato de calcio formado sea suficiente para recubrir las partículas gruesas de mineral con el objetivo de que éstas sean capaces de atrapar las partículas más finas de concentrado, ejerciendo un efecto tipo "cazamoscas".

Una vez que las partículas de concentrado han sido atrapadas en las partículas de mineral, éstas ya no se liberan mecánicamente, ni siquiera incluso con una alta tasa de irrigación, como ya ha sido comprobado experimentalmente.

El segundo efecto que se produce en esta etapa de la presente invención, es la rápida disolución de los componentes del concentrado que contienen cobre. Puesto que en esta etapa también se añade ácido sulfúrico, con el objeto de aportar los iones sulfato que requieren la formación del yeso, también se están añadiendo forzosamente los protones del ácido sulfúrico, los cuales a su vez se combinan con el oxígeno de los óxidos u otros aniones oxidados del concentrado, para formar agua y liberar los cationes de cobre, tal como sucede en la operación normal de curado y aglomeración de los minerales oxidados.

En este caso, sin embargo, la adición de cloruro de calcio produce un efecto mucho más notable, especialmente con los concentrados de cobre que contienen especies sulfuradas de cobre. El efecto que se produce, es similar al de los ácidos sobre los minerales oxidados de cobre, esto es, una rápida disolución de los minerales sulfurados, pero en este caso, esto funciona al mismo tiempo que para los minerales oxidados y esto diferencia claramente ambos procesos, ya que en la etapa normal de curado de los minerales oxidados, solo se disuelven los minerales oxidados de cobre y prácticamente nada de los sulfuros de cobre.

La causa de que ocurra este fenómeno ha sido encontrada después de un largo período de experimentación y estudio, la cual ya fue descrita, en parte, en la Patente Chilena antes mencionada y que puede ser explicada de la siguiente sencilla manera.

En primer lugar, la reacción que ocurre para la disolución de los minerales sulfurados se puede escribir genéricamente como:

(2)CuS + 2 \ Fe^{+3} \rightarrow Cu^{+2} + S^{0} + 2 \ Fe^{+2}

o también:

(3)CuFeS_{2} + 4 \ Fe^{+3} \rightarrow Cu^{+2} + 2 \ S^{0} + 5 \ Fe^{+2}

Estas dos reacciones son las más importantes en la lixiviación de minerales sulfurados de cobre, puesto que explican que es la oxidación del azufre contenido en los sulfuros la que permite la liberación del cobre en forma de catión.

En este caso, la clave del fenómeno está en la existencia del ion cloruro, el cual es aportado por el cloruro de calcio tal como aparece claramente mostrado en la ecuación (1) y que, sin embargo, no aparece en las reacciones (2) y (3).

En esta etapa, el cloruro tiene dos efectos muy diferentes entre sí, pero igualmente importantes. En primer lugar, el átomo de cloro genera una estructura aparentemente criptocristalina del azufre producido por la reacción de los sulfuros, reacciones (2) y (3). Esto, a diferencia de lo que ocurre en ausencia de cloruro, por ejemplo, en un ambiente de sulfato, el cloruro produce una capa del producto de reacción que mejora la transferencia del ion férrico y la salida de los iones ferroso y cúprico, que son los productos de reacción.

Este fenómeno está bien documentado en varios trabajos que aparecen en la bibliografía, por ejemplo, en las referencias.

El segundo efecto del ion cloruro es aumentar enormemente la velocidad de oxidación del ion ferroso para formar más ion férrico que va a oxidar los sulfuros de cobre de acuerdo con las reacciones (2) y (3). Este efecto se interpreta de la siguiente manera, lo cual está descrito también en la Patente Chilena antes mencionada.

En primer lugar, en presencia de cloruro, a diferencia de lo que sucede en un ambiente de sulfato, el ion cuproso puede existir en equilibrio con el ion cúprico debido a la formación de grupos complejos de iones cloruro. A modo de ejemplo, podemos señalar la existencia de los tres primeros cloruros cuprosos, que varían desde el menor al mayor grado de iones complejos:

(4)Cu^{+} + Cl^{-} \rightarrow CuCl_{(aq)}

(5)Cu^{+} + 2 \ Cl^{-} \rightarrow CuCl_{2}{}^{-}{}_{(aq)}

(6)Cu^{+} + 3 \ Cl^{-} \rightarrow CuCl_{3}{}^{-2}{}_{(aq)}

donde el subíndice (aq) significa que el compuesto está en la fase acuosa. Estas ecuaciones muestran que cuanto mayor es la concentración de cloro en la solución, mayor es la concentración de ion cuproso complejo. De la misma forma los primeros cloruros cúpricos se pueden describirse como:

(7)Cu^{+2} + Cl^{-} \rightarrow CuCl^{+}{}_{(aq)}

(8)Cu^{+2} + 2 \ Cl^{-} \rightarrow CuCl_{2}{}_{(aq)}

(9)Cu^{+2} + 3 \ Cl^{-} \rightarrow CuCl_{3}{}^{-}{}_{(aq)}

El equilibrio entre estos compuestos se puede escribir para cada par de compuestos, por ejemplo, entre los dos primeros con el menor contenido de cloro, de la siguiente manera:

