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1. (WO2019006568) PROCÉDÉ D'EXTRACTION DE MÉTAUX DE BASE ET PRÉCIEUX AU MOYEN D'UN PRÉ-TRAITEMENT PROPICE À LA SOLUBILISATION DE LEURS MATRICES RÉFRACTAIRES OU HYPEX-GOLDEST
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MEMORIA DESCRIPTIVA

MÉTODO DE EXTRACCIÓN DE METALES BASE Y PRECIOSOS MEDIANTE UN PRE TRATAMIENTO CONDUCENTE A LA SOLUBILIZACIÓN DE SUS MATRICES REFRACTARIAS 0 HYPEX-GOLDEST

La presente solicitud está dirigida a un método para la extracción de metales base tales como el cobre, zinc, plomo, molibdeno, hierro; y preciosos, tales como el oro, plata, platino; todos contenidos en minerales refractarios, concentrados, relaves, ripios y deshechos urbanos, utilizando un simple y robusto pre tratamiento consistente en mezclar el mineral chancado (Cu2s, CuS, CuFeS2, Cu5FeS4, Cu3AsS4, FeS2, FeAsS, NiAs, (Ni, Fe)xSy), debidamente particulado (2,5 a 5 centímetros), con una determinada dosis de reactivo sólido dentro de un tambor aglomerador rotatorio (standard en faenas mineras), para posteriormente agregar levemente agua acida obteniendo una humedad definida (5-8%), formándose un glómero que dará lugar a una pila (etapa de aglomeración), permaneciendo luego en reposo por periodos breves de tiempo (20-60 días), para finalmente suministrarle riego, debidamente regulado, obteniéndose así la extracción del metal por simple lavado acuoso.

ESTADO DE LA TÉCNICA

En la minería chilena, el única método a proceso de extracción mineral, histórico y por antonomasia, ha sida la lixiviación. Por definición, el problema técnico que presenta el proceso convencional de lixiviación dice relación básicamente con el requerimiento de altas dosis de reactivos químicos, tiempos prolongados que se necesitan para obtener finalmente la extracción del mineral para el proceso, producto del desarrollo de todas sus etapas (flotación -fundición), y el alto impacto ambiental que toda la cronología procesal de lixiviación supone (detonaciones, chancada, utilización de reactivos, concentradoras, utilización de aguas, energía, etcétera).

En un comienzo, la lixiviación en pilas por capas delgadas a TL (Thinlayer) fue un desarrollo tecnológico liderada para la Sociedad Minera Pudahuel, precursora en el país. Si bien tuvo su origen en un concepto patentada en E.E.U.U. en la segunda mitad de los años setenta, fue perfeccionado par esta compañía a partir de su definición original en el ámbito de laboratorio hasta ser llevado a una aplicación industrial en 1980. Estos perfeccionamientos dieron también lugar a una patente de invención, registrada primero en Chile (Registro de Propiedad Intelectual N° 32.025 "Procedimiento de lixiviación en rumas a capas de minerales mixtos de cobre de estado de óxidos y de sulfuras") y después en algunos otros países. Además, la Sociedad Minera Pudahuel desarrolló la tecnología de lixiviación bacteriana en pilas par capas delgadas o BTL mediante una investigación sistemática orientada a conocer los

mecanismos de lixiviación asistidos por bacterias. Los resultados, en definitiva, consistieron básicamente en modelos de gestión para la optimización de los procesos de lixiviación de minerales sulfurados, ampliando de esta manera considerablemente el espectro de minerales aptos a ser lixiviados económicamente.

La Empresa Minera de Mantos Blancos por su parte el año 1971 , en su Registro de Propiedad Intelectual N° 25.930, exhibía sus "Mejoras en la lixiviación de minerales mixtos de óxidos y sulfuras de cobre y de otros metales empleando cloro y compuestos oxidados de él, a temperatura entre la ambiente y los 50 °C". Deleew Schmitz Partnerschip el año 1979, en su Registro de Propiedad Intelectual N° 30.914, daba cuenta de su "Procedimiento destinado a la recuperación de cobre y plata de concentrados de sulfuro por lixiviación con oxígeno y cloruro ferroso".

