TECNICAS_Y_TIPOS_DE_LX_sx_ew

PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS HIDROMETALÚRGICOS

TÉCNICAS Y TIPOS DE LIXIVIACIÓN

Preparado por R. Díaz, A. González, C. Infante, J. Pizarro Profesor Nº Páginas 82

Pedro Muñoz Nº Documento

REV.

Fecha

0

15/10/2005

RESUMEN

El presente estudio, denominado “Técnicas y Tipos de Lixiviación”, ha sido desarrollado en nuestra calidad de alumnos de Ingeniería Civil en Minas de la Universidad de Santiago. En el siguiente trabajo se presentan y describen las principales técnicas y tipos de lixiviación desarrolladas en la industria minera, de manera de formarnos una visión global de las tecnologías aplicadas en la hidrometalurgia.   Además se describen los procesos de LX-SX-EW de algunas compañías mineras de nuestro país.   Adjunto en los anexos, se presenta una publicación acerca de la “La Hidrometalurgia y su Desarrollo a Futuro”, entrevista técnica a Jorge Menacho, Gerente Técnico de Re Metallica Ingeniería (DRM) y Presidente del Comité Organizador de HydroCopper 2005.

CONTENIDO

1 OBJETIVOS 2 TÉCNICAS Y TIPOS DE LIXIVIACIÓN 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5

Lixiviación en Situ Lixiviación Bacteriana Lixiviación en Pilas (Heap Leaching) Lixiviación en Botaderos “Dump Leaching” Lixiviación de Material “ROM”

3 SISTEMAS DE RIEGO 4 COMPAÑÍA MINERA CAROLINA DE MICHILLA

6 7 8 9 9 15 15

17 19

4.1 RESUMEN 19 4.2 MINERALES DE ALlMENTACIÓN AL PROCESO 23 4.3 AGLOMERACIÓN 24 4.4 PROCESO DE LIXIVIACIÓN DE MINERALES 25 4.4.1 Química de la Lixiviación de los Mixtos 25 4.5 LIXIVIACIÓN EN PILAS 26 4.5.1 Preparación del Terreno Base 27 4.5.2  4.5.2  Apilamiento 4.5.3 Lixiviación en pilas 28 4.6 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES Y ELECTROOBTENCIÓN 29 4.6.1 Proceso de Extracción por Solventes 29 4.7 PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN 32

5 COMPAÑIA MINERA QUEBRADA BLANCA S.A. 5.1 RESUMEN 5.2 MINERALES DE ALIMENTACION AL PROCESO 5.3 AGLOMERACION

36 36 39 39

5.4 PROCESO DE LIXIVIACION DE MINERALES 5.5 EXTRACCION POR SOLVENTE Y ELECTROOBTENCIÓN 5.5.1 PROCESO DE EXTRACCION POR SOLVENTES 5.5.2 PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN

6 COMPAÑÍA MINERA LOMAS BAYAS 6.1 Procesos

7 CODELCO CHILE - DIVISIÓN RADOMIRO TOMIC 7.1 7.2 7.3 7.4 7.5 7.6

RESUMEN MINERALES DE ALIMENTACIÓN AL PROCESO AGLOMERACIÓN PROCESO DE LIXIVIACIÓN DE MINERALES PROCESO DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN

40 42 42 44

47 48

52 52 53 54 54 56 57

8 CODELCO CHILE - DIVISION CHUQUICAMATA – RIPIOS 60 8.1 RESUMEN 8.2 MINERALES DE ALIMENTACION AL PROCESO 8.3 PROCESO DE LIXIVIACION DE MINERALES 8.4 EXTRACCION POR SOLVENTES Y ELECTROOBTENCION 8.4.1 PROCESO DE EXTRACCION POR SOLVENTES 8.4.2 PROCESO DE ELECTROOBTENCION

9 REFERENCIAS ANEXO

60 62 65 69 69 70

72 73

ÍNDICE DE FÍGURAS FIGURAS Figura 2.1: Representación esquemática de la operación de una tambor aglomerador 11 Figura 6.1: Mapa Ubicación Mina Lomas Bayas 47 Figura 6.2: Chancador Primario Giratorio Allis Chalmers de 74” x 54” 48 Figura 6.3: StockPile Primario 51 Figura 6.4: Imagen Pila ROM en ciclo de Lixiviación 51

1

OBJETIVOS Los objetivos principales de estudio se señalan a continuación: •

Presentar las principales técnicas y tipos de lixiviación desarrolladas en la industria minera.

•

Descripción de los procesos de LX-SX-EW, de las siguientes compañías mineras: 

Compañía Minera Michilla.