(10)CuCl_{(aq)} \leftarrow \rightarrow CuCl^{+}{}_{(aq)} + e^{-}

Ésta es una reacción de semi-pila; se requiere otra reacción que sea capaz de consumir el electrón formado en esta reacción, esto es, una reacción con un compuesto que sea un aceptor de electrones. El candidato más evidente es el oxígeno del aire, que entra en la solución, formando agua y utilizando dos electrones:

(11)2 \ H^{+} + ^{1}/_{2} O_{2} + 2 \ e^{-} \rightarrow H_{2}O

Usando esta ecuación, el equilibrio entre el ion complejo del cloruro cuproso y el ion complejo del cloruro cúprico, debe escribirse como:

(12)2 \ CuCl_{(aq)} + 2 \ H^{+} + ^{1}/_{2} O_{2} \rightarrow 2 \ CuCl^{+}{}_{(aq)} + H_{2}O

en esta reacción, se produce la oxidación de un compuesto, el ion complejo cuproso, dando lugar a un compuesto oxidado, el ion complejo cúprico, y esta oxidación puede ser utilizada para oxidar a su vez los sulfuros de cobre, por ejemplo:

(13)CuS + 2 \ CuCl^{+} \rightarrow 2 \ CuCl_{(aq)} + Cu^{+2} + S^{o}

En esta ecuación, se ha escrito el ion cúprico en forma monómera, porque esta es la forma en que se encuentra en el sulfuro. Sin embargo, es posible que este mismo ion sea capaz de oxidar una parte del azufre en forma de sulfuro y por lo tanto, que se use menos ion cúprico complejo para oxidar el sulfuro. Es decir, que el mecanismo ocurra de acuerdo con la siguiente reacción:

(14)CuS + CuCl^{+} \rightarrow CuCl_{(aq)} + Cu^{+} + S^{o}

dando lugar a la formación de ion cuproso, en vez de ion cúprico como en la reacción anterior.

Incluso cuando las reacciones anteriores son termodinámicamente factibles, en presencia de hierro en la solución, la reacción más probable para la lixiviación de los sulfuros, implica al ion férrico. Para establecer esto existen dos fuertes razones: en primer lugar, el potencial de oxidación del par electroquímico: férrico-ferroso es mayor que el del par: cúprico-cuproso. En segundo lugar, el ion férrico es un ion más pequeño y más activo que los grupos que contienen el ion complejo cúprico y por lo tanto, es más probable que el aceptor de electrones sea el ion férrico, de acuerdo a la siguiente reacción:

(15)2 \ Fe^{+3} + 2 \ e^{-} \rightarrow 2 \ Fe^{+2}

y con esto, el equilibrio entre el ion complejo cuproso y el ion complejo cúprico, puede escribirse como:

(16)2 \ CuCl^{+}{}_{(aq)} + 2 \ Fe^{+2} \leftarrow \rightarrow 2 \ CuCl_{(aq)} + 2 \ Fe^{+3}

aquí, el ion cúprico se ha reducido a cuproso y el ion ferroso se ha oxidado a férrico y éste último reacciona con los sulfuros de cobre de acuerdo con las reacciones (2) y (3).

De acuerdo con todo lo indicado, el sistema que tiene dos pares electroquímicos, esto es, el par cloruro-cúprico/cloruro-cuproso y el par férrico/ferroso funciona de la siguiente manera:

I.

El ion complejo del cloruro cuproso, reacciona con el oxígeno del aire de acuerdo con la reacción (12) para formar un ion complejo del cloruro cúprico.

II.

El ion complejo del cloruro cúprico, reacciona con el ion ferroso de acuerdo con la reacción de equilibrio (16) para formar el ion férrico, formando además el ion complejo del cloruro cuproso, como producto de reacción, el cual se vuelve a oxidar con el oxígeno del aire de acuerdo con la reacción (12).

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I.

El ion férrico generado en la reacción anterior, ataca a los sulfuros de cobre de acuerdo con las reacciones (2) y (3), liberando en la solución los iones de cobre contenidos en dichos sulfuros.

II.

En esta reacción el ion férrico se reduce a ion ferroso. Este ion ferroso se vuelve a oxidar de acuerdo con el equilibrio (16).

Este mecanismo corresponde a una reacción autocatalítica ya que los reactivos necesarios para el mecanismo final, se generan internamente en el mismo sistema de reacción.

Estas mismas reacciones ocurren con las formas más complejas de los iones cuprosos y cúpricos, pero su resultado es el mismo, es decir, la oxidación del ion ferroso a ion férrico catalizada por el ion cúprico dando como resultado el ion cuproso que se oxida fácilmente con el aire.

Evidentemente, la realización del proceso descrito en la presente invención es independiente del mecanismo químico que realmente ocurre y lo anterior representa la mejor visión de los autores con el único objeto de explicar físico-químicamente este inusual fenómeno.