En 1981 la empresa E I DU PONT DE NEMOURS AND COMPANY, en su Registro de Propiedad Intelectual N° 32.426, anotaba su "Procedimiento de recuperación de cobré desde concentrados de minerales de sulfuras por lixiviación con ácido nítrico y ácido sulfúrico para producir una solución que contiene jones de cobre y hierro complementado con electrodeposición del cobre después de disminuir los jones férrico nitrato y otras impurezas para obtener cobre de alta pureza".

Degussa Aktiengesellschafe, en el Registro de Propiedad Intelectual N° 38.554 de 1993, acuñó su Proceso para lixiviar minerales concentrados o desechos de oro y plata mediante lixiviación con cianuro apoyada con perióxido de hidrogeno y compuestos de maganeso como catalizadores de la descomposición de dicho perióxido".

Y finalmente, para efectos del presente texto, Minnesota Mining and Manufacturing Company, en su Registro de Propiedad Intelectual NO 39.510 del año 1998, precisó su "Método de recuperación de oro y plata mediante lixiviación con una solución acuosa que contiene determinados tensioactivos fluoroaliféticos y poliméricos".

En el ámbito internacional se destacan las patentes US7722756132 del año 2010 "Process for múltiple stage direct electrowinning of Cooper" que dice relación con un proceso para la etapa de extracción electrolítica directa de múltiplo de cobre; la patente US7736488132 "Process for recovery of Cooper from copper-bearing material using pressure leaching, direct electrowinning and solvent/solution extraction" que dice relación con un procedimiento para la recuperación de cobre a partir del material que contiene cobre mediante lixiviación a presión y extracción electrolítica directa y la extracción de disolvente/solución; y, finalmente la patente US8070851 32 del año 2011 "Chloride heap leaching" que dice relación con un método de lixiviación en pilas para recuperar cobre a partir de un mineral de sulfuro de cobre primario en el que el mineral se lixivia en una solución de cloruro de ácido/sulfato en presencia de exigencias con el potencial de la superficie del mineral par debajo de 600 mv para causar la disolución del sulfuro al cobre.

Con posterioridad a estas invenciones, la dinámica en la actividad de extracción mineral en Chile y el mundo ha sido siempre la lixiviación, aun cuando a fines del siglo veinte y comienzos de éste ha devenido en nuevos conceptos, eso sí, siempre relacionados a ésta, como por ejemplo la biolixiviación (mediante bacterias), la lixiviación de minerales sulfurados con cloruro de sodio, lixiviación sauna, etc., sin embargo, el método que propone la presente invención es transversal, es decir, es óptimo para la extracción de una serie de metales contenidos en minerales complejos; para desencapsular y disolver metales preciosos contenidos en matrices refractarias e inclusive tierras raras. Su aplicación industrial es perfectamente factible en la minería chilena y mundial, toda vez que su establecimiento no supone inversiones onerosas (es posible utilizarlo en las faenas existentes de concentradoras de cobre); los insumos que requiere (reactivos sólidos, agua y energía) son de muy bajo costo y necesarios en menores dosis; importa maximizar la recuperación final del metal de un 10 a un 30%; mayor cinética de extracción, esto es, de un 50 a un 100%; menor costo unitario de operación; minimiza el ciclo de clásica lixiviación entre un 30 a un 50% con mayor disponibilidad de pad; optimiza la disponibilidad de inventarios; incrementa la valorización del recurso minero; incrementa el throughput; se constituye como nuevo punto de equilibrio de parámetros operativos; requiere bajas dosis de reactivos (reduce su consumo neto desde un 30 a un 50%); reduce los requerimientos de agua entre un 15 a un 30% y los de energía entre un 30 y un 70%, al igual que las resistencias de transporte fisico/(bio)químico y el número de etapas de reacciones químicas a bien, derechamente, ELIMINA el concepto clásico de la LIXIVIACION.

