ESCORIAS DE FUNDICIÓN

MEMORIA DESCRIPTIVA

La presente invención consiste en un proceso para recuperar cobre, molibdeno y otros metales a partir de los desechos o escorias que se obtienen del proceso de fundición. El proceso de recuperación permite mejorar el aprovechamiento del mineral, aumentando los márgenes de extracción y reduciendo los niveles de desecho.

Campo de aplicación

En los minerales de cobre, el metal contenido en los sulfuras se encuentra asociado con otros elementos como azufre y hierro, formando principalmente compuestos como calcopirita (CuFeS ₂ ), covelina (CuS), bornita (Cu ₅ FeS ₄ ), calcosina (Cu ₂ S), enargita (Cu ₃ AsS ₄ ), pirita (FeS ₂ ), mezclas y otros.

La pirometalúrgia permite recuperar el cobre de estos compuestos mediante su fundición con altas temperaturas; en este proceso el hierro es separado, como silicato de Hierro junto con los fundentes, formando la escoria.

La escoria usualmente con bajo porcentaje en peso de Cobre es descartada, sin embargo si el contenido de cobre es alto, es necesario recuperar el Cobre y junto con ello el Hierro. En este sentido, existen distintos tipos de escorias relevantes para la presente invención, en donde:

Las escorias de fusión pueden contener cobre aproximadamente de 2% - 10%

Las escorias de conversión, llamadas también escorias oxidadas, pueden presentar concentraciones muy altas en cobre, encontrándose valores entre 7% - 63% o aún más elevados.

El proceso planteado en esta Invención permite a la industria de minerales recuperar Cobre, Molibdeno, Hierro, Platino, Oro, plata, Zinc, Níquel, Estaño, Cobalto, Uranio, Renio, Germanio, Selenio, metales de tierras raras y cualquier metal presente en la escoria, contenido en la tabla periódica de los elementos, de una manera nueva, a bajo costo, simplificando el trabajo de la fundición, a partir de escorias que contengan al menos un 0,2 % de cobre y además estabilizar y confinar contaminantes como el Arsénico.

Además, la presente invención abre la posibilidad de tratar decenas de millones de toneladas de escorias con Cobre que se han acumulado por años en países con Fundiciones como Chile y Perú, entre otros, aumentando los márgenes de producción y disminuyendo los niveles de escoria asociados a dichos márgenes.

Descripción del Arte Previo

Los concentrados de cobre (Cu aprox. 31%) son sometidos por fusión (aproximadamente a 1.200°C) al estado líquido en un horno, por ejemplo Reverbero tradicional; Convertidor Teniente (fusión-conversión); Horno Flash entre otros posibles equipos, donde la mezcla inicial de sulfuros de Cobre y Hierro es fundida para obtener metal blanco (Cu aprox. 70 %- 75 %); posteriormente en los equipos convertidores, como Pierce-Smith (CPS) se completara la conversión con 0 ₂ para obtener el cobre blíster 96 - 98% de pureza.

En este sentido, la transformación de los sulfuros de Cobre y de Hierro hasta cobre blíster ocurre de la siguiente forma:

En primer lugar, los sulfuros de Cobre y hierro se oxidan por el aire comprimido enriquecido con 0 ₂ el que se inyecta por las toberas; los sulfuros comienzan a oxidarse generando S0 ₂ y el Hierro también se oxida formando Magnetita (Fe ₃ 0 ₄ ). El Cobre incrementa su concentración a 70 - 75% formando el denominado metal blanco (Cu ₂ S) y la escoria de Fusión.

Posteriormente, el metal blanco continúa con su conversión a cobre Blíster mediante la inyección de aire, este proceso ocurre en los equipos Convertidores, como por ejemplo el Pierce- Smith, ampliamente conocido en todo el mundo. Los convertidores generan la escoria de conversión o también denominada escoria oxidada.

Para separar el cobre del hierro, se acompleja el hierro en forma de escoria, para ello se añaden fundentes como sílice o cal; la escoria formada está compuesta principalmente por: óxidos de hierro, sílice, (fayalita FeO*Si0 ₂ ), Magnetita, Cu ⁰ ocluido, Molibdeno, Hierro, Platino, Oro, Plata, Zinc, Níquel, Estaño, Cobalto, Uranio, Renio, Germanio, Selenio, metales de tierras raras y cualquier otro metal puede estar presente en la escoria todos estos contenidos en la tabla periódica de los elementos; dichos compuestos que quedan retenidos en la escoria se podrán separar del cobre por la menor densidad de la escoria.

En este contexto, la escoria y el cobre estarán en fase líquida con distintas densidades, la temperatura interior está aproximadamente entre 1.150°C - 1.300°C.

Algunas reacciones químicas envueltas en los procesos descritos anteriormente son:

FeS + 3/2 0 ₂ = FeO + S0 ₂

2Cu ₂ S + 30 ₂ = 2Cu ₂ 0 + 2S0 ₂

2Cu ₂ 0 + Cu ₂ S = 6 Cu + S0 ₂

Finalmente se tiene que:

- Una fase líquida y densa de Cobre al fondo del contenedor.

- Otra fase líquida menos densa que la anterior (escoria) flotando sobre el cobre.

Una fase de gases, sobre las dos anteriores.

Respecto de la recuperación de metales, desde las escorias de Fundición, algunos autores hacen énfasis en la dureza del material (problemas de molienda). Otros en lo difícil de disolver magnetita, reacción que tiene lugar en muy poca extensión, la que termina atrapando los metales presentes (oclusión), tal como se indica en la publicación de Mazuelos, Iglesias, Romero, Forcat y Carranza, Edición Revista de Metalurgia de Marzo-Abril del 2009 (España), titulada "RECUPERACION DE COBRE EN ESCORIAS MEDIANTE BIOLIXIVIACION INDIRECTA". Este estudio fue realizado con escorias de la empresa Cerro Dominador S.A. de Chile, con contenidos de Cu de 0,5 a 2% en escorias de fusión y hasta 15% en escorias de conversión, en donde el objetivo es recuperar dicho metal mediante un método denominado PRISA que consta de 2 (dos) procesos, uno llamado Lixiviación Férrica y otro llamado Biolixiviación, los cuales se realizan en forma separada. (Ref.: Paginas 192 y 193).

La Lixiviación Férrica se describe mediante formulaciones (Véase Pág. 193, párrafo 2), sin existir detalles de la metodología para el proceso de lixiviación industrial. En este sentido, en la página 196 de dicho documento se tratan ensayos de lixiviación dinámica, señalándose que esta prueba es efectuada con sulfato férrico en matraces y pulpa del material a 70°C con calor externo y agitación por 8 horas.

La Biolixiviación se lleva a efecto en un birreactor de lecho fijo inundado, alimentado con una solución acuosa de sulfato ferroso, acido sulfúrico y sulfato de cobre. Las especies biológicas usadas son: Acidithiobacillus ferrooxidans, heterotofos familia Acidiphilium, organovorum, facilis y cryptum.(Ref.: Página 196, sección 2.3.)