Desde un punto de vista práctico, el proceso industrial tal como se produce por las reacciones descritas anteriormente, se puede describir con dos características:

-

Un material pedregoso formado por un mineral, grava, material estéril, u otro material de similares características con un intervalo de tamaño típico de menos de 0,75 cm (3/4 de pulgada) de diámetro, rodeado de un material fino de tamaño típicamente menor que el correspondiente a la malla Tyler 100, donde ambos materiales están adheridos mediante sulfato de calcio que les sirve como adhesivo natural.

-

Una capa delgada de líquido que rodea las partículas adheridas anteriores, que contiene una gran cantidad de cobre y hierro en solución, en todos sus estados de valencia, además de un alto contenido del ion cloruro.

Este proceso se denomina "aglutinación"

Cuando este material es irrigado en la forma tradicional de la lixiviación en pilas, todo el cobre producido en la etapa de aglutinación es asimilado por la solución de regado, produciendo una gran recuperación de cobre al comienzo de la lixiviación.

Además, después de este fuerte ataque por el ácido sulfúrico junto con el ion cloruro añadido, todo el material, tanto el que se usa base o soporte, como el adherido a las partículas pedregosas, ha quedado susceptible de una mayor reacción, siguiendo aproximadamente las mismas reacciones descritas anteriormente durante la etapa de lixiviación, es decir, mientras la mezcla sólida es irrigada con una solución de alta concentración de iones de cobre, cloro, hierro y ácido, que son los reactivos requeridos por las reacciones de lixiviación.

Para que el proceso funcione en la forma en que se ha descrito antes, solo basta con que coexistan todas las especies ya mencionadas, esto es, un material base o soporte, un material fino que contiene cobre, la sal cloruro de calcio en solución acuosa y ácido sulfúrico en cualquiera de sus formas comerciales. Las proporciones a utilizar entre estos componentes, dependerán de las características físicas de los dos materiales sólidos y de los resultados esperados y no están limitadas por las características del proceso.

El criterio para añadir el ácido sulfúrico, es el mismo que se emplea corrientemente para los minerales de cobre oxidados. Este, está basado generalmente en ensayos experimentales y el resultado final depende de cada mineral, o en este caso, de cada concentrado. Un criterio típico es añadir en esta etapa el 80% del ácido que será consumido por la ganga, más el ácido que será consumido por el cobre en la etapa de aglomeración o curado. Por ejemplo, un mineral que contiene 1,5% de cobre, donde se supone que la recuperación en el curado será de 30%, requiere 7 kg/tonelada de ácido debido al cobre. Sí además este mineral presenta un consumo de ácido de 30 kg/tonelada de consumo de ganga, entonces, la cantidad de ácido que ha de añadirse en esta etapa debe ser aproximadamente 31 kg/tonelada de
ácido.

La cantidad de ácido añadido en la etapa de curado limita la cantidad de CaCl_{2} que se puede añadir. En efecto, si la cantidad de ácido es 31 kg/ton, entonces existen como máximo 30 kg/ton de ion sulfato disponibles para formar CaSO_{4}*2H_{2}O, por lo tanto, de acuerdo con la reacción (1), la cantidad de CaCl_{2} que probablemente hay que añadir es 35 kg/tonelada. Sí se añade más que esta cantidad, una parte del CaCl_{2} no reaccionará y su papel será inútil.

Este valor representa la cantidad máxima de CaCl_{2} que ha de añadirse al mineral, la cual es una función de la cantidad de ácido añadida en la etapa de curado. Por otra parte, la cantidad mínima de CaCl_{2} que ha de añadirse, es función de la superficie de las partículas del material utilizado como base o soporte y que son capaces de formar núcleos de crecimiento con las partículas finas. Por ejemplo, sí se usa una distribución típica de un mineral de un tamaño inferior a 0,9525 cm (3/8 de pulgada) y se supone que las partículas capaces de formar núcleos son mayores que 2 mm, entonces la superficie específica de estas partículas formadoras de núcleos será del orden de 2,7 cm^{2}/g de mineral.

Entonces, otro criterio para la cantidad de cloruro de calcio que se ha de añadir, podría ser el siguiente. Para que el sulfato de calcio ejerza su efecto de "cazamoscas" descrito antes, éste debe tener una geometría tal que debe estar rodeando completamente las partículas nucleadoras del material base o soporte que generan la nucleación. Para que este efecto sea como se espera, se debe suponer que la capa de sulfato de calcio debe ser capaz de retener la mitad del volumen más grande de una partícula de concentrado. Sí la partícula más grande de concentrado es de 100 micrómetros, entonces la capa de sulfato debe tener al menos un espesor de 0,005 cm. Dado este valor, el volumen de yeso requerido para esta distribución de partículas del material base o soporte debe ser de 0,0135 cm^{3}/g. Suponiendo una densidad para el yeso hidratado de 2,0 g/cm^{3}, esto quiere decir que se necesitan 0,027 g de yeso por gramo de mineral para obtener el efecto deseado. Usando la proporción de yeso formado respecto al cloruro de calcio añadido, de acuerdo con la reacción (1), se obtiene una cantidad de 17,4 kg de CaCl_{2} por tonelada de mineral.