La hidrometalurgia del cobre corresponde a la metodología seguida para procesar los minerales oxidados de cobre (óxidos) y algunas especies de sulfurados. Con ésta, por medio de distintas reacciones físicas y químicas se extrae el cobre del mineral chancado, disolviéndolo en una solución ácida (etapa de lixiviación) para luego continuar a una etapa de extracción por solventes y luego de electro-obtención, produciendo cátodos de cobre de alta pureza. En este escenario, en los últimos años la industria no ha incorporado a su base de recursos nuevos yacimientos lixiviables. De la misma forma, las carteras de proyectos y los planes de desarrollo futuro de las empresas mineras estén basados fuertemente en el aprovechamiento de minas que ya se encuentran en operación (proyectos brawnfield), donde la mayor profundización de sus yacimientos conllevará el agotamiento de minerales oxidados. Lo anterior, sumado al deterioro en la calidad del mineral, tanto de las leyes coma de sus características de lixiviabilidad, lleva a que en estimaciones recientes para el año 2026 se prevea que solo un 12% de la producción esperada de cobre corresponda a cátodos electro-obtenidos, generándose una importante capacidad ociosa en las plantas de electro-obtención.

En los próximos años el desarrollo de la industria minera nacional se basará en explotar reservas mineras sulfuradas (mayoritariamente calcopirita), para las cuales, actualmente, se utilizan los procesos de concentración de minerales. Sin embargo, en este escenario futuro, la hidrometalurgia también deberá abordar el tratamiento de minerales sulfurados. Frente a la concentración, la hidrometalurgia es poco competitiva, dada que la primera permite una p 3 recuperación superior al 90% en cuestión de horas y la segunda alcanza entre 35% y 60% de recuperación en periodos mayores a 300 días. En este sentido, se hace evidente que es crucial para a hidrometalurgia contar con tecnologías que permitan aumentar la eficiencia en relación al tiempo de recuperación. Precisamente por la anterior, es que el método que propone la presente invención surge coma una tecnología nueva y alternativa a la clásico en cuanto a la extracción de metales desde el punto de vista de tiempo de recuperación de éstos, bajas costos de funcionamiento (reactivos sólidos, agua, energía) y a su mayor empatia con el media ambiente.

BREVE DESCRIPCION DE LA FIGURA

Figura. Representa el diagrama de flujo del pre tratamiento que utiliza el método para extraer el metal posteriormente por media acuosa. Comienza con el mineral chancado para pasar luego a una correa transportadora, en la cual recibe dosis de reactivos sólidos desde una tolva superior mezclándóse en un tambor aglomerador ratatario, recibiendo una dosis leve de agua adquiriendo así una cuota de humedad muy baja para dar lugar finalmente a un glómero a pila que es la que recibirá reposo por días, para finalmente par media acuosa extraer el metal.

DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LA INVENCIÓN

Se hará referencia siempre en este texto, a título de ejemplo descriptivo, a minerales de cobre coma calcosina, covelina, enargita, bornita, calcopirita, y a minerales de oro contenidas en matrices sulfuradas (ej: oro encapsulada en pirita o arsenopirita). Por otra parte, el concepto de matriz refractaria se referirá a un sólido que contiene el metal y que es muy difícil de destruir par métodos convencionales de lixiviación.

Conceptos base de la invención a método:

1. La invención se basa o fundamenta en la identificación fundamental de que el electrón es una partícula cuántica, por lo que su mecanismo de transporte es totalmente diferente al de un ión utilizado en los mecanismos convencionales de lixiviación. Un electrón se transparta mediante dos mecanismos específicos: escarbamiento (tunneling) y estiramiento (stretching). Par 10 mismo, la invención se basa en la integración de tres propiedades:

a) Un material semiconductor a aislante (materiales dicalcogenuros, como el sulfuro) que posee un gap muy alto entre la banda de valencia y la banda de conducción de sus orbitales moleculares.

b) La transformación de estos materiales refractarios en matrices no refractarias (es decir matrices muy solubles) requiere minimizar ese gap entre las bandas de valencia; y,

c) El transporte electrónico por estiramiento y escarbamiento, para solubilizar la matriz refractaria, se estimula mediante una excitación.