Compañía Minera Quebrada Blanca



Compañía Minera Lomas Bayas.



Codelco Chile, Codelco Norte, División Radomiro Tomic



Codelco Chile, Codelco Norte, División Chuquicamata

6

2

TÉCNICAS Y TIPOS DE LIXIVIACIÓN Una definición sencilla de lixiviación; “es el proceso de extracción de un constituyente soluble desde un sólido, mediante el uso de un solvente adecuado”. Previo a la etapa de lixiviación se debe realizar un proceso llamado “curado o acidulado”, el que consiste en el ataque con ácido sulfúrico, de preferencia concentrado, sobre el mineral y seguido de un periodo de reposo o “curado”. Para lixiviar o disolver la especie o elemento de valor debemos utilizar  solventes, y que entre los más comunes se pueden mencionar: •

El agua, que se utiliza cuando la especie de valor es altamente soluble como son los sulfatos de cobre, el salitre y las calcinas de tuestas sulfatantes.

•

Sales en solución acuosa, tales como sulfato férrico usado en la lixiviación de minerales sulfurados de cobre, carbonato de sodio para lixiviar minerales de uranio, cianuro de sodio o potasio para la lixiviación de minerales de oro y/o plata.

•

Bases o álcalis, tales como el sulfúrico, nítrico y clorhídrico. El ácido sulfúrico es el disolvente que más se emplea en la lixiviación de minerales oxidados de cobre, debido principalmente a su relativo bajo costo, facilidad para su almacenamiento

y

transporte,

relativa

selectividad,

posibilidad

de

regeneración y relativa gran disponibilidad.   Aunque existen numerosas variantes, los tipos de lixiviación más conocidos son:

7

2.1

Lixiviación en Situ La lixiviación in-situ (o “en el lugar”) consiste en la aplicación de soluciones directamente sobre el mineral que está ubicado en el lugar del yacimiento, sin someterlo a labores de extracción minera alguna. Existen dos modalidades de lixiviación in situ , según la ubicación del mineral respecto del nivel freático de

las aguas subterráneas: •

Lixiviación in-situ gravitacional:  sobre el nivel freático las soluciones

deben moverse por gravedad, lo que naturalmente requiere de condiciones locales de alta permeabilidad – o de una fragmentación previa – como es el caso de los yacimientos ya fracturados por una explotación minera anterior  e, idealmente, con accesos operativos en los niveles inferiores para recolectar más fácilmente las soluciones acumuladas por gravedad. Por  ejemplo aquellas minas anteriormente sometidas a explotación subterránea del tipo de hundimiento por bloques (“block caving”), como es el caso de la lixiviación del cráter de El Teniente, en Chile y de San Manuel, en Arizona. O bien, son sometidos a propósito, previamente, a una tronadura masiva para su quebrantamiento en el lugar, como fue el caso experimental, probado con explosivos convencionales, a inicios de los años 1970, en Old Reliable Copper, cerca de Mammoth, Arizona. También ña Kennecott estudió el uso de una carga nuclear, en los mismos años ´70, pero varias incógnitas – en torno a la disiáción de la radiactividad y la contaminación del subsuelo que se puede generar – no fueron satisfactoriamente resueltas. •

Lixiviación in-situ forzada:  sin embargo, la lixiviación in-situ también se

puede aplicar a yacimientos inaccesibles, ubicados debajo del nivel freático de las aguas subterráneas del lugar, en cuyo caso se hace uso de la permeabilidad interna de la roca y de las temperaturas y altas presiones que se generan a varios cientos de metros de profundidad.

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Para su operación se inyectan soluciones lixiviantes a través de pozos inyectores – del tipo usado en la explotación del petróleo – y se succiona desde otra batería de pozos cosechadores, geométricamente dispuestos de forma de estimular el paso de las soluciones a través de la roca del yacimiento y así forzar su dilución, al mismo tiempo que se recuperan las soluciones desde la superficie. Resulta evidente que las infiltraciones y pérdidas de soluciones constituyen parte sustancial de las ineficiencias del proceso. Esta técnica se ha usado en la recuperación de diversas sales fácilmente solubles, como en yacimientos de halita, NaCl, y silvina, KCl, minerales de uranio, y también de fosfato, en los años sesenta. Para la recuperación de cobre se realizó una explotación experimental, hacia fines de los años ´80, en Santa Cruz, Arizona, por parte de U.S. Bureau of Mines y  ASARCO.