Estos valores se dan solo como un ejemplo de como calcular las cantidades de ácido sulfúrico y cloruro de calcio que se han de usar en cada caso, no como una limitación a nuestro invento. Pueden existir casos más complejos que este, los cuales deben ser analizados en forma particular. Las cantidades de ácido sulfúrico y cloruro de calcio que se han de añadir dependerán de cada caso y estos deben ser estudiados experimentalmente.

Además, nuestros cálculos muestran que este proceso es válido para tratar cualquier material que contenga cobre, sin importar sí su origen es un material oxidado, puro o un sulfuro; el fundamento del proceso es que el sulfato de calcio formado gracias al cloruro de calcio añadido es más que suficiente para que el material formado por este método, sea capaz de formar una pila o montón de lixiviación. Eso es lo que se quiere reivindicar en esta solicitud.

Valores numéricos de las cantidades típicas de los diferentes componentes que han sido utilizados hasta este momento, se ven más adelante en la sección de ejemplos de aplicación.

Realización preferida de la invención

La realización preferida de esta invención, consiste en mezclar el material base o soporte que usualmente será de tamaño menor que 1,905 cm (3/4 de pulgada), preferiblemente menor que 1,27 cm (1/2 pulgada) y mejor aún con un tamaño de 0,9525 cm (3/8 de pulgada), con un material fino que usualmente será menor que el correspondiente a la malla Tyler100 y que será uno que contiene las especies valiosas de cobre, específicamente compuestos de sulfuro de cobre, pero que no está limitado a estos últimos, ya que pueden existir también especies oxidadas fácilmente solubles o refractarias y también cobre puro o ligeramente oxidado, en cuyo caso, el cloruro de calcio sirve igualmente para adherir estas partículas al material base.

La mezcla de estos dos materiales sólidos junto con ácido sulfúrico y la solución de cloruro de calcio o cloruro de calcio sólido disuelto en agua, tiene lugar preferentemente en un recipiente cilíndrico rotatorio para formar un material aglutinado, el cual se dispone en montones de la misma forma que ya es tradicional en las plantas hidrometalúrgicas actuales.

Descripción de las figuras de los dibujos

Figura N°1: "Procedimiento para añadir el concentrado", donde los números representan: (1) solución acuosa de CaCl_{2}, (2) ácido sulfúrico, (3) concentrado, (4) mineral.

Figura N°2: "Diagrama de flujo del proceso propuesto", donde los números representan: (5) solución acuosa de CaCl_{2}, (6) CaCl_{2}, (7) material aglutinado, (8) lixiviación (9) lavado, (10) solución pobre, (11) solución intermedia, (12) solución rica 13) etapa de extracción.

Figura N°3: "Aspecto físico del material aglutinado".

Figura N°4: "Recuperación de cobre en montones experimentales", donde la Figura 5A representa el montón 101 y la Figura 5B representa el montón 102.

Figura N°5: "Recuperación de cobre en columnas", la Figura 5A representa la columna N° 1266 del ejemplo 2 y la figura 5B la columna N°1265 del ejemplo 3.

Descripción detallada de las figuras

La Figura 1, muestra la forma preferida de añadir un concentrado u otro material fino a la corriente principal de un mineral o de un material pedregoso diferente. En esta figura, el concentrado, se alimenta a la corriente principal de mineral por medio de una cinta sin fin perpendicular a la corriente de mineral que va al recipiente cilíndrico de aglomeración.

Posteriormente, los montones son irrigados en la forma estándar y la solución recuperada se somete a un proceso de extracción por disolventes y electro-recuperación.

La Figura 2, muestra el diagrama de flujo para la realización preferida de esta invención, la cual también fue mostrada en la Patente Chilena antes mencionada, pero en un contexto muy diferente.

La Figura 3, muestra el aspecto físico del material después de un tiempo en que se ha producido la aglutinación. Se puede observar el tamaño de las partículas de material aglutinado y el color verdoso característico de la formación de oxicloruro de cobre.

La Figura 4, muestra las recuperaciones obtenidas para ambos montones, las cuales resultaron ser de 93,7% en ambos casos.

La Figura 5, muestra la curva de recuperación obtenida (a) para el ejemplo (2) y (b) para el ejemplo (3), donde se aprecia las recuperaciones finales de 90,2% y 85,5% respectivamente. El notorio aumento de la recuperación en la parte final de la curva se debe al efecto del lavado ya mencionado.

Ejemplos de aplicación

Se han realizado un gran número de experimentos utilizando el concepto descrito anteriormente, tanto en columnas como en montones de tamaño industrial, así como con diferentes materiales, tanto para el material base, es decir, mineral o material estéril, así como del material fino adherido a dicho material base. A continuación se muestran los ejemplos más significativos, a nuestro juicio, de estos ensayos experimentales.