Adicionalmente, el documento en cuestión indica que la extracción de Cu es irrelevante en ausencia del Férrico, o sea una performance muy pobre cuando falta Férrico (Ref.: Página 196, sección 3.2.1. párrafo 2) y destaca la importancia de la molienda fina (<38 um= malla 325 tyler) para alcanzar buenos niveles de extracción de Cu (Ref.: Página 201 , sección 3.2.4. Remolienda). Finalmente, se establece que la temperatura juega un rol importante en la cinética de la lixiviación del Cu, al respecto, a temperatura ambiente el porcentaje de extracción es de apenas un 50%), por tanto se recomienda una temperatura de 70°C. (Ref.: Página 202, sección 3.2.6.), sin embargo, no se entregan detalles de la generación del calor.

Por otra parte, en el arte previo se menciona por ejemplo el compuesto 2FeOMo0 ₂ .Fe ₃ 0 ₄ (Lotens J.P. Patente de Invención WO 00/29071), compuesto que explicaría la razón de la estabilidad del Molibdeno en las escorias de Fundición, por tanto para poder solubilizar el Molibdeno, se requeriría evitar la formación de Magnetita.

En la Solicitud de Patente 00128-2006, de Joel Parra Alarcón y Nicolás Pesce Vidal, del solicitante GRUPO LATINO S.A. y cuyo título es "PROCESO RECUPERACION DE Cu, Mo y OTROS EN ESCORIAS DE DESCARTES". Esta solicitud de patente se basa en la recuperación del Cu y muy especialmente del Mo, de las escorias de los procesos pirometalúrgicos.

En este sentido, de acuerdo a dicho documento las escorias se granallan con agua hasta un tamaño de 0.5 a 3 mm y se someten a un curado con H ₂ S0 ₄ concentrado, en tambores rotatorios (Ref.: Pagina 5, párrafo 1). Luego, las escorias curadas se lixivian con electrolito de ¾S0 ₄ en pilas de baja altura, o en bateas, con un rendimiento de 75-95% Mo; 30-50% Cu y 60- 80%) de Fe (Ref : Página 5, párrafo 2). La solución lixiviada se trata con resinas de intercambio iónico, para captar el Mo y luego re-extraerlo en un medio amoniacal (Ref.: Página 5, párrafo 3). Posteriormente, el granallado de la escoria se contacta con sangrado de la misma con agua, evitando así la formación de Magnetita, que es la responsable de la estabilización del Mo en la escoria (Ref : Página 6, párrafo 1).

Finalmente, de acuerdo a la solicitud N° 00128-2006, los mejores resultados de extracción en las pruebas de lixiviación se manifiestan recién a los 5 días de proceso y con gasto de ácido de 760 Kg por tonelada de escoria (Ref.: Página 8, Tabla 3).

Otro tipo de soluciones propuestas en el arte previo se describen en la Patente de Invención chilena registro N° 45.508, donde se establece un proceso para disolver magnetita y obtener un sulfato poliférrico de alta concentración y en la Patente de Invención chilena registro N° 31.618, donde el principal objetivo es recuperar Cu en sus diferente estados de oxidación, de las escorias y material de desecho metálico como de las escorias de descarte, que se producen en el proceso pirometalúrgico. En este último documento se plantea un procedimiento físico/químico como es moler la(s) escorias preferentemente a 0,4 y 0,2 mm, vaciando este molido a un reactor con agitación y medios para medir temperatura, sobre una solución de H ₂ S0 ₄ entre 3 - 10% (Ref: pp 003), sellando el reactor y dando presión con aire y de preferencia oxigeno gas, para una presión recomendada de 1,7 - 15 atmósferas .y una temperatura que no exceda los 260° C. (Ref: pp 003)

En el ejemplo 1 de la patente 31.618, se carga el autoclave con H2SO ₄ al 6% y a una presión de 4,4 atm con oxígeno, aplicándose calor. En este contexto, el autoclave fue calentado entre 120 - 175°C por 2 horas, prueba con la cual el Cu recuperado sería de un 95%, esto es cuando se inyecta oxigeno en forma de gas al proceso. En otras dos 2 pruebas (Ref: Ejemplo 2) realizadas bajo las mismas condiciones descritas más arriba, pero "SIN OXIGENO GAS", sólo se logró un rendimiento de 35,5% de Cu recuperado.

Al respecto, en la patente 31.618 Se hace especial mención (Ref: Cuadro II) que en las pruebas "CON OXIGENO GAS", el FeO contenido no solubilizó, sin embargo el A1 ₂ 0 ₃ presente si solubilizó. (Ref: Cuadro II). Por otra parte, en la situación de la pruebas "SIN OXIGENO GAS" se dió el caso inverso, esto es el FeO si solubilizó y el A1 ₂ 0 ₃ no solubilizó (Ref: Cuadro II).

Otros tipos de recuperación se describen en la Patente de Invención Japonesa 00/258.542, donde se recupera cobre desde escorias provenientes de un convertidor con un agente desoxidante (gas licuado de petróleo), en la Patente de Invención chilena registro N°32.527, donde se recupera cobre desde escorias de reverbero y/o convertidor por separación magnética de una manera parcial e incompleta, en la Patente de Invención US 4.152.142, donde se recupera cobre desde minerales de calcopirita y escorias a temperatura ambiente y presión atmosférica (Pilas), implicando la lixiviación de días o semanas, y en la Patente de Invención US 4.334.924, donde se recupera cobre y molibdeno por un proceso pirometalúrgico. Otros autores, hacen presente los problemas asociados a la sílice. También, se considera como otro problema la alta refractariedad de las ferritas (óxidos mixtos de Cobre y Hierro) al ataque con ácido sulfúrico a temperatura ambiente.

Un problema usualmente no abordado, es que al liberar el Cobre contenido en la escoria, se pueden liberar también elementos indeseados como el Arsénico, Cadmio, Antimonio y otros metales. Respecto a lo anterior, en la Patente de Invención ES 2 215 685 T3 se propone un proceso de inmovilización de arsénico de un contenedor de desecho. Este es un proceso de Bioxidación que es realizado por bacterias especializadas en presencia de Hierro, en donde la falta de hierro o déficit podría provocar un abatimiento parcial del Arsénico. Dado que las bacterias son las protagonistas de esta patente, el uso de ellas dependen de la temperatura y Ph, por tanto según estas condiciones es el tipo de bacteria a usar, dado que el rango de temperatura y Ph es muy amplio. Adicionalmente, la Patente de Invención chilena registro N° 43.540 propone un proceso catalítico para la remoción y estabilización ambiental del Arsénico.