2.2

Lixiviación Bacteriana Esta no es una técnica de lixiviación propiamente tal, sino un medio para lograr  solubilzación de algunas especies sulfuradas principalmente, y que está estrechamente ligada a la lixiviación In Situ, In Place, en botaderos y en pilas. Las bacterias que participan en la lixiviación de minerales constituyen una de las formas de vida unicelular más notables. Estos microorganismos, de aproximadamente 1 mm de longitud, son quimiolitróficos, es decir, obtienen su energía de la oxidación de compuestos inorgánicos.

2.3

Lixiviación en Pilas (Heap Leaching) La lixiviación en pilas, a diferencia de los botaderos, en este caso el mineral tiene una mayor ley y, por lo tanto, económicamente paga por un tratamiento más complejo a través de una planta de chancado, al menos de tipo secundario y, usualmente terciario. Cuando se usa una granulometría más fina 9

 – por ejemplo, después de un chancado terciario en circuito cerrado con 100% -3/8” de pulgada, como en Quebrada Blanca, o 100% - 1/4” como era el caso de lo Aguirre – entonces se hace recomendable aglomerar los finos para restituir la permeabilidad al lecho de mineral que se va a lixiviar.  Adicionalmente al agua, cuando se lixivian minerales de cobre se aprovecha de agregar ácido concentrado, para efectuar el “curado ácido”. Con este método se logra también inhibir la disolución de algunas especies indeseables como el aluminio y la sílice (SiO 2).   Aún cuando hay operaciones que agregan el agua y el ácido directamente sobre el mineral en una correa, esta práctica no resuelve el problema de lograr  una buena mezcla y efectivamente aglomerar en forma homogénea las partículas más finas en torno a las más gruesas. En efecto, esto se puede lograr en forma muy eficiente si se establece una rotación de las partículas húmedas en torno a sí mismas, lo que permite a las fuerzas cohesivas de tensión superficial – correspondientes a los estados de cohesión, por puentes líquidos, denominados “pendular” y “funicular” – mantener a las partículas unidas entre si, facilitando su transporte y apilamiento. Una vez formada la pila de lixiviación, se observa que el lecho conserva la mayor parte de estas virtudes de alta permeabilidad, líquida y gaseosa, correspondientes al producto poroso originalmente formado durante la aglomeración. En ese punto, se inicia la lixiviación propiamente tal, mediante riego por  aspersión o goteo, el cual, si bien aumenta la cantidad de líquido disponible en torno a la partículas individuales, continúa manteniéndolas en su sitio, pero ahora cohesionadas en el estado conocido como “capilar”. Esto es siempre y cuando se trate de un riego de carácter no-inundado- ya que si exceden los límites de líquido correspondientes a dicho estado capilar se produce una suspensión sólido/líquido. Dado que, en ese momento, ya no hay fuerzas para mantener las partículas en su sitio, los finos se desplazan ocupando espacios

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entre las partículas mayores y, de existir arcillas, ambos factores cumplen un rol sellante, lo que conduce a un “lecho inundado”. Evidentemente que esta situación debe evitarse, ya que para una buena operación es esencial mantener una adecuada permeabilidad. El mejor equipo para logar los efectos de mezcla y aglomeración, es el tambor  aglomerador . Éste consiste en un cilindro metálico revestido interiormente con

neopreno o goma antiácida, provisto de levantadores – “lifters” – para lograr  una más efectiva acción de rodado de la carga, e incluyendo en el centro las tuberías perforadas para el suministro del agua – siempre agregada primero, para humedecer el mineral – y luego, algo más al interior del tambor, para el suministro del ácido concentrado. Una representación de un tambor  aglomerador se muestra en la Figura 2.1.

Figura 2.1: Representación esquemática de la operación de una tambor aglomerador

Una variante frecuente consiste en reemplazar el agua y parte del ácido, usando soluciones pobres del proceso: refino de la planta de extracción por 

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solventes y/o la sangría de electrolito de la electrodepositación. En estos casos debe cuidarse de evitar que restos de orgánico – atrapado por arrastre en el SX – ingresen al tambor, pues suele degradarse con el ácido concentrado y termina por contaminar todo el circuito de SX. Para evitar este efecto indeseable, previamente a su ingreso al tambor, las soluciones pobres deben pasarse por una columna de carbón activado. Esta secuencia combinada de operación – en que la lixiviación en pilas, usando riego no inundado, se realiza sobre un mineral finamente chancado, aglomerado con agua y “curado” con ácido concentrado – se conoce como Proceso de lixiviación TL y su uso se ha generado para el tratamiento de