Ejemplo nº 1

En este ejemplo, se formaron dos montones semi-industriales de 1000 toneladas cada uno, para lo cual, se mezcló un mineral mixto de cobre de baja calidad procedente del yacimiento Estefanía de Minera Michilla, con las siguientes características químicas: Cu total: 0,52%; Cu soluble: 0,30% y un consumo de ácido por ensayo en laboratorio de 90 kg/tonelada. Este mineral se utilizó como material base o soporte. Este material se mezcló con un concentrado en dos proporciones diferentes, en una pila con 6,9% y en la otra con 10,1%. Este concentrado tenía las siguientes características: Cu total = 26,10%; Cu soluble = 7,27% y un consumo de ácido en laboratorio de 150 kg/tonelada. De acuerdo al análisis mineralógico, la parte sulfurada de este concentrado estaba compuesta principalmente de calcosita, alrededor de 85% y el resto estaba compuesto de covelina, bornita y en menor grado calcopirita. Las distribuciones granulométricas con sus riquezas de cobre respectivas, del concentrado y del mineral fueron las siguientes:

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Distribución granulométrica del concentrado

Nº de la malla	%	%	%CuT	%CuS	%CuI
	Parcial	Acumulado	[%]	[%]	[%]
65	0,0		0,0		-	-	-
100	47,6		47,6		19,71		5,78		13,93
200	12,2		59,8		33,80		5,93		27,86
-200	40,2		100,0		31,35		9,43		21,92
Total	100,0		-		26,10		7,27		18,84

Distribución granulométrica del mineral

Tamaño o nº de	%	%	%CuT	%CuS	%CuI
la malla
	Parcial	Acumulado	[%]	[%]	[%]
0,952 cm	0,0		0,0		-	-	-
0,635 cm	17,1		17,1		0,28		0,21		0,07
Nº 50	76,8		93,9		0,54		0,28		0,25
Nº 100	1,8		95,7		0,91		0,59		0,32
Nº 200	1,1		96,8		0,95		0,70		0,24
- Nº 200	3,2		100,0		1,02		0,91		0,11
Total	100,0		-	0,52		0,30		0,22

El mineral se alimentó, junto con el concentrado, a un recipiente cilíndrico rotatorio industrial a un caudal másico de 320 tonelada/hora. Al mismo tiempo, junto con el mineral y el concentrado, se añadió ácido sulfúrico a través de una tubería en una proporción de 30 kg/tonelada de mineral. En la operación normal de este recipiente cilíndrico rotatorio industrial, normalmente en la planta, se utiliza además agua de mar en una proporción de 60 litros/tonelada de mineral. En este caso el agua se reemplazó totalmente por una solución de agua de mar y cloruro de calcio, el cual es soluble en agua, a una concentración de 200 g/litro de cloruro de calcio utilizada en este estudio. La cantidad de esta solución empleada en este caso fue 84 litros/tonelada de mineral, más alta que la cantidad de agua normal utilizada debido al consumo de agua de las reacciones de este proceso tal como fueron explicadas anteriormente.

Para suministrar el concentrado se utilizó una cinta sinfín lateral que alimentaba 90º por encima de la cinta sinfín principal de mineral, la cual descargaba directamente en el recipiente cilíndrico rotatorio, como se muestra en la Figura N° 1. En general, el proceso fue similar al que se realiza usualmente en el sitio de trabajo normal de aglomeración de mineral, siendo la única diferencia importante, la adición de una solución de cloruro de calcio, en vez de agua de mar, como es la práctica habitual.

Dos montones de aproximadamente 1000 toneladas cada uno, se cargaron con el material que salía del recipiente cilíndrico aglomerador. Los montones comenzaron a ser irrigados con una solución que contenía de media 84 g/litro de cloruro y aproximadamente 7 g/litro de cobre. Durante todo el período que duró la lixiviación, se midió el caudal de solución que entró en los montones y cada un cierto número de días, usualmente tres días, se midieron las concentraciones de un material compuesto en la entrada y en la salida de los montones. Después de cierto tiempo, alrededor de 110 días, los montones se descargaron y la grava lixiviada se analizó en cuanto a cobre total y cobre soluble. Esto permitió calcular las recuperaciones por cabeza-cola de ambos pilas.

La Figura 4, muestra las recuperaciones obtenidas por ambas pilas, las cuales resultaron ser 93,7% en ambos casos, valor obtenido a partir de las riquezas de cabeza y grava en ambas pilas. Las riquezas de cabeza fueron: 2,17 y 3,00% de Cu total respectivamente y las gravas lixiviadas correspondientes: 0,136% y 0,187% de Cu total.

El valor para la recuperación antes indicado, corresponde a la recuperación de la mezcla del mineral de baja calidad con el concentrado. Aquí no es posible saber de antemano, que recuperación corresponde al mineral y cual al concentrado, debido a que no se sabe con certeza que parte del cobre de la grava corresponde al mineral y cual al concentrado. Lo único que se puede hacer es una estimación de las recuperaciones de ambos componentes de la mezcla, como se muestra a continuación.