En la solicitud chilena N° 00888-2006, solicitada por Outokumpu Technology Oy, Finlandia, Proponen un método para tratar material que contiene metales valiosos y Arsénico para formar Escorodita agotada del metal valioso y una solución acuosa pura para ser descargada del proceso, el cual comprende que dichos metales sean sacados del material y luego someterlos a una precipitación de arsénico de la solución en dos etapas. En esta solicitud el autor menciona que durante los procesos pirometalúrgicos la mayoría del Arsénico permanece en las cenizas minerales que se escapan con la perdida de calor de la Caldera y del horno eléctrico (llamados también Polvos de Fundición). Este método recupera primero el metal valioso y luego se realiza la remoción del Arsénico. Posteriormente, se obtiene una solución ácida diluida que contiene un metal valioso y Arsénico, se separa el metal valioso y luego el Arsénico se separa en dos etapas. En la primera etapa el Arsénico es precipitado como escorodita y la solución resultante se recicla para volver a precipitar el As ahora Arseniato férrico amorfo, el cual se retorna a la primera etapa. El As esta en un rango de 0,01 - 0,2 mg/L.

Se usa preferentemente ácido generado en los gases que contienen Arsénico (H ₂ S0 ₄ entre 10 - 200 g/L). En la primera etapa de la precipitación la tasa Fe/ As es 1 - 1 ,1 más un oxidante, el ph 1 - 2; la temperatura 85 -135°C, en donde el ajuste del ph es por cal o caliza.

La solución de rebalse se envía a una segunda etapa de precipitación, en donde la tasa Fe/As es mayor que 3, el ph 4 - 7, la temperatura 40 - 60°C, en donde luego se ajusta ph con Cal.

Las reacciones anteriores son realizadas en estanques agitados en condiciones atmosféricas, disolviéndose casi todo el Arsénico, la mayoría del Cobre y cerca de la mitad del Hierro, siendo su rango típico entre 20g - 40g por litro. Eventualmente se requiere S- para una recuperación mayor de Cobre.

En el ejemplo 1 de la solicitud chilena en cuestión se menciona el uso de polvos de Horno de Fundición con H ⁺ : 30 gr/L; Cu: 20 gr/L; Fe: 4 gr/L; y As: 15 gr/L.

Estás características hacen a estos polvos completamente diferentes de la escoria utilizada en la presente solicitud, donde hay más Cobre, mucho más hierro, y Sílice, en donde además se inicia el proceso por separar el cobre metálico del hierro.

Escorias de Fusión, provenientes del Convertidor Teniente, Horno de Reverbero u otros

Durante la Fusión de los concentrados de cobre, estos son mezclados con sílice o cal y carga fría. El cobre aumenta su concentración hasta aprox. 62% - 75% (metal Blanco, Cu ₂ S) y, además se forma una escoria que contiene un porcentaje de Cobre aproximado entre un 0,7% -

12%, dependiendo del tipo de equipo y de las condiciones de operación.

Para el caso de escorias con aprox. Cu > 1%, estas podrán ser recuperadas vía un horno de limpieza de escorias, tecnología que además de un bajo nivel de recuperación de cobre produce la liberación de altísimos niveles de material particulado al ambiente, pudiendo constituir hasta valores en torno a un 80% de todo el material particulado emitido por una fundición gracias al uso de combustibles fósiles como petróleo o carbón (agentes reductores), además de emitir emisiones de azufre entre otros contaminantes a la atmosfera, y/o través de una planta concentradora por flotación, como también a través de la disolución del Cobre contenido mediante pilas, hasta obtener un residuo con aprox. Cu < 1%, además de Magnetita (Fe ₃ 0 ₄ ) y/o Fayalita (FeO*Si0 ₂ ), entre otros.

Normalmente, las escorias con aprox. Cu < 1% serán descartadas.

Estás tecnologías presentan el inconveniente de que duplican gran cantidad de costos y sus complejidades operativas y ambientales, así también los niveles de recuperación de Cobre están lejos de lo esperado.

Escorias de Conversión o Escoria Oxidada, proveniente de convertidores, tal como Pierce - Smith

Durante la conversión del metal blanco (Cu ₂ S, aprox. 62% - 75%) a Cobre Blíster, en los convertidores, como el Pierce- Smith, se genera una nueva escoria que contiene un alto contenido de Cobre (8% - 65%), asociada íntimamente con Hierro, ferritas, Sílice y silicatos entre otros componentes en menor cantidad. Debido a las características del sistema, se hace deficiente la separación entre la escoria y el cobre blíster, produciéndose un gran arrastre mecánico del metal (Cu°)

En este tipo de escoria si bien su volumen es mucho menor que la antes mencionada, es muy importante recuperar por su alto contenido de cobre.

La recuperación del cobre contenido en la escoria oxidada, se realiza mediante el retorno a los hornos de la fundición. Esta, es una manera comúnmente utilizada en la industria. Sin embargo, tiene como desventaja, que se recircula Hierro y cobre (escoria) al sistema y por esa causa disminuye la capacidad de fundición. Esta recirculación produce de una serie de riesgos y problemas ambientales (gases fugitivos), así como daños a los equipos.

Otra opción es la de volver a moler la escoria oxidada y retornarla como mineral para seguir con flotación, concentración para volver nuevamente a la fundición., este esquema presenta la desventaja de una baja recuperación de Cobre y además se duplican costos y operaciones como en el caso de la escoria de Fusión, sin embargo debido a la alta concentración de cobre presente, esta es una posibilidad de recuperar el cobre contenido.

Otra posibilidad es la de utilizar un Horno eléctrico o un horno de refinación, con los mismos problemas mencionados previamente, pues produce la liberación a la atmósfera de altísimos niveles de material particulado al ambiente, debido al uso de combustibles fósiles como petróleo o carbón usados como reductores.

Aún cuando se han mencionado las escorias de Fusión y las escorias de Conversión, las fundiciones generan también otros tipos como: las escorias de Refino y las escorias anódicas, entre otros, las que se suman a los procesos mencionados.

Breve descripción de las figuras

La Figura 1 muestra un esquema representativo de una modalidad de las fases 1 a 4 de la metodología de la invención, en las que se ha separado la fragmentación - laminado del procedimiento.

La Figura 2 muestra un esquema representativo de una modalidad de la recuperación química del cobre contenido en las escorias, detallando los componentes y divisiones de dicho proceso.

La Figura 3 muestra un esquema de una modalidad del equipo utilizado para la recuperación del cobre desde insolubles.

Descripción de la Invención

Las escorias de Fusión y de Conversión, provenientes de los Hornos de Reverbero, y especialmente del Convertidor Teniente y del Convertidor Pierce- Smith, las escorias de Refino, las escorias anódicas, así como las escorias generadas de otros equipos y procesos, están constituidas entre otros compuestos por: Magnetita, Ferritas (óxidos mixtos de Cobre y Hierro), Fayalita, cobre metálico, Óxidos de Cobre, Sílice, Cu ₂ S, Óxidos de Hierro, Aluminosilicatos de Fe, Si, K, S, Al, Ca, Mo, Cu ₂ S y cualquier otro metal contenido en la tabla periódica de los elementos .