minerales de cobre sean oxidados o sulfurados. La primera operación comercial usando este proceso fue la mina Lo Aguirre, de Minera Pudahuel, que operó desde 1980 y hasta el año 2000. Para el tratamiento de los minerales de oro también se usan pilas de lixiviación con similares métodos de aglomeración, carguío, impermeabilización del sustrato receptor y regadío. En estos casos también se realiza un acondicionamiento y aglomeración previa, utilizando, eso si, agua con sal y frecuentemente cemento. De esta manera se acondiciona el lecho en PH alcalino y se proporciona una excelente permeabilidad, incluso para el tratamiento en pilas de granulometría muy finas como son los relaves de flotación. Después de fraguar la cal y el cemento se termina de proporcionar  una excelente rigidez a los aglomerados – ya que los puente líquidos son eventualmente reemplazados por puente sólidos formados con el cemento – que permite incluso el tránsito sobre ellos con equipos livianos. El resto de los sistemas, tanto de riego como de recolección de soluciones son similares al caso de la lixiviación con ácido. Las pilas se cargan habitualmente entre 3 y8 meses, sobre un sustrato impermeable, normalmente protegido con una membrana de plástico de tipo 12

polietileno de alta densidad (HDPE), de baja densidad (LDPE), de muy baja densidad (VLDPE) o de cloruro de polivinilo (PVC), que puede tener desde 0,1 a 1,5 mm de espesor según las exigencias de cada aplicación. Para ayudar a la recolección de las soluciones se usan cañerías de drenaje perforadas y canaletas abiertas. Las soluciones se distribuyen por medio de oteros, incluso enterrados en los casos de condiciones climáticas extremas como las de Quebrada Blanca -4.400 msnm y temperaturas muy bajas o bien mediante aspersores (tipo “wobblers” o “sprinkers”). Las pilas pueden ser  dinámicas – también denominadas de tipo “on-off” – en las que el mineral se remueve, se envía a botadero después de la lixiviación y la base de la pila se puede reutilizar, o bien pueden ser  permanentes , en que las nuevas pilas se cargan sobre las anteriores, aprovechando o no la impermeabilización existente. La configuración de una pila permanente puede tener cualquier geometría según las disponibilidades de espacio de cada lugar. Sin embargo, cuando no hay restricciones topográficas, normalmente se usa una configuración rectangular, en que una nueva capa solamente se podrá colocar cuando haya concluido la lixiviación de la capa inferior que se debe cubrir. En forma similar, para las pilas de tipo dinámico se puede elegir cualquier configuración aceptable para la operación de los equipos de carga y descarga, pero generalmente se prefiere un rectángulo alargado. En el caso particular de las operaciones mayores, que presentan ciertas rigideces con los equipos de transferencia de minerales, se ha preferido una configuración rectangular doble (dos rectángulos paralelos y adyacentes) con semicírculos en los extremos, que es donde se deja la pista de giro de los equipos de carguío y descarga. Para el carguío se utiliza una variedad de sistemas según el tamaño de las instalaciones de cada faena. Así, para faenas más pequeñas desde unas 300 a 2.000 ton/día (Dos Amigos y Punta del Cobre) y hasta 5 y 10.000 ton/día 13

(Damiana y Michilla) se usan sistemas de camiones y apiladores de correa autopropulsados, evitando el uso de cargadores frontales, ya que destruyen los aglomerados. Este sistema de carguío se puede aplicar tanto al esquema de pilas dinámicas como al de pilas permanentes. En faenas mayores, desde 10.000 y hasta 50.000 ton/día (Cerro Colorado y Quebrada Blanca) se usan correas modulares articuladas  – también conocidas como “grasshppers” (saltamontes) – que terminan en un apilador  de correa , o stacker” . En este caso la operación puede ser con pilas

dinámicas o permanentes, sin restricción. Sin embargo, para faenas aún mayores, desde 75.000 a 150.000 ton/día, como las de El Abra y Radomiro Tomic, se prefieren complejos sistemas sobre  orugas , alimentados con correas transportadas estacionarias y móviles.

Usando se requiere remover el material ya lixiviado desde las pilas, por ser un sistema de pilas dinámicas, normalmente se utilizan recolectores tipo pala de  rueda con capachos , conocidazas como “rotopala” o “bucketwheel” .

En estos casos mayores, se ha preferido en general el sistema de canchas de lixiviación dinámicas por el excesivo tonelaje de mineral que obligaría a un complicado movimiento permanente de avance de las correas alimentadoras con avance continuo. Sin embargo, en Zaldívar por ejemplo, estos equipos han operado con una pila permanente y por consiguiente, no han requerido instalar  el sistema recolector de la rotopala.