En primer lugar, sí se supone que la riqueza de las gravas es la misma para ambos materiales, entonces la recuperación obtenida para el mineral es 73,9% y 99,5% para el concentrado. Este valor parece ser sumamente optimista, a pesar de que la recuperación del mineral es bastante adecuada a su riqueza de cabeza. Sin embargo, sí, por otro lado, se supone que la parte de menor tamaño de las gravas, es decir, la de un tamaño menor que el correspondiente a la malla nº 65, corresponde toda al concentrado, entonces los nuevos resultados son: las recuperaciones obtenidas para el mineral son 83,3 y 80,0% para cada una de las pilas y 96,8 y 96,7% de cobre total en el concentrado para cada una de las pilas. El resultado real para la recuperación de cobre total en el concentrado tiene que estar entre estos dos valores, es decir, entre 96,8 y 99,5%.

En ambos casos las recuperaciones obtenidas son comparables con la recuperación que se obtiene en un proceso pirometalúrgico.

Ejemplo nº 2

Para mostrar que este proceso es igualmente aplicable a otras especies de cobre, no sólo las del tipo calcocítico, como se vio en el ejemplo anterior, se realizó otro experimento con un concentrado procedente del tratamiento por flotación de escorias de fundiciones de cobre. Este nuevo concentrado tenía las siguientes características globales: Composición química: 31,28% de Cu total, 3,30% de Cu soluble; 23,4% de Fe total y 8,11%, de Fe soluble y un consumo de ácido determinado en laboratorio de 9,0 kg de ácido por kg de Cu soluble. El análisis granulométrico dio los siguientes valores:

Malla Nº	Masa	Masa	%CuT	%CuS	%CuI
	%	%	[%]	[%]	[%]
65	1,01		1,01		27,09		7,52		19,57
100	2,15		3,16		31,44		4,30		27,14
200	12,44		15,60		33,59		2,86		30,73
-200	84,40		100,00		31,14		3,01		28,13
Total	100,00		-	31,41		3,06		28,35

El análisis mineralógico, por otra parte, reconoció la presencia de las siguientes especies: calcopirita: 60%, calcosita 24,1%, covelina: 1,6%, bornita: 5,2% con algo de pirita (6,7%) y pirrotita (< 2%). También es interesante señalar que los análisis por rayos-X, realizados a esta muestra indican que una gran parte de los sulfuros de cobre están en un estado amorfo, es decir no cristalino y el resto en la forma de calcopirita.

Este concentrado se mezcló, en la proporción de 11,0% en base húmeda, con un mineral que tenía la siguiente distribución granulométrica:

Tamaño o nº de	%	%	%CuT	%CuS	%CuI
la malla
	Parcial	Acumulado	[%]	[%]	[%]
0,952 cm	0,00		0,00
0,635 cm	28,31		28,31		0,50		0,11		0,39
Nº 50	61,20		89,51		1,21		0,19		1,02
Nº 100	1,33		90,84		1,68		0,42		1,26
Nº 200	0,61		91,45		1,82		0,49		1,33
Nº -200	8,55		100,00		2,55		0,80		1,75
Total	100,00				1,13		0,22		0,91

La mezcla se realizó en un recipiente cilíndrico homogeneizador antes de realizar la aglutinación. La riqueza de cabeza de la mezcla al final de este proceso resultó ser de: 3,901% de Cu total, 0,503% de Cu soluble y 3,397% de Cu insoluble. La mezcla se realizó añadiendo 15,0 kg/tonelada de cloruro de calcio en una solución acuosa de 150 g/litro de cloro. La cantidad de ácido sulfúrico industrial añadida fue 30 kg/tonelada, finalmente se añadió suficiente agua de mar para alcanzar un total de 100 kg/tonelada de humedad.

Con el material aglomerado en esta forma, se cargó una columna de 3 m de altura y 19 cm de diámetro. Dos días más tarde, la columna se comenzó a irrigar a un caudal de 20 litros/m^{2}.hora, con una solución que tenía, como sus componentes más importantes, los siguientes: Cu: 4,7 g/litro, Fe total: 11,8 g/litro, Fe^{+2}: 8,3 g/litro, ácido: 7,3 g/litro y Cl: 95 g/litro. Al final de período de lixiviación, esta solución se cambió por otra que contenía solo 0,7 g/litro de cobre con el objeto de eliminar por lavado, el cobre que permanecía remojando el aglomerado al final de la lixivia-
ción.

La Figura 5, muestra la curva de recuperación obtenida, donde se aprecia que la recuperación final fue 90,2%, que corresponde a una riqueza de la grava de 0,383% de cobre total. El notorio aumento de la recuperación en la parte final de la curva se debe al efecto del lavado ya mencionado.