2. La invención entrega un método para alcanzar una máxima transformación del mineral refractario original en una sal sólida altamente soluble, durante una etapa previa al convencional procesa de Lixiviación. De esa manera, el metal estará contenido en un sólido de alta solubilidad comparada con la matriz original y, por ende, su disolución será más rápida, eficiente y requerirá de un mínimo de insumos y reactivos, esto es, sólo necesitará de una etapa de lavado, en la forma que sigue:

a) Se pone en contacto íntimo el mineral (Cu2S, CuS, CuFeS2, Cu5FeS4, Cu3AsS4, FeS2, FeAsS, NiAs, (Ni, Fe) xSy) debidamente particulado (2,5 a 5 centímetros) con una cantidad determinada de agente sólido especifico (dependiendo del mineral, entre 3 a 12 kilos par tonelada de éste), en la etapa de aglomeración, previa a la lixiviación (2) (3) (4) (5) (6).

b) La aglomeración se realiza a un rango de humectación de entre 5 - 8%, dependiendo del tipa de ganga que posee el sólido que contiene el metal. La solución de aglomeración puede ser el mismo refino que se genera en el proceso de SX— EW.

c) El aglomerado así formado (7), se deja reposar durante un periodo que va desde 20 a 60 días. Durante ese periodo, se generan las condiciones para transformar la matriz refractaria, en un sólido muy soluble que contendrá el metal a extraer.

d) En este punto, el metal se extrae mediante un simple lavado (8).

e) Dado que el agente sólido utilizado en la etapa de aglomeración, no es un reactivo químico, éste puede ser abatido desde las soluciones de lavado, para prevenir algún efecto de carga iónica.

3. Dado que el objetivo está enfocado en entregar una alternativa real de reemplazar el proceso convencional de flotación - fundición, la invención se referirá como línea base al proceso convencional de lixiviación. Se tomará como referencia el proceso de lixiviación en pilas, por ser el más simple de operar y de más bajo costo de inversión y operación.

4. Un proceso de lixiviación en pilas convencional consta de 4 etapas:

Chancado - Aglomerado - Lixiviación - Extracción por Solventes - Electro obtención.

5. La diferencia radical entre el proceso convencional y la invención radica en la etapa de aglomeración. Para explicarla, se tomará como ejemplo un mineral sulfurado de cobre.

En un proceso convencional, la etapa de aglomeración consiste en mezclar el mineral con soluciones hasta alcanzar humedades del 7 - 8%. En este caso, las soluciones de aglomeración contienen los reactivos químicos y se dejan reposar unos días. En ese periodo de reposo, la reacción química se manifiesta a niveles muy bajos, no más de 20%, por lo que el resto de mineral, que aún está como sulfuro, sigue siendo refractario y por ende se requiere, imperativamente, continuar con un proceso de lixiviación en pila, que requiere de ciclos muy extensos de tiempo ( 8 -12 meses y más).

En cambio, ocupando el método de la presente invención, la aglomeración se realiza mezclando el mineral con un agente sólido y solución ácida (6), dejándose reposar. El periodo de reposo es fundamental, dado que es en ésta etapa donde se logra la máxima transformación del sulfuro a un sólido soluble, el que posteriormente sólo requerirá de un lavado en soluciones levemente acidas, alcanzando transformaciones de hasta un 70%, en tiempos muy cortos (20 - 40 días). En estricto rigor, se prescinde del concepto de Lixiviación, alcanzando altos niveles de extracción en ciclos muy breves.

6. El método incluye la definición tanto del tamaño del mineral (2,5 a 5 centímetros) como del tamaño del agente sólida activo (3 a 12 Kg. por tonelada de mineral, de modo de generar las condiciones adecuadas para el óptima transporte de electrones.