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Para la lixiviación en pila, el tiempo de tratamiento es, en general, de varios meses, de acuerdo con el tipo de mineral tratado, sus leyes y la granulometría que se utilice.

2.4

Lixiviación en Botaderos “Dump Leaching” La lixiviación en botaderos (o “dump leaching”) consiste en el tratamiento de minerales de muy bajas leyes, normalmente debajo de la ley de corte económica para la planta principal, conocidos como “estéril mineralizado”.   Alcanzan alturas de 100 metros o más y el substrato basal no siempre es el más adecuado para recoger soluciones, sin embargo, éstas continúan aplicándose en la parte superior y colectándose en una laguna de intersección en la roca impermeable más próxima. En ocasiones, se trata también de ripios de lixiviaciones antiguas, cuyas leyes pasan a ser interesantes al cabo de un cierto número de años. Es el caso de los antiguos botaderos de ripios de lixiviación de Chuquicamata, formados a partir de 1915, que desde 1988 han sido lixiviados nuevamente, dando origen a la actual operación de “lixiviación de Ripios”.

2.5

Lixiviación de Material “ROM” Considerando que un factor muy importante en el incremento de los costos de operación lo constituye la reducción de tamaños, se adopta en algunos casos, la técnica de lixiviación en botaderos para el denominado mineral ROM, teniendo presente la baja ley que presenta este material marginal (entre 0,1 y 0,25 % de cobre soluble).

15

La geometría del botadero es de tipo convencional y sólo se considera depositar el material sobre un piso impermeable que permita recolectar las soluciones resultantes.

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3

SISTEMAS DE RIEGO El sistema de riego debe mojar la pila en función de la cantidad determinada en l/h/m2 que se ha definido previamente en laboratorio de acuerdo a la capacidad de drenaje del material a lixiviar, teniendo como consideración secundaría la concentración de las soluciones a obtener. Sus condiciones son: •

Permitir un riego tan uniforme como sea posible.

•

Un tamaño de gota incapaz de provocar la presencia de finos; por ejemplo, desaglomerando el material.

•

Un tipo de tamaño de gota que no sea afectado por las condiciones de ambientales; esto es arrastre por viento o pérdidas de evaporación.

•

Estar construido con materiales resistentes a los agentes químicos y condiciones de operación.

Se requiere por lo tanto: •

Diseñar las tuberías matrices de forma que estabilicen la presión de la línea, por ejemplo, aumentando su diámetro o conformando anillos de presión constante.

•

Seleccionar cuidadosamente los dispositivos de riego de acuerdo con los criterios ya señalados.

•

Calcular su distribución conciliando su área de influencia y su capacidad de flujo con las tasas de riego deseada.

Existe una gran variedad de dispositivos de riego, tales como: •

Goteros.

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•

Aspersores.

•

Mangueras quirúrgicas (Wigglers).

•

Boquillas.

Cuyas características se encuentran en los catálogos de los proveedores correspondientes. Los dos últimos también pueden considerarse como aspersores. La elección del sistema de riego depende principalmente de las condiciones ambientales, velocidad e intensidad de los vientos, tasa de evaporación solar, temperaturas día – noche del medio ambiente, etc. En la Tabla 3.2 siguiente se caracteriza el tipo de riego de acuerdo a ciertas condiciones operacionales y/o ambientales.

Tabla 3.1: Criterios de elección sistema de riego Riego por goteo Si el agua es escasa.

Riego por aspersión Recurso agua no es limitante.

Si el pH de trabajo no permite  Aguas muy duras y peligro de precipitación de las durezas del precipitación de carbonatos. agua. Condiciones climáticas Peligro de congelamiento. favorables. Régimen de viento moderado o Régimen de viento fuerte y intermitente a ciertas horas del permanente. día. Necesidad de O 2 en la solución.