Nuevamente existe un problema con la estimación de la recuperación de cada uno de los materiales implicados ya que se cuenta con una sola riqueza de la grava. Al igual que en el caso anterior se puede suponer que la riqueza de las colas es la misma para el mineral que para el concentrado, con lo cual se obtienen 98,8% de recuperación para el concentrado y 66,4% para el mineral. Sin embargo, este cálculo da un valor demasiado optimista. Se puede realizar un ejercicio más pesimista, considerando que las gravas que tienen un tamaño inferior al de malla nº 100, pertenecen todas al concentrado. Las recuperaciones obtenidas son, en este caso: 91% para el concentrado y 80% para el
mineral.

De cualquier forma se muestra que el proceso aquí descrito es igualmente aplicable en forma industrial para el material de las características descritas, esto es un material procedente de la flotación de una escoria de fundición de cobre. Nuevamente, el único papel del mineral utilizado es mantener, con la ayuda del cloruro de calcio, las partículas de concentrado para que no sean arrastradas por la solución de irrigación. Sí en vez de un mineral se utiliza un material inerte, sin cobre, el papel jugado por él es el mismo, con la ventaja adicional que desaparecería el problema de la asignación de las recuperaciones, ya que la de este material sería cero.

Ejemplo nº 3:

Finalmente se da un ejemplo para el material de cobre más difícil de lixiviar que se conoce y que corresponde a un concentrado compuesto principalmente por calcopirita. Con este ejemplo, se prueba que el proceso aquí descrito es válido para todos los tipos de concentrados de sulfuro de cobre.

El concentrado de calcopirita utilizado tenía las siguientes características: composición química global: 45,36% de Cu total, 2,80% de Cu soluble; 16,5% de Fe total, 0,8% de Fe soluble y un consumo de ácido determinado en laboratorio de 16,0 kg de ácido por kg de Cu soluble.

El análisis granulométrico dio los siguientes valores:

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Nº de la malla	Masa	Masa	%CuT	%CuS	%CuI
	% Parcial	% acumulado	[%]	[%]	[%]
65	0,00		0,00
100	1,18		1,18		36,06		2,80		33,26
200	15,14		16,32		40,15		1,80		38,35
-200	83,68		100,00		46,91		1,60		45,31
Total	100,00				45,76		1,64		44,12

\vskip1.000000\baselineskip

El análisis mineralógico, por otra parte, acusó la presencia de las siguientes especies: calcopirita: 65,2%, digenita: 25,1%, covelina: 7,7%, bornita: 2,0% y algo de pirita (2,6%). También es interesante señalar que los análisis por rayos-X, realizados a esta mostraron que una gran parte de los sulfuros corresponden a calcopirita. Los resultados previos indican que el contenido de cobre no calcopirítico es 56,4%. Por lo tanto, cualquier recuperación obtenida por encima de este valor, significa que ha sido lixiviada una parte de la calcopirita.

El concentrado de calcopirita se mezcló en la proporción de 11,0% en base húmeda, con un mineral que tenía la siguiente distribución granulométrica:

\newpage

Tamaño o número	%	%	%CuT	%CuS	%CuI
de la malla
	Parcial	Acumulado	[%]	[%]	[%]
-0,925 cm	0,0		0,0		-	-	-
-0,635 cm	22,6		22,6		0,69		0,16		0,53
Nº 50	69,5		92,1		1,22		0,18		1,04
Nº 100	2,4		94,5		1,68		0,32		1,36
Nº 200	0,9		95,4		1,83		0,47		1,36
Nº -200	4,6		100,0		1,95		0,47		1,48
Total	100,0		-	1,15		0,19		0,96

Al igual que en el ejemplo anterior, la mezcla se realizó en un recipiente cilíndrico homogeneizador antes de la aglutinación. La riqueza del producto resultante fue 5,2% de Cu total. La aglutinación se realizó añadiendo 15,0 Kg/tonelada de cloruro de calcio en una solución acuosa de 237 g/litro de cloruro de calcio. La cantidad de ácido sulfúrico industrial añadida fue 30 kg/tonelada y finalmente se añadió suficiente agua de mar para alcanzar una humedad total de 100 kg/tonelada de agua.

Con el material aglutinado de esta forma, se cargó una columna de 2,5 m de altura y 19 cm de diámetro. Dos días más tarde, la columna se comenzó a irrigar a un caudal de 20 litros/m^{2}.hora con una solución que tenía, como sus componentes más importantes, los siguientes: Cu: 4,7 g/litro, Fe total: 11,8 g/litro, hierro ferroso: 8,3 g/litro, ácido: 7,3 g/litro y Cl: 95 g/litro. Al final de período de lixiviación, esta solución se cambió por otra que contenía sólo 0,7 g/litro de cobre con el fin de eliminar por lavado el cobre que permanecía remojando al aglomerado al final de la lixiviación. Este lavado se llevó a cabo durante 28 días.

La Figura 5, muestra la curva de recuperación obtenida, donde se aprecia que la recuperación final fue 85,5%, para una riqueza de la grava de 0,76% de Cu total. El notorio aumento de la recuperación en la parte final de la curva se debe al efecto del lavado ya mencionado.