Dependiendo de los procesos y tecnología utilizada, se formaran diferentes tipos de escorias o también mezclas de estas, las que varían para el cobre (porcentaje y estado de oxidación) así como también para el Hierro (porcentaje y estado de oxidación) y cuarzo, entre otros diversos compuestos y elementos.

La presente invención recupera el Cobre contenido de una manera física y de una manera química (lixiviación ácida), donde el contenido de Magnetita es muy conveniente y necesario para ahorrar energía y generar un ambiente oxidante (Fe ⁺³ ) permitiendo la liberación no solo del cobre presente, sino también del Mo, Fe, Pt, Au, Ag, Zn, Ni, Sn, Co, U, Re, Ge, Se, metales de tierras raras y cualquier otro metal presente en la escoria, contenido en la tabla periódica de los elementos, liberándolos de la confinación en que estaban, para ser recuperados, así como también para la estabilización de contaminantes como: Arsénico, Cadmio y Antimonio, entre otros, donde el Arsénico se estabiliza y retira de la solución rica en la forma de Arseniato férrico.

Adicionalmente, la presente invención disminuye significativamente emisión de material particulado al ambiente, pues no utiliza combustibles fósiles, liberando a la Fundición de un grave problema ambiental y de importantes costos asociados.

En este sentido, las diferentes etapas en las que se subdivide el proceso planteado en la presente invención son:

A) Preparación de la escoria y Recuperación Cu°, por una cascada de etapas (unidad de preparación y separación) Como se sabe las escorias provenientes de las Fundiciones de Cobre están formadas principalmente por 3 compuestos de: Hierro, Cuarzo y Cobre, donde el porcentaje presente de uno u otro cambia dependiendo del origen de la escoria.

El Hierro fundido y el Cuarzo al ser sometidos a un proceso de trituración, se rompen o muelen con relativa facilidad (fragmentación), en cambio el Cobre metálico (Cu°) presenta una gran ductilidad o maleabilidad propiedad característica del Cobre metálico, es decir tiende a laminarse antes de la fragmentación lo que posteriormente también ocurrirá.

La ductilidad del Cu° es la diferencia clave para separar eficientemente el Cu° del Hierro Fundido y Cuarzo, sin embargo, la fragmentación debe ser escalonada, incorporando una serie de etapas para hacer que la fragmentación de la escoria baje poco a poco, donde el tamaño de partícula va disminuyendo en una cascada de etapas, obteniéndose una alta eficiencia en la recuperación final del Cu° contenido.

Si por el contrario, se ahorra etapas y se pasa rápidamente al tamaño de partícula final requerido, la maleabilidad del Cobre se pierde significativamente puesto que finalmente también se fragmentara junto con el Hierro fundido y el Cuarzo.

En este contexto, se observa que, para aquellas escorias con un alto contenido de Cu°, especialmente en las escorias - óxidos (Cobre Blíster, provenientes de los convertidores Pierce Smith), en la medida que el tamaño de malla va disminuyendo el Cu° se encuentra cada vez más íntimamente fusionado al Hierro llegando un punto en que ya no se puede separar eficientemente un metal del otro.

Las partículas de escoria que fueron chancadas y se encuentran en porcentaje en mallas finas, serán mucho más difícil de separar debido a la mayor concentración de Hierro que de Cu ⁰ y a su carácter magnético. Al pasar la escoria molida por el separador magnético, el hierro arrastra Cu ⁰ junto con él, pudiendo ser este arrastre relevante. En ese punto el Cu° presente debe pasar por un proceso químico hasta llegar a la separación gravimétrica.

Así también se debe considerar que existirán diferencias al trabajar con una u otra escoria; si se trabaja con Escorias - Óxidos que pueden tener un 38% de Cobre contenido y con un 15% de Cu ⁰ se requiere pasar por varias etapas de separación en un proceso escalonado para asegurar la mayor extracción de Cu° presente.

En la medida que la concentración de Cu° presente en la escoria va disminuyendo (escorias de Convertidor tipo Teniente), se requiere igualmente pasar por varias etapas de separación en un proceso escalonado para asegurar la mayor extracción de Cu° presente.

Finalmente es las escorias con un contenido de Cu < 2%, donde se podría tener Cu° < 1%, se requiere igualmente pasar por varias etapas de separación en un proceso escalonado para asegurar la mayor extracción de Cu ⁰ presente.

A mayor concentración de Cu° presente es muy importante pasar la escoria por una serie de etapas en forma escalonada, en cambio a medida que va disminuyendo la concentración de Cu° presente, se puede ir disminuyendo la cantidad de etapas requeridas.

Diferentes escorias también significa diferente dureza y un comportamiento especial frente a la fragmentación. Con estas consideraciones se ha separado la fragmentación - laminado en 4 fases, tal como se puede observar en la Figura 1 :

Fase 1 : Chancado

Fase 2: Chancado con Separación Magnética

Fase 3 : Molienda con Separación Magnética

Fase 4: Molienda

La Fase 1 de Chancado, donde se han graficado 3 etapas de acuerdo a la Figura 1 , es relevante considerar que estas son solo referenciales y podrán aumentar o disminuir según estimaciones operativas, sin embargo se tiene presente que es la fase de menor inversión, luego se tiende a maximizar su uso, además el Cu° obtenido es el de mayor pureza, por el poco efecto de arrastre de hierro. El tamaño de partícula a la salida del Chancador puede ser desde 10 pulgadas hasta 60 Mallas Tyler.

La Fase 2 de Chancado con Separación Magnética, donde se han graficado 4 etapas de acuerdo a la Figura 1 , es relevante considerar que estas son solo referenciales y podrán aumentar o disminuir según estimaciones operativas, sin embargo se tiene presente que en esta fase aumenta la inversión debido a la inclusión del separador magnético, además el Cu° obtenido es de menor pureza que el de la fase 1, por efecto de arrastre del hierro. El tamaño de partícula a la salida del Chancador en esta fase puede ser desde 10 pulgadas hasta 60 Mallas Tyler, en donde el tamaño de partícula de salida de los chancadores es decreciente. Así el Chancador N° 1 > Chancador N° 2 > Chancador N° 3 > ... > Chancador N° 7.

La Fase 3 de Molienda y de Separación Magnética, donde se han graficado 4 etapas de acuerdo a la Figura 1, es relevante indicar que estas son solo referenciales y podrán aumentar o disminuir según estimaciones operativas, sin embargo se tiene presente que en esta fase aumenta la inversión por el separador magnético, además el Cu° obtenido es de menor pureza que el de la fase 2, nuevamente por efecto de arrastre del hierro y cuarzo. El tamaño de partícula a la salida del Molino es entre una Malla 3 (Tyler) y Malla 325 (Tyler). El Molino puede ser el mismo para toda la fase 3 o en una modalidad alternativa inclusive para la fase 4, o en otra modalidad alternativa serán más de 1 molino, lo que nuevamente una decisión operativa. Se prefiere el uso de Molino de rodillo por los menores costos de operación, sin embargo puede usarse cualquier otra tecnología equivalente.