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4

COMPAÑÍA MINERA CAROLINA DE MICHILLA

4.1

RESUMEN Minera Michilla S.A., es una empresa minera chilena que opera desde 1959 minerales de cobre en la II Región de Antofagasta, Chile, ubicada en el Distrito Michilla a 100 Km. al Norte de Antofagasta y perteneciente en un 88% al grupo Luksic y en un 12% a Inversiones del Cantábrico (Familia Cueto). Como una forma de enfocar su crecimiento y modernización estratégicos, en 1987 Michilla decidió dimensionar el depósito de Lince, conocido hasta entonces en forma muy general, con el objeto de desarrollar suficientes reservas que permitiesen la construcción de una planta metalúrgica tecnológicamente más moderna. El yacimiento Lince se encuentra adyacente a la Mina Susana (ubicada aproximadamente a los 22° 40' de latitud sur y 70° 10' de longitud oeste) y separado unos 300 m al suroeste de esta ultima. El proyecto Lince, correspondió a la apertura de una nueva operación minera, a cielo abierto, en Lince y la instalación, en el mismo lugar, de una moderna planta hidrometalúrgica para el procesamiento de los minerales de esta mina que permitirá producir cátodos de cobre electrolítico usando agua de mar. La climatología del sector es desértica, con prácticamente nula pluviometría y vientos de dirección dominante desde el suroeste, de moderada intensidad y sólo a ciertas horas del día. El proyecto contemplaba la explotación de las reservas del yacimiento Lince, en un periodo de diez años, con técnicas modernas de rajo abierto caracterizadas por sus bajos costos y alta eficiencia operativa a un ritmo de

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extracción de 1,6 millones de toneladas al año de minerales oxidados con una ley promedio de 1,56% de cobre aproximadamente. El procesamiento de estos minerales se realizaba mediante una planta de chancado convencional, aglomeración del producto con ácido sulfúrico concentrado y apilamiento en pilas permanentes sobre un piso impermeable, previamente preparado para estos efectos. Todo esto en las proximidades de la mina ya mencionada y con una capacidad de beneficio de minerales equivalente a unas 4.500 ton/día, en promedio. El procesamiento químico de los minerales ya se inició durante la aglomeración con ácido sulfúrico y continúa en las pilas mediante técnicas convencionales de lixiviación con soluciones diluidas de ácido sulfúrico, en agua de .mar. Las soluciones ricas generadas, son procesadas por extracción por solventes y electrodepositación, produciéndose cátodos de cobre electrolítico a un nivel estimado de unas 20.000 toneladas anuales. Complementaban el proyecto los suministros básicos, entre los que sobresale el agua de mar, que se impulsa desde Caleta de Michilla mediante bombas y cañerías hasta Lince, con un trayecto total de unos 15 Km. y 850 m. de desnivel. De igual importancia es el suministro de energía eléctrica, que se establece desde el Sistema Interconectado del Norte Grande (SING) en la subestación Mejillones y se conduce, por una línea de alta tensión (110 KV. y 10.000 KW.), de unos 70 Km. de longitud hasta Lince y, en media tensión (23 KV.), hasta Caleta de Michilla con otro tendido interno de 15 Km. Todo lo descrito configura una unidad operativa moderna, de bajos requerimientos de capital, altas eficiencias y bajos costos operacionales.  Además, no presenta conflictos ecológicos al no emitir residuos contaminantes y estar inserta en un entorno desértico.

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En 1992 comenzó a operar esta primera instalación en el mundo que, utilizando únicamente agua de mar en la lixiviación, es capaz de producir  cátodos de alta calidad vía LX-SX-EW, a partir de minerales esencialmente oxidados del tipo crisocola y atacamita. Para ello se usa, bajo un acuerdo de licencia, el mismo proceso de aglomeración y lixiviación en pilas no inundada, o proceso T.L, desarrollado por Pudahuel a fines de los años setenta. En las etapas de SX se ha intercalado un mezclador-decantador como etapa de lavado del reactivo orgánico, para ayudar a impedir el traspaso de cloro desde el circuito de lixiviación hacia el electrolito. Otra innovación la constituye el uso de equipos apiladores auto propulsados de bajo perfil, que reciben la carga directamente desde los camiones con tolva. El primer módulo de Lince fue construido por la asociación entre Outokumpu, de Finlandia, y Minera Michilla, perteneciente al grupo Luksic de Chile. Este primer módulo tuvo una capacidad de 20.000 ton/año de cátodo, lo que dio origen a la planta N° 1, con los siguientes procesos unitarios: chancado aglomeración, lixiviación, extracción por solventes y electroobtención. En breve, Minera Michilla adquirió los derechos de Outokumpu y emprendió una expansión levantando los cuellos de botella del primer módulo, con lo que éste alcanzó a unos 25.000 ton/año de cátodos de alta pureza, calidad "higher  grade". En 1994, MichiIIa emprende una segunda expansión para alcanzar un total de 50.000 ton/año de cátodos, lo que exitosamente se logró a mediados de 1995. Para lo cual se requirió ampliar cada proceso unitario, lo que originó inicialmente una ampliación en el número de celdas de la planta de electroobtención de 90 a 104, posteriormente se dio paso a la construcción de la actual planta N° 2. La ampliación fue diseñada para tratar toda la producción de óxidos y mixtos del distrito de MichiIIa, es decir, la producción de las minas Lince, Estefanía, Hilary, Buena Vista, Polos y la producción de pirquineros en