Nuevamente existe el problema de la estimación de la recuperación de cada uno de los materiales implicados en el proceso, ya que se cuenta con una sola riqueza para las gravas. Al igual que en el caso anterior se puede suponer que la riqueza de las gravas es la misma para el mineral que para el concentrado. En este caso se obtiene una recuperación de 29,0% para el mineral y 98,3% para el concentrado, pero este cálculo da un valor demasiado optimista. Es posible realizar una suposición más pesimista suponiendo que las gravas que tienen un tamaño menor que el correspondiente a la malla -100, pertenecen todas al concentrado. En este caso las recuperaciones obtenidas son: 78,9% para el concentrado y 64,8% para el mineral.

En cualquier caso lo que muestra este ejemplo es que el proceso es igualmente aplicable industrialmente a concentrados de minerales calcopiríticos. Nuevamente, el único papel del mineral utilizado es mantener, con la ayuda del cloruro de calcio, las partículas de concentrado para que no sean arrastradas por la solución de irrigación. Si en vez de un mineral se utiliza un material inerte, sin cobre, el papel jugado por él es el mismo, con la ventaja adicional que desaparecería el problema de la asignación de las recuperaciones, ya que la de este mineral sería cero.

Claims (13)

1. Método para lixiviar concentrados de cobre, en una pila de grava, caracterizado porque:

-

se adhiere artificialmente el concentrado a la superficie de un material sólido que actúa como soporte, que puede ser un material artificial o una sustancia pedregosa formando un material aglutinado,

-

el material aglutinado se apila formando una pila de lixiviación, y

-

el material apilado se irriga con una solución de lixiviación que contiene entre 0,5 y 10 g/litro de cobre, entre 50 y 120 g/litro de cloruro y 5 a 25 g/litro de concentración equivalente de ácido sulfúrico.

2. Método según la reivindicación 1, caracterizado porque la etapa de aglutinación se lleva a cabo mezclando simultáneamente:

I.

grava de un tamaño inferior a 1,905 cm o mejor inferior a 1,27 cm, o incluso mejor inferior a 0,9525 cm, con el concentrado de cobre en una relación en peso de 1 a 20%;

II.

en la etapa de aglutinación se añade una solución de cloruro de calcio, que contiene 22 a 250 gramos de cloruro por litro, en una proporción de 5 a 250 kilogramos de cloruro de calcio por tonelada de concentrado;

III.

en la etapa de aglutinación se añade una segunda solución que contiene sulfato, en una proporción de 5 a 70 kilogramos de sulfato por tonelada de material aglutinado;

IV.

el material aglutinado final tiene un contenido de humedad entre 35 y 120 kilogramos por tonelada de material base; y

V.

se añade una corriente de agua para cumplir la condición IV) cuando el agua contenida en las soluciones II) y III) no cumplan con la condición IV).

3. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque la solución de cloruro de calcio se prepara con una de agua pura, agua industrial, agua residual tratada, agua de mar o agua salina.

4. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque la solución que contiene los iones sulfato es ácido sulfúrico, con una concentración en peso que varía de 14% a 98%.

5. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque la grava está formada por un mineral o material estéril, mineral o roca desechado, grava, grava de lixiviación, o guijarros,

6. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque el concentrado es colas de cobre, o precipitado de cobre, o cualquier otro material pulverulento que contiene cantidades valiosas de cobre.

7. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque el concentrado contiene algo o todo de las siguientes especies: calcocita, covelina, bornita o calcopirita.

8. Método según la reivindicación 2, caracterizado porque la pila de grava contiene minerales de cobre en forma de óxidos o/y sulfatos.

9. Método para lixiviar concentrados de cobre en una pila de grava, o montón no inundado, según cualquiera de las reivindicaciones precedentes, caracterizado por:

I.

una pila compuesta de concentrados de cobre aglutinados en una pila de grava, que se deja permanecer durante un periodo que varía de 15 a 90 días;

II.

la pila se lixivia por una solución de lixiviación que contiene entre 0,5 y 10 g/litro de cobre, entre 50 y 120 g/litro de cloruro, y 5 a 25 g/litro de concentración de ácido sulfúrico equivalente, a un caudal de 5 a 100 litros/m^{2}.hora, durante un periodo que varía de 50 a 300 días;

III.

una vez que ha terminado la lixiviación, la pila se lava con un caudal de 5 a 100 litros/m^{2}/hora durante un periodo que varía de 1 a 30 días.

10. Método según las reivindicaciones 2 y 9, caracterizado porque la solución de lixiviación se forma a partir de soluciones intermedias del proceso.

11. Método según las reivindicaciones 2 y 9, caracterizado porque parte o la totalidad del cloro de la solución de lixiviación es aportada por el cloruro de calcio añadido en la etapa de aglutinación.

12. Método según las reivindicaciones 2 y 9, caracterizado porque la solución de lavado es una de agua pura, agua industrial, agua de mar, o solución de refinado.

13. Método según las reivindicaciones 9 y 13, caracterizado porque la solución de refinado contiene entre 0 y 1 g/litro de cobre, entre 60 y130 g/litro de cloruro, y 10 a 40 g/litro de concentración equivalente de ácido sulfúrico.