La Fase 4 de Molienda, donde se han graficado 3 etapas de acuerdo a la Figura 1 , es relevante indicar que estas son solo referenciales y podrán aumentar o disminuir según estimaciones operativas, además el Cu° presente por el tamaño es muy difícil de retirar, por tanto su retiro es por vía química. En esta fase se busca obtener la granulometría necesaria para la lixiviación. En esta fase final de molienda, eventualmente se puede ir directamente a la granulometría requerida en una sola etapa. El tamaño de partícula requerido está entre una Malla 3 (Tyler) y Malla 325 (Tyler).

A continuación se describe una ejemplificación preferencial de las fases descritas precedentemente de acuerdo a lo expuesto en la Figura 1 , en este sentido, algunas etapas se han excluido de la ejemplificación.

Descripción Fase 1:

- (Etapa - 1) Se toma la escoria y se pasa por el Chancador N° 1, luego la escoria pasa por un harnero con Malla A obteniendo bajo la malla A todo el material chancado de granulometría inferior y sobre la malla A el Cu° laminado que retorna a la fundición.

- La escoria bajo Malla A (Etapa - 2) se pasa ahora por el Chancador N° 2, posteriormente la escoria pasa por un harnero con Malla B obteniendo bajo la malla B todo el material chancado de granulometría inferior y sobre la malla B el Cu° laminado que retorna a la fundición.

- La escoria bajo Malla B (Etapa - 3) pasa ahora por el Chancador N° 3, posteriormente esta escoria pasa por un harnero con Malla C obteniendo bajo la malla C todo el material chancado de granulometría inferior y sobre la malla C el Cu° laminado que retorna a la fundición.

Tal como se ha indicado en una modalidad alternativa de la invención se puede subdividir esta primera fase en varias etapas, lo que depende del grado de cobre que se desea extraer, del estado de la escoria y, principalmente, de determinaciones operativas. Adicionalmente, es relevante indicar que en una modalidad alternativa el tamaño de la malla en cada etapa va disminuyendo, de forma que en la primera etapa el tamaño es mayor y este se va reduciendo en las etapas subsiguientes. Descripción Fase 2:

- Se toma la escoria proveniente de la Malla C (Etapa - 4) y se pasa ahora por el Chancador N° 4, luego la escoria pasa por un harnero con Malla D obteniendo bajo la malla D todo el material Molido de granulometría inferior que continua al chancador N° 5 y sobre la malla D, la escoria compuesta de Cu° laminado, Cuarzo y Hierro fundido, que se hace pasar por el Separador Magnético N° 1, desde donde se separa el Cu° junto con el Cuarzo, como fracción no magnética, que retorna a la Fundición y el Hierro Fundido, como fracción magnética, que va al Chancador N° 5 para ser nuevamente fragmentado.

- (Etapa - 5) El material llega al Chancador N° 5, luego la escoria pasa por un harnero con Malla E obteniendo bajo la malla E todo el material Molido de granulometría Inferior que continua al chancador N° 6 y sobre la malla E, la escoria compuesta de Cu° laminado, Cuarzo y Hierro fundido, la cual se hace pasar por el Separador Magnético N° 2, desde donde se separa el Cu° junto con el Cuarzo (fracción No magnética), que retorna a la Fundición y el Hierro Fundido (fracción Magnética) que va al Chancador N° 6 para ser nuevamente fragmentado.

Tal como se ha indicado en una modalidad alternativa de la invención se puede subdividir esta segunda fase en varias etapas, lo que depende del grado de cobre que se desea extraer, del estado de la escoria proveniente de la primera fase y, principalmente, de determinaciones operativas. Adicionalmente, es relevante indicar que en una modalidad alternativa el tamaño de la malla en cada etapa va disminuyendo, de manera que en la primera etapa de esta segunda fase el tamaño es mayor y éste se va reduciendo en las etapas subsiguientes.

Descripción Fase 3:

- (Etapa - 8) El material llega al Molino N° 8, luego la escoria pasa por un harnero con Malla H obteniendo bajo la malla H todo el material Molido de granulometría Inferior que continua posteriormente al molino N° 9 y sobre la malla H, la escoria compuesta de Cu° laminado, Cuarzo y Hierro fundido, que se hace pasar por el Separador Magnético N° 5, desde donde se separa el Cu ⁰ junto con el Cuarzo (fracción No magnética), que retorna a la Fundición y el Hierro Fundido (fracción Magnética) que va al molino N° 9 para continuar su molienda.

- (Etapa - 9) El material llega al Molino N° 9, luego la escoria pasa por un harnero con Malla I obteniendo bajo la malla I todo el material Molido de granulometría Inferior que continua posteriormente al molino N° 10 y sobre la malla I, la escoria compuesta de Cu° laminado, Cuarzo y Hierro fundido, que se hace pasar por el Separador Magnético N° 6, desde donde se separa el Cu ⁰ junto con el Cuarzo (fracción No magnética), que retorna a la Fundición y el Hierro Fundido (fracción Magnética) que va al molino N° 10 para continuar su molienda.

Tal como se ha indicado en una modalidad alternativa de la invención se puede subdividir esta tercera fase en varias etapas, lo que depende del grado de cobre que se desea extraer, del estado de la escoria proveniente de la primera fase y, principalmente, de determinaciones operativas. Adicionalmente, es relevante indicar que en una modalidad alternativa el tamaño de la malla en cada etapa va disminuyendo, de manera que en la primera etapa de esta tercera fase el tamaño es mayor y éste se va reduciendo en las etapas subsiguientes.

Descripción Fase 4:

- (Etapa - 12) Se toma la escoria proveniente de la malla K y se pasa por el Molino N° 12, luego la escoria pasa por un harnero con Malla L obteniendo bajo la malla L todo el material molido.

- La escoria bajo Malla L (Etapa - 13) se pasa ahora por el Molino N° 13, posteriormente la escoria pasa por un harnero con Malla M obteniendo bajo la malla M todo el material molido. Tal como se ha indicado en una modalidad alternativa de la invención se puede subdividir esta cuarta fase en varias etapas, lo que depende del grado de cobre que se desea extraer, del estado de la escoria proveniente de la primera fase y, principalmente, de determinaciones operativas. Adicionalmente, es relevante indicar que en una modalidad alternativa el tamaño de la malla en cada etapa va disminuyendo, de manera que en la primera etapa de esta cuarta fase el tamaño es mayor y éste se va reduciendo en las etapas subsiguientes.

Finalizado la etapa inicial A) del proceso de recuperación, denominada de Preparación de la escoria y Recuperación Cu ⁰ , por una cascada de etapas, se tiene disponible la escoria en condiciones óptimas para continuar con la próxima etapa del proceso de recuperación.

En este sentido, es relevante volver a mencionar que la relación de tamaños de partículas producidas en las distintas fases descritas en la Figura 1 es tal que se tiene lo siguiente:

- Chañe # 1 > Chañe # 3 > Chañe # 4 > Cha e # 5 > Chañe # 6 ...

- Molino # 8> Molino # 9> Molino # 10> Molino # 1 1> Molino # 12. . .