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depósitos aledaños, con una ley media de cobre total de aproximadamente 1,7%, con un contenido de cobre insoluble de 0,4%. El mineral es chancado 100% bajo 3/8" y luego aglomerado con agua y ácido concentrado. El mineral es apilado a una altura media de 3 metros, se riega a una tasa de 0,32 l/min/m2 durante 25 días. Las recuperaciones son de 77% de cobre total, con un consumo neto de ácido de 47 ± 2 Kg./ton de mineral. Se logran soluciones de lixiviación con concentraciones de cobre entre 5,5 a 6 gpl. Estas soluciones son tratadas a razón de 19.000 l/min en las dos plantas de SX; cada una consta de 5 equipos mezcladores decantadores, dos etapas de extracción, una etapa de lavado de orgánico y 2 etapas de reextracción. El cobre recuperado en SX es enviado a las naves electrolíticas que consta de 104 celdas con 60 cátodos cada una. La nave N° 1 usa la tecnología de láminas de partida de cobre, mientras que la nave N° 2 usa la tecnología de cátodos permanentes. Las densidades de corriente nominales son de 200 A/m2 y 258 A/m2 respectivamente.

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4.2

MINERALES DE ALlMENTACIÓN AL PROCESO Los minerales se componen de óxidos y mixtos con alto contenido de óxidos y son procesados utilizando la tecnología de lixiviación en pilas con agua de mar. Los minerales esencialmente oxidados del tipo crisocola y atacamita provienen mayoritariamente del yacimiento a rajo abierto (Mina Lince). Los minerales mixtos provenientes del yacimiento subterráneo de Estefanía están compuestos de especies oxidadas (atacamita) y sulfurados (calcosina). El beneficio de mineral en planta de cátodos es de 3.600.000 toneladas/año, de las cuales: •

2.500.000 toneladas de mineral por año se explotan con recursos propios, a través de la planta de chancado N° 1 Y que proceden de la explotación de las minas Lince y Estefanía.

•

1.100.000 tonelada año de mineral de otras minas del Distrito a través de la planta de chancado N° 2. Esta planta beneficia los minerales provenientes de yacimientos de la compañía, que son explotados por terceros, y que proceden de diversos yacimientos del distrito minero de la compañía. El material a procesar por las plantas de chancado corresponden a minerales oxidados y sulfurados de cobre con densidad in situ de 2,7 e índice de trabajo (moliendabilidad) igual a 22 KWH/TC, correspondiente a una matriz de roca volcánica del tipo lavas andesíticas.

 Actualmente se cuenta con una instalación de chancado que puede beneficiar, en promedio, 590 toneladas de mineral por hora, con una granulometría igual al 100% bajo 3/8" como producto.

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Las instalaciones de chancado N° 1 tienen una capacidad promedio de 440 toneladas de mineral por hora y 100 % bajo 3/8". La planta de chancado N° 2 beneficia 150 toneladas de mineral por hora, a una granulometría 100 % bajo 3/8". El bajo 3/8" de la planta N° 1 se transporta, junto al material bajo 3/8" de la planta N° 2, a los silos de fino a través de una correa transportadora de 30" de ancho que trabaja con 25 HP de potencia. El circuito de aglomeración está configurado por dos silos y dos tambores de aglomeración.

4.3

AGLOMERACIÓN Para cubrir los requerimientos de aglomeración de mineral se utilizan 2 tambores de 60 HP de potencia con rendimiento de 320 ton/hora, los cuales son alimentados desde cada uno de los silos mediante una correa transportadora de 30" por 25 HP de potencia. En cada correa hay una balanza electrónica para controlar el peso del mineral que es enviado a la lixiviación; además, se dispone de torres de muestreo para controlar la ley de los minerales. En esta etapa se le adiciona al mineral ácido sulfúrico concentrado, alrededor  de 30 Kg./TMS y agua de mar, para producir la aglomeración en las partículas, proceso fundamental para la etapa siguiente de lixiviación; además se obtiene el efecto químico de sulfatar las especies oxidadas.