7. Los agentes sólidos activos son variados en función del origen de la matriz refractaria que se requiere solubilizar: a) Pueden ser sales sólidas coma NaCI, NaN03, MgCI2, KCI, Fosfatos, Oxalatos, Uratos; b) Mezclar mineral y agente activo sólido, antes de la etapa de humectación a condiciones ambientales; c) Las soluciones de humectación en esta etapa de aglomeración, puede ser incluso la solución de refino que circula en el proceso hidrometalúrgico (5), esto es, soluciones con contenido de ácido sulfúrico (10 a 12 gpl) y pH menores a 2,5.

8. Una vez terminado el período de reposo, la extracción acuosa del metal valioso se realiza mediante riego por gotea. El riego debe ser continua, a un flujo moderada y se realiza par sectores, expresándose en unidades de litro/metro cuadrado par hora = 4. Esto significa que en cada metro cuadrado que se mantiene regando durante una hora, se están añadiendo 4 litros de agua, todo hasta desalojar de la pila tanto metal coma se haya solubilizado en el periodo de reposo. En esta primera etapa, se extrae la cantidad de metal solubilizado en el reposo i.e. 70% y se realiza en codas períodos, debido a que la cinética de disolución de

- una sal soluble es muy inferior a la cinética de disolución de un sulfuro.

Si después del lavado, el remanente mineral es aün insoluble, se debe seguir con un riego continua, pero con velocidad igual a la mitad del flujo utilizado en la primera etapa. Esta última etapa será cada vez más coda, en la medida que en la etapa de reposo se consigan los máximos niveles de solubilización. Ahora, finalmente, dada la esencia del método, se puede utilizar, inclusive, agua de mar en la aglomeración y riego.

9. El método de la presente invención se puede repetir las veces que se necesite para alcanzar las más Optimas extracciones, dependiendo del tipo de matriz y del objetivo económico financiero deseado. Esto es, después de lavar el glómero par primera vez, se deja drenar la pila. Una vez drenada, se procede a rehumectarla con soluciones muy concentradas (>50 gpl) del mismo reactivo utilizado en la primera etapa ylu otro que sea más intenso. La rehumectación de la pila se debe realizar a tasa muy bajas: 2 a 3 Ilm2xh, asegurando así que la solución de rehumectación no desaloje la pila. Se deja reposar 10 a 20 días para que los glómeros vayan secándose y se generen las reacciones secundarias de solubilización de la matriz refractaria remanente y finalmente, se vuelve a irrigar para proceder a extraer la parte complementaria del metal valioso.

10. La solución que contiene el metal liberada también incluye hierro y otras muchas especies disueltas del mineral y, dependiendo del agente sólido utilizado, las soluciones resultantes del proceso pueden contener altos niveles de jones coma de cloruro. Por otro lado, al utilizar un método de riego coma el mencionado, el flujo resultante será menor comparado con el obtenido en el proceso convencional y por eso se requerirá un tren menos en la etapa de extracción por solventes. Así, ese tren restante de SX se adapta para utilizarse coma etapa de lavado de Cl desde el orgánico.

MÉTODO DE IA INVENCIÓN APLICADO A LA EXTRACCIÓN DE ORO

El oro puede encontrarse geológicamente de dos formas:

MINERAL TIPO I: Partículas de oro libre en matrices oxidadas.

MINERAL TIPO II: Partículas de 010 encapsuladas en granas de sulfuros que pueden ser pirita, arsenopirita u otro sulfuro, los que están contenidos en matrices silicatadas.

En el caso de partículas de oro libre en matrices oxidadas, la lixiviación can soluciones cianuradas en pilas es el proceso más estandarizado y utilizado. La obtención de oro metálico se consigue aplicando el procesa Merrill Crowe. El método de la invención, considera aglomerar con cianuro sólido, en la etapa previa a la lixiviación, para acelerar drásticamente la solubilización del oro, de tal manera de disminuir drásticamente el ciclo del proceso e incrementar la recuperación de éste.