Asimismo, se tiene que el tamaño de malla de los harnero utilizados de acuerdo a lo descrito en la Figura 1 es tal que se tiene:

- Malla # A > Malla # B > Malla # O Malla # D > Malla # E > Malla # F >...

Finalmente, se tiene que los equipos separadores magnéticos, indicados como Equipo "Sep. Mag." en la Figura 1 , pueden ser iguales o diferentes entre sí, en donde en una modalidad la separación magnética es realizada por un único equipo.

El conjunto de componentes empleado en esta primera etapa se engloba en la unidad de preparación y recuperación.

B) Recuperación Cobre (Cu ⁺² , Cu ^{+ 1 ,} Cu° . Mo, Fe, Pt, Au, Ag. Zn. Ni, Sn, Co, U, Re, Ge, Se, - metales de tierras raras y cualquier otro metal presente en la escoria, contenido en la tabla periódica de los elementos y estabilización de contaminantes como: Arsénico, Cadmio y Antimonio, entre otros, (unidad de recuperación) Se toma una cantidad de escoria proveniente de la Etapa A) o aquella de que se disponga que al menos se encuentre molida a una malla entre malla 10 (Tyler) y 325 malla (Tyler), tal como se muestra en la Figura 2 referida a la adición de reactantes, y que contenga al menos un 1% o más del metal principal a recuperar, conteniendo incluso hasta un 60% del metal principal a recuperar. Dicha escoria se deposita en un reactor junto con agua, eventualmente electrolito previamente enfriado (agua + ácido sulfúrico), eventualmente Fe ⁺³ externo (de origen Mineral o sintético), como pueden ser de origen mineral: la Magnetita, Limonita, Goethita, Jarosita y Hematita, entre otros, o bien Fe ⁺³ de origen sintético como pueden ser: Sulfato Poliférrico,

+3

Sulfato férrico y Cloruro férrico, entre otros, o algún otro compuesto químico sintético con Fe disponible y mezclas de los anteriores, entre otros; eventualmente un tensoactivo aniónico como el ácido Alquilbenceno sulfónico, el Lauril Éter sulfato de Sodio, mezclas de ambos o tensoactivos no iónicos derivados del oxido de etileno y/o oxido de propileno, mezclas de ellos en cualquier proporción incluso de aniónicos y no iónicos, y finalmente Acido sulfúrico concentrado en proporciones definidas en función del análisis de la escoria, especialmente de las concentraciones presentes de Cobre, Hierro y los otros elementos presentes determinados por análisis. La adición de todos estos reactantes puede ser dosificada en porciones (fragmentada) según se estime operativamente.

El agua utilizada, ya sea pura y/o como parte de electrolito previamente enfriado, puede ser sustituida en una fracción o en un 100% por soluciones de recirculación de aguas de otros procesos industriales o también de residuos líquidos que contengan Arsénico, como es el caso de los residuos líquidos con alta concentración de Arsénico provenientes de las plantas de ácido sulfúrico, donde las concentraciones de As están entre 2 y 20 gramos/Litro. En estos casos conviene oxidar previamente la solución con As, para pasar todo el As ⁺³ a As ⁺⁵ .

En este contexto, se comienza la digestión de la escoria según se expone en la Figura 2 referida a la digestión, luego, la temperatura y presión suben, en base a una reacción principalmente exotérmica, desde las condiciones ambientales (temperatura 10°C, Presión 0 psi) hasta una temperatura de 250°C y presión de 120 psi. La determinación precisa de temperatura y presión de cada Lote depende principalmente del fraccionamiento o no de los reactantes, del tamaño de partícula de escoria utilizada, de la proporción de Fe ₃ 0 ₄ o Hierro presente y de las condiciones ambientales iniciales.

Durante la digestión eventualmente se agrega un oxidante como se muestra en la Figura 2 respecto a la digestión, como H ₂ 0 ₂ u otro oxidante, o eventualmente Aire, Aire + 0 ₂ u 0 ₂ puro o mezclas de los anteriores, productos que se introducirán al reactor. Así se tiene que si se usa un tamaño de partícula malla 10 (Tyler), la temperatura y presión serán más bajas que si se utiliza un tamaño de partícula malla 325 (Tyler). También ocurre lo mismo al agregar las materias primas por fracciones v/s a si esto se hace de una sola vez.

Se mantiene la reacción por un periodo entre ¼ hora y 72 horas, mejor aún entre ½ hora y 60 Horas y más precisamente entre ¾ hora y 48 horas.

Durante la reacción se solubiliza el Cobre (Cu ⁺² , Cu ⁺¹ ) que forma los óxidos de Cobre y ferritas de Cobre, entre otros, Cu°, como también el Hierro presente en la Magnetita (Fe ⁺³ y Fe ⁺² ) y otros compuestos, también se solubiliza el Molibdeno, Platino, Oro, Plata, Zinc, Níquel, Estaño, Cobalto, Uranio, Renio, Germanio, Selenio, metales de tierras raras y cualquier otro metal presente en la escoria, contenido en la tabla periódica de los elementos. También se podrán solubilizar metales contaminantes como el Arsénico, Cadmio y Antimonio, entre otros.

Se puede también utilizar el proceso para recuperar Cobre, Molibdeno y otros metales de valor, para tratar el Arsénico y otros metales pesados o tóxicos generados en las fundiciones de Cobre (u otros metales) especialmente para escorias de Fusión o de conversión y en todo caso cuando el metal principal que se desea recuperar se encuentra en concentraciones de un 2% a un 60% o aún mayor., aprovechando las condiciones favorables de disponibilidad en solución de Hierro y temperatura, como por ejemplo se pueden tratar los residuos líquidos con alta concentración de Arsénico provenientes de las plantas de ácido sulfúrico, donde las concentraciones de As están entre 2 y 20 gramos/Litro. Este proceso también es adecuado para retirar el Arsénico y otros metales tóxicos desde soluciones que contengan desde algunas partículas por millón (ppm) hasta valores entorno a 100 gramos/Litro. En estos casos conviene

+3 +5

oxidar previamente la solución con As, para pasar todo el As a As .

La liberación del Ión férrico (Fe ⁺³ ) proveniente principalmente desde la Magnetita contenida en la escoria, contribuye a generar una solución oxidante adecuada para oxidar especies como el Cu ⁰ presente, parte importante del cual se encuentra fragmentado en pequeñas partículas u ocluido en la escoria, el que también se libera y queda expuesto al ambiente oxidante al ser solubilizadas las especies que lo mantenían confinado.

Este Fe ⁺³ presente y las condiciones de temperatura y eventualmente de la presión, también contribuirán a estabilizar el arsénico liberado y contenido en la escoria y/o aportado externamente en la forma de arseniato férrico, Escorodita cristalina o arseniato férrico amorfo.