En el caso de las partículas de aro encapsuladas en granos de sulfuros que pueden ser pirita, arsenopirita u otro sulfuro, contenidos en matrices silicatadas, et cianuro no puede atacar los granos de sulfuros y par ende, no llegar a disolver et oro, por tanto existen tres tecnologías consideradas convencionales:

1. Reducir el mineral at tamaño de mjcras, utilizando chancadores, molinos de bolas y SAG, luego concentrar por flotación la pirita/ arsenopirita, y posteriormente fundir el concentrado para obtener lingotes de oro. Proceso de altos costos de inversión y de operación.

2. Reducir el mineral al tamaño de mieras, utilizando chancadares, molinos de balas y SAG, luego concentrar par flotación la pirita/ arsenapirita, y posteriormente dicho concentrada se lixivia utilizando reactores de titania a alta presión para finalmente obtener Oro mediante el procesa Merrill Crawe. También es un proceso muy caro en inversión y operación. Una variante es biolixiviar el concentrado para destruir la pirita, luego se lava y se realiza una segunda lixiviación con cianuro. Todo ella, en tanques mecánicamente agitados. Este es un proceso conocido coma BIOX. Aun así, siguen siendo procesos de alta inversiOn.

3. Reducir el mineral al tamaño de pulgadas, utilizando chancadores, se lixivia bacterialmente en pilas para que los microorganismos destruyan la matriz pirítica, luego se lava la pila y se inicia un proceso convencional de cianuración (equivalente al que se aplica al mineral tipo 1). Es un proceso que invierte mucho tiempo, exceso de agua fresca y además es de baja eficiencia.

Para las partículas de oro libres en matrices oxidadas o minerales tipo I, el método de la invención considera tres alternativas que consisten en aglomerar el mineral con cianuro sólido y/o cloruro de sodio, en la etapa previa a la lixiviación, para acelerar drástica y simultáneamente tres aspectos del proceso: a) Lograr la disolución total o parcial de la pirita, para permitir que los reactivos accedan a atacar al oro; b) Alcanzar una alta solubilización del oro, de tal

manera de disminuir drásticamente el ciclo del proceso e incrementar la recuperación de éste; y, c) En tal caso, el riego se refiere prácticamente a una mera etapa de lavado, evitando o minimizando drásticamente el concepto de lixiviación.

MINERAL TIPO I (Partículas de oro libre en matrices oxidadas):

En el método de la invención, aplicada al mineral tipo I, se puede utilizar NaCN o NaCI y consta de las siguientes etapas:

a) ALTERNATIVA 1 (Utilización de NaCN)

- CHANCADO: El mineral se reduce a tamaño de 2,5 centímetros (si el mineral oxidado contiene mucha arcilla, la reducción de tamaño debe realizarse a 5 centímetros)

- AGLOMERACION: Antes de ingresar al tambor aglomerador:

- Se añade cal sólida directamente desde una tolva N 0 1 a la correa transportadora. La cal viene en polvo y se adiciona entre 0,5 y 5 k/ton, dependiendo de la pureza de cal para asegurar un pH básico> 11 cuando se empiece a regar.

- Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaGN directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N02.

- La dosificación estará entre 1 - 2 kg de NaCN por tonelada de mineral. El NaCN debe estar granulada a tamaño entre 0,3 - 0,9 centímetros.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glómero formado se transporta hacia el pad de lixiviación. El glómero debe reposar entre 5 y 10 días.

- RIEGO: Transcurrido el periodo de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino para extraer el oro en solución acuosa cianurada.

b) ALTERNATIVA 2 (Utilizando NaCI)

- CHANCADO: El mineral se reduce a tamaño de 2,5 centímetros (si el mineral oxidado contiene mucha arcilla, la reducción de tamaño debe realizarse a 5 centímetros)

- AGLOMERACION: Antes de ingresar al tambor aglomerador.