El Arsénico presente en su estado trivalente (As ⁺³ ), se oxida en el medio oxidante con Ión férrico a As ⁺⁵ y dicho arsénico en su estado pentavalente precipita y se puede remover junto con los insolubles, como arseniato férrico cristalino (FeAs0 ₄ .2H ₂ 0), como arseniato férrico amorfo (FeAs0 ₄ x 3Fe(OH) ₃ x 2H ₂ 0 y/o mezclas de ambas especies químicas, alternativas adecuadas para la confinación de arsénico ya que son compuestos estables y poco solubles.

Para aumentar el porcentaje de extracción de Cobre o para escorias con valores de Cu° relevantes, se puede adicionar aire; aire enriquecido con 0 _2; 0 ₂ ; H ₂ 0 _2; o cualquier otro oxidante al reactor para oxidar el Fe ⁺² a Fe ⁺³ , aumentando el ambiente oxidante interno para la mejor disolución del Cu°, así como el de otros metales presentes. La adición de aire; aire enriquecido con 0 _2; 0 ₂ ; H ₂ 0 _2i puede hacer aumentar la presión interna hasta los 260 psi.

El Fe ⁺³ se puede reducir a Fe ⁺² y el Cu° se oxida a Cu ⁺¹ y/o Cu ⁺² . Otra forma económicamente adecuada de aumentar el ambiente oxidante es la de incorporar Fe ⁺³ externo (de origen Mineral o sintético), como pueden ser de origen mineral la Magnetita, Limonita, Goethita, Jarosita y Hematita, entre otros, o bien Fe ⁺³ de origen sintético como pueden ser Sulfato Poliférrico, Sulfato férrico y Cloruro férrico, entre otros, o algún otro compuesto químico sintético con Fe ⁺³ disponible y mezclas de los anteriores, entre otros. También se podrán usar mezclas de Fe ⁺³ externo junto con aire; aire enriquecido con 0 _2; 0 ₂ ; H ₂ 0 _2; o cualquier otro oxidante según las siguientes ecuaciones para el cobre,

Cu° →Cu ^+] + e (Ec.l)

Cu ⁺¹ → Cu ² + e (Ec.2)

2e + 2Fe ⁺³ <→ 2Fe ⁺² (Ec.3)

2 Fe ⁺³ + Cu° <→ 2 Fe ⁺² + Cu ⁺² (Ec.4)

y según las siguientes ecuaciones para el Arsénico,

2H ₃ As0 ₄ + 4Fe ₂ (S0 ₄ ) ₃ + 22H ₂ 0 → 2Fe As0 ₄ x 3Fe(OH) ₃ x 2H ₂ 0 + 12H ₂ S0 ₄ (Ec.5)

2H ₃ As0 ₄ + Fe ₂ (S0 ₄ ) ₃ + 2H ₂ 0 *→ 2Fe As0 ₄ x 2H ₂ 0 + 3H ₂ S0 ₄ (Ec.6)

Como muestra en la ecuación Ec.4, el Cu° es oxidado por el Fe , Ión que se reduce a Fe ⁺² , por tanto eventualmente se requiere la adición de un oxidante externo para reponer el Ión férrico o la adición de Fe ⁺³ externo, facilitando así la disolución del Cobre metálico.

También se utiliza parte del Fe ⁺³ para oxidar el As ⁺³ a As ⁺⁵ y de esta manera se puede remover por precipitación el As ⁺⁵ como arseniato férrico cristalino (FeAs0 ₄ .2H ₂ 0), como arseniato férrico amorfo (FeAs0 ₄ x 3Fe(OH) ₃ x 2H ₂ 0 y/o mezclas de ambas especies químicas, según Ec.5 y Ec.6

Esta adición de oxidante externo se suministra en caso de déficit del ión férrico aportado por la escoria, y en todo caso hasta la cantidad requerida para estabilizar el arsénico, Cadmio, Antimonio, y otros contaminantes y también hasta el punto previo a la máxima solubilización de Cu ⁰ . Finalmente, se tienen soluciones con muy poco Fe ⁺³ , las que se se utilizan para la disolución del Cu° y para la estabilización del Arsénico y otros contaminantes.

Conociendo la cantidad de Cu°, Arsénico y de Fe ⁺³ en la escoria, y utilizando las ecuaciones Ec.4, Ec.5 y Ec.6, se puede determinar fácilmente la cantidad eventual de Fe ⁺³ externo requerido para oxidar el 99% de Cu° presente y estabilizar el Arsénico.

Como la disponibilidad de Ión férrico en las escorias puede ser muy abundante, al dejar soluble dicho ión, prácticamente se puede estabilizar cualquier valor de Arsénico presente, desde unas pocas ppm hasta valores de 15 gramos/ Litro, 30 gramos/ Litro, 60 gramos/ Litro o aún mayores, siendo la única limitante la disponibilidad de Fe ⁺³ , que en caso de no ser suficiente el aportado por la escoria, se debe incorporar externamente.

El tensoactivo aniónico o no iónico utilizado o mezclas de ambos se adiciona entre un 0,02 % - 2% de la escoria contenida en el Lote.

El Oxidante externo introducido al sistema (aire; aire enriquecido con 0 _2; 0 _2; H ₂ 0 ₂ ; o cualquier otro oxidante) junto con el Fe ⁺³ obtenido de la disolución de la magnetita y/o el aportado externo, proveen un ambiente oxidante propicio para ayudar a la solubilización del metal Cu ⁰ presente y de otros metales como el Molibdeno que se encuentran formando diversos compuestos, así como para la estabilización del Arsénico y otros contaminantes.

El consumo del Fe ⁺³ (para la disolución del Cu°, para la estabilización del Arsénico y otros contaminantes,) permite además, que la solución final contenga poco ión férrico, facilitando los procesos posteriores de Extracción por solvente y/o electro obtención y/u otro proceso.

Al término de la digestión en el reactor se tiene una solución con aproximadamente 0,5 y 260 gr/Lt de Cobre y aproximadamente 20 y 290 gr/Lt de Hierro, pudiendo estos rangos ser aún más amplios, dependiendo de las características de la escoria. El arsénico se encuentra desde unas pocas partes por millón (ppm) hasta valores de 15 gramos/ Litro, 30 gramos/ Litro, 60 gramos/ Litro o aún mayores.

Una. vez terminada la reacción de digestión, según la Figura 2 respecto a productos finales, la solución concentrada se puede utilizar directamente en los procesos posteriores; diluir con agua o diluir con una solución de recirculación, en la cantidad que se requiera (preferentemente entre 1 a 7 veces). En este sentido, en los casos que la acidez libre sea alta, se necesita disminuir o neutralizar esta acidez hasta un rango adecuado con un producto alcalino como (NaOH, Cal, NaC0 ₃ y/o Piedra Caliza, entre otros). Esta disminución de la acidez libre puede realizarse directamente en el Lote (bach) concentrado o también luego de la dilución con agua.

Ambos aspectos, dilución y disminución o neutralización de la acidez libre, en caso de ser requeridos por si solos o en conjunto, podrán facilitar los procesos posteriores, aun cuando la solución concentrada obtenida sin diluir puede usarse directamente, como son: la extracción por solvente, el uso de membrana líquida emulsificada, resinas (intercambio iónico) y electro obtención, entre otros procesos, para concentrar el Cobre, Mo, Pt, Au, Ag, Zn, Ni, Sn, Co, U, Re, Ge, Se, metales de tierras raras y cualquier otro metal presente en la escoria contenido en la tabla periódica de los elementos y también para el uso del Hierro en otras aplicaciones.

Finalmente, luego de culminada esta etapa B) del proceso se tendrán los siguientes resultados preferentes:

Recuperación del cobre soluble está entre un 50% - 99%;

- recuperación del Molibdeno está entre un 70% - 99%; y

recuperación del hierro está en torno al 55% - 99%.

Es importante destacar que una modalidad preferente comprende que la unidad de recuperación se conecte al sistema aguas debajo de la unidad de preparación y recuperación, comprendida por la etapa A descrita anteriormente. C) Recuperación %Cu° desde insolubles (unidad de recuperación de insolubles)

El saldo final de cobre metálico, que no haya sido retenido o disuelto previamente en la etapa A) de Preparación de la escoria y Recuperación Cu ⁰ , por una cascada de etapas ni por la etapa B) de Recuperación de Cobre vía química, es decir, que continúe con los insolubles de la reacción anterior, es retirado vía separación gravimétrica como se expone en la Figura 3, con tecnologías como el concentrador centrífugo de Knelson, el concentrador centrífugo de Falcon, el Jig centrífugo de Kelsey o el separador de gravedad múltiple (MGS) Mosley; utilizando Ciclones, hidrociclones, Jigs, mesas concentradoras Deister, concentración por espirales, concentración por canaletas o cono de Reichert, entre otros, o cualquier equipo adecuado para separar gravimétricamente.

La separación gravimétrica puede tener importancia en tanto se incremente el porcentaje de Cu° en la escoria, así se tiene que para escorias con Cu < 1% probablemente no se requiera esta separación, sin embargo en escorias oxidadas donde la presencia de Cu° es significativa, esta vía de recuperación puede ser importante.

La recuperación del Cu° en esta etapa se encuentra, preferentemente, entre 1 % y un 95%.

Este proceso también es aplicable para recuperar otros metales provenientes de Escorias, siendo preferentemente aplicado luego de una etapa de recuperación.

Junto con los insolubles, el Arsénico estabilizado y precipitado como Arseniato férrico en forma cristalina, amorfa y/o ambos, es retirado del sistema y dispuesto en un lugar autorizado.

La recuperación del Arsénico se encuentra, preferentemente, entre un 10% y un 99,99%.

Por lo tanto, resumiendo una modalidad de la invención, la metodología de tratamiento de la escoria consiste en un proceso de chancado, en donde la escoria se procesa en un equipo chancador primario y el material se hace pasar por harneros, por ejemplo de malla 5 Tyler, quedando sobre la malla Cu ⁰ laminado que se envía directamente a la fundición. Luego, el proceso de chancado sigue en un equipo secundario, procediendo de la misma manera que el anterior método, que también separa Cu ⁰ laminado.

Este proceso sigue en varias otras etapas de chancado, con diferentes mallajes hasta agotar la salida de Cu ⁰ , si la situación lo amerita se debe utilizar la separación magnética para eliminar el hierro contenido.

Posteriormente, se continúa con un proceso de Molienda, en donde se utilizan diferentes moliendas para obtener granos que pasen, preferentemente, desde la malla 100 Tyler hasta la malla 250 Tyler, en cada uno de estos pasos de la molienda se debe usar separador magnético con el objeto de capturar el Hierro del Cu ⁰

Finalmente, se procede a la etapa de digestión, en donde los saldos de la molienda aún con Cu ocluido entre mallas 100 a la 250 Tyler, preferentemente, se procesan en un reactor con H ₂ S0 ₄ y agua, los que reaccionan exotérmicamente y como consecuencia de ello producen la extracción del Cu como Sulfato de Cobre, esta operación dura en el reactor entre 3-4 horas de digestión a temperaturas que pueden sobrepasar los 200° C.

Estos procesos tienen la particularidad que en su conjunto (chancado, molienda y digestión) permiten obtener un performance que va desde el 50 al 90% de efectividad en la obtención de Cu, lo que dependerá del origen de la escoria escogida para el proceso, es decir, de óxidos y/o sulfuros.

REFERENCIAS

A. Mazuelos, N. Iglesias, R. Romero, O. Forcat y F. Carranza "Recuperación de Cobre en escorias mediante biolixiviación indirecta ", Revista de Metalurgia; Marzo - Abril, 191-206, 2009, Chile.

Lotens J.P. and Van der Giesen A.B., "Method for the non leachable inmobilization of Molybdenum compounds in a slag ", International Patent WO 00/29071, Netherlands, 2000. Solicitud de Joel Parra Alarcón y Nicolás Pesce Vidal (Grupo latino), "Proceso para recuperación de Cu, Mo, y otros en escorias de descartes, sol. Patente 128-2006, Chile.

Del Valle Lazo Alfredo Mauricio; Ferric SpA, "Proceso para obtener polisulfato férrico en solución a partir de agua y mineral de Magnetita..."; Patente con Registro # 45.508; 2009, Chile. Universal Oil Products Company, "Recuperación de valores de Cobre de escorias producidas durante el tratamiento pirometalúrgico ", Registro # 31.618; 1979, Chile.

Toshihiro. Hirai Yoshira Y Nagato; Nippon Mining and Metals Co. Ltd.; "Método para recuperar cobre desde escorias provenientes de un convertidor ", WO 00/258.542; 28/08/2000. A. Luraschi G., A. Quiroz G., A. Reghezza Ι.,Ι. Wilkomirsky F.; " Proceso para la recuperación de Cobre contenido en escorias de Hornos de Reverbero y/o Convertidor ", Registro # 32.527; 1981 , Chile.

Schlitt, III; William J.; Polinsky, Samuel M.; Kennecott Copper Corporation, Recovery of Cooper valúes from iron-containing ore materials as mined and smelted; US 4.152.142; 1979. Kim; Jonathan J.; Ammann; Paul R.; Kennecott Corporation; "Pyrometallurgical oxidation of Molyddenum rich matte "; US 4.334.924; 1982.

Ruitemberg, Renate y Buisman, Cees, Jan, Nico; Paques Bio Systems B.V. "Proceso para confinar el Arsénico "; ES 2 215 685 T3; 2002.

Poijarvi Jaakko, Nupponen Raimo, Makinen Tuula, Romppanen Jaana; Outokumpu Technology Oy. "Método para tratar un material que contiene metales valiosos y Arsénico..."; Solicitud 888- 2006; 2006, Chile.

Herrera Zeppelin Albert Leandro, Hernández Pavez Jose Octavio; Universidad de Chile; "Proceso Catalítico para la remoción y estabilización ambiental de Arsénico"; Patente con Registro # 43.540, Chile.