- Se añade cal sólida directamente desde una tolva N 0 1 a la correa transportadora. La cal viene en polvo y se adiciona entre 0,5 y 5 k/ton, dependiendo de la pureza de cal para asegurar un pH básico> 11 cuando se empiece a regar.

- Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaCI directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N02.

- La dosificación estará entre 2 - 3 kg de NaCI por tonelada de mineral. El NaCI debe estar granulada a tamaño entre 0,9 - 0,6 centímetros.

- De esa manera la correa transportadora contiene mineral, cal y reactivo NaCI.

- Al ingresar al tambor aglomerador se logra una mezcla perfecta de los reactivos sólidos. Al interior del tambor aglomerador soluciones de refino son añadidas para alcanzar el grado de humectación determinado.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glómero formado se transporta hacia el pad de lixiviación. El glómero debe reposar un período entre 10 y 15 días.

- RIEGO: Transcurrido el periodo de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino para extraer el oro en solucián acuosa de cloruro.

MINERAL TIPO II (Partículas de oro encapsuladas en granos de sulfuros que pueden ser pirita, arsenopirita u otro sulfuro, contenidos en matrices silicatadas):

El método de la invención aplicada a mineral tipo II se puede aplicar en 3 alternativas y consta de las siguientes etapas:

a) ALTERNATIVA 1 (Utilizando NaCI)

Consiste en utilizar un solo reactivo sólido solo para ambos efectos: desencapsular el oro atrapado en los granos de pirita/arsenopirita y simultáneamente solubilizar el 010. Se procede de la siguiente manera:

- CHANCADO: El mineral se reduce a tamaño de 2,5 centímetros (si el mineral oxidado contiene mucha arcilla, la reducción de tamaño debe realizarse a 5 centímetros)

- AGLOMERACION: Antes de ingresar al tambor aglomerador.

-Se añade cal sólida directamente desde una tolva N°1 a la correa transportadora. La cal viene en polvo y se adiciona entre 0,5 y 5 k/ton, dependiendo de la pureza de cal para asegurar un pH básico> 11 cuando se empiece a regar.

-Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaCI, directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N02.

-La dosificación debe estar entre 5 - 10 kg de NaCI par tonelada de mineral. El NaCI debe estar granulada a tamaño entre 0,9 - 0,6 centímetros.

-De esa manera la correa transportadora contiene mineral, cal y reactivo NaCI. -Al ingresar al tambor aglomerador se logra una mezcla perfecta de los reactivos sólidos. Al interior del tambor aglomerador soluciones de refino son añadidas para alcanzar el grado de humectación determinado.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glomero formado se transporta hacia el pad de lixiviación, El glómero debe reposar entre 20 y 30 días. En ese periodo el reactivo transforma a la pirita en un mineral poroso y solubiliza el oro.

- RIEGO: Transcurrido el periodo de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino de pH ácido (alrededor de pH =2) para desalojar el oro en solución acuosa de cloruro.

b) ALTERNATIVA 2 (Utilizando NaCI y NaCN)

Consiste en utilizar ambos reactivos para generar una mezcla sinérgica en desencapsular el oro atrapado en los granos de pirita/arsenopirita y simultáneamente solubilizar el oro. Se procede de la siguiente manera:

- CHANCADO: El mineral se reduce a tamaño de 2,5 centímetros (si el mineral oxidado contiene mucha arcilla, la reducciOn de tamaño debe realizarse a 5 centímetros)

- AGLOMERACION: Antes de ingresar al tambor aglomerador:

- Se añade cal sólida directamente desde una tolva N 0 1 a la correa transportadora. La cal viene en polvo y se adiciona entre 0,5 y 5 k/ton, dependiendo de la pureza de cal para asegurar un pH básico> 11 cuando se empiece a regar.

-Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaCI, directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N°2.

-La dosificación debe estar entre 3 - 5 kg de NaCI par tonelada de mineral. El NaCI debe estar granulada a tamaño entre 0,9 - 0,6 centímetros.

-De esa manera la correa transportadora contiene mineral, cal y reactivo NaCI.

-Luego se añade el reactivo sólido NaCN directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N°2.

-La dosificación estará entre 2 - 3 kg de NaCN par tonelada de mineral. El NaCN debe estar granulada a tamaño entre 0,3 - 0,9 centímetros.

-Al ingresar al tambor aglomerador se logra una mezcla perfecta de los reactivos sólidos cal, NaCN y NaCI. Al interior del tambor aglomerador soluciones de refino son añadidas para alcanzar el grado de humectación determinado.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glómero formado se transporta hacia el pad de lixiviación. El glómero debe reposar entre 15 y 20 días. En ese período el reactivo transforma a la pirita en un mineral poroso y solubiliza el oro.

- RIEGO: Transcurrido el periodo de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino medianamente básico para desalojar el oro en solución acuosa.

c) ALTERNATIVA 3 (Utilizando reactivo sólido y luego lixiviación cianurada) Utilizar el reactivo sólido solo para desencapsular el oro atrapado en los granos de pirita/arsenopirita y luego lixiviar en forma convencional con soluciones de cianuro. Se procede según la siguiente:

- CHANCADO: El mineral se reduce a tamaño de 2,5 centímetros (si el mineral oxidado contiene mucha arcillas, la reducción de tamaño debe realizarse a 5 centímetros)

- AGLOMERACION: Antes de ingresar al tambor aglomerador:

- Se añade cal sólida directamente desde una tolva N°1 a la correa transportadora. - La cal viene en polvo y se adiciona entre 0,5 y 5 k/ton, dependiendo de la pureza de cal para asegurar un pH básico> 11 cuando se empiece a regar.

- Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaCI, directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N°2.

- La dosificación de NaCI debe estar entre 3 - 5 kg de NaCI por tonelada de mineral.

- El NaCI debe estar granulada a tamaño entre 0,9 - 0,6 centímetros.

- De esa manera la correa transportadora contiene mineral, cal y reactivo NaCI.

- Al ingresar al tambor aglomerador se logra una mezcla perfecta de los reactivos sólidos. Al interior del tambor aglomerador soluciones de refino son añadidas para alcanzar el grado de humectación determinado.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glómero formado se transporta hacia el pad de lixiviación. El glómero debe reposar entre 15 y 20 días. En ese periodo el reactivo transforma a la pirita en un mineral poroso.

-RIEGO: Transcurrido el período de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino que contienen cianuro entre 300 - 500 mg NaCN por litro - Inmediatamente después se añade el reactivo sólido NaCI, directamente a la misma correa transportadora desde una Tolva N°2.

- La dosificación de NaCI debe estar entre 3 - 5 kg de NaCI por tonelada de mineral.

- El NaCI debe estar granulada a tamaño entre 0,9 - 0,6 centímetros.

- De esa manera la correa transportadora contiene mineral, cal y reactivo NaCI.

- Al ingresar al tambor aglomerador se logra una mezcla perfecta de los reactivos sólidos. Al interior del tambor aglomerador soluciones de refino son añadidas para alcanzar el grado de humectación determinado.

- REPOSO: A la salida del tambor, el glómero formado se transporta hacia el pad de lixiviación. El glómero debe reposar entre 15 y 20 días. En ese periodo el reactivo transforma a la pirita en un mineral poroso.

-RIEGO: Transcurrido el período de reposo, la pila se procede a regar con soluciones de refino que contienen cianuro entre 300 - 500 mg NaCN por litro de solución, para extraer el oro en solución acuosa. Este corresponde a un proceso convencional de cianuración.

Las alternativas a utilizar se seleccionan en función de un trade-off entre aspectos ambientales, técnico- económico y de producción. Los parámetros (dosificación de reactivos, tiempo de reposo, % de humectación, etc) están indicados en rangos. La exacta determinación de sus valores se debe obtener previamente en el laboratorio, en base a tests experimentales estándar de aglomeración y lavado.