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4.4

PROCESO DE LIXIVIACIÓN DE MINERALES

4.4.1

Química de la Lixiviación de los Mixtos Los minerales oxidados provienen mayoritariamente del yacimiento a rajo abierto. La cinética de lixiviación de estas especies es dependiente del ácido. Mayores concentraciones de ácido hacen aumentar las reacciones cinéticas y la recuperación final de cobre. Una parte importante de las especies oxidadas es disuelta durante el ciclo de curado. Así, mientras ocurre un profundo contacto entre las especies oxidadas y sulfuradas, la disolución de los óxidos hace aumentar el área superficial expuesta de los sulfuros, mejorando la reacción de estos últimos. Los minerales mixtos provenientes del yacimiento subterráneo de Estefanía están compuestos de especies oxidadas (atacamita) y sulfurados (calcosina). La cinética de la lixiviación de los sulfuros es teóricamente independiente de la concentración de ácido. Sin embargo, durante el ciclo de curado ácido, ésta   juega un papel importante en la recuperación de los sulfuros. La rápida disolución de las especies oxidadas y de la ganga exponen las superficies sulfuradas a las reacciones de Lixiviación. Por otro lado, el principal constituyente de la ganga disuelta en la etapa de curado es el Hierro. Este es lixiviado a partir de la Hematita (Fe2O3) y se presenta como ión ferroso y férrico en las soluciones, dado que el ión ferroso se oxida dentro de la pila de lixiviación. Generalmente, es aceptado que la lixiviación de la caIcosina ocurre en dos etapas, con la primera llevando la calcosina a covelina y sulfato de cobre. Cu2S + Fe2(SO4)3



CuSO4 + CuS + 2FeSO4

25

La segunda etapa es desde la covelina al sulfato de cobre y azufre elemental. CuS + Fe2(SO4)3



CuSO4 + S0 + 2FeSO4

  Ambas reacciones como se ve, son controladas por el férrico presente (Fe2(SO4)3). Es también aceptado que la primera etapa de la reacción de caIcosina a covelina es cinéticamente muy rápida y la segunda etapa, cinéticamente más lenta. Es necesario hacer presente que las soluciones de los refinos con alto contenido de cloruro (50 gpl Cl) hacen que se aceleren las reacciones de oxidación que atacan la covelina.

4.5

LIXIVIACIÓN EN PILAS Esta operación utiliza dos áreas de lixiviación independientes, pero los afluentes líquidos de estos dos sectores de lixiviación se mezclan en la canaleta principal que es común, por la que se conduce a los estanques de solución rica. El tratamiento de mineral aglomerado que lleva al sector de pilas es de 300 ton/mes, con una ley media de 1,7% de cobre total. El mineral esta compuesto por atacamita y crisocola en los óxidos y calcosina en los sulfuros. Se apila en promedio a una altura de 3 metros y se riega a una tasa de 0,32 I/min/m2. El período de lixiviación puede ser variable, pero en promedio de 25 días se obtienen recuperaciones de cobre del orden de 77% con un consumo promedio global de ácido fresco de 47 ± 2 Kg./ton de mineral, incluido el ácido en la aglomeración.

26

El mineral llega del área de aglomeración en camiones de hasta 25 toneladas y descarga directamente a un equipo apilador, mediante el cual se formarán las pilas de lixiviación. Se pueden distinguir claramente estas tres operaciones unitarias: 1.

Preparación del terreno base de las pilas de lixiviación.

2.

Apilamiento de minerales a la altura requerida.

3.

Sistema de impulsión y distribución de soluciones de lixiviación ácida; colección de soluciones afluentes de las pilas en un estanque de soluciones ricas en cobre y sistema de impulsión de soluciones ricas a la planta de extracción por solventes.

4.5.1

Preparación del Terreno Base El tratamiento anual de aproximadamente 3.600.000 toneladas de mineral en pilas de 3 metros de altura que serán permanentes, significa una preparación de un área mensual de alrededor de 50.000 m2. La disposición de las pilas se basa en las características naturales del terreno, el cual presenta características favorables para el escurrimiento de las soluciones

hacia

las

canaletas

de

recolección.

Se

necesita

poco

acondicionamiento del nivel del terreno mediante el relleno.

4.5.2

Apilamiento Para cubrir las necesidades de apilamiento de mineral aglomerado se utilizan dos equipos apiladores autopropulsados con capacidad de 500 ton/hora y dos equipos apiladores menores no auto propulsados, que requieren de cargadores frontales, con capacidad de 350 ton/hora.

27

4.5.3

Lixiviación en pilas El sistema de riego por aspersión, mediante una red de rociadores, de tal forma que se logren tasas de riego de 0,32 l/min/m2 con una solución de lixiviación que se le adiciona 17 ± 2 Kg. de H2S04 por tonelada de mineral y alrededor de 2 gpl de ión férrico, las recuperaciones de cobre total son de 77%. Para la recolección de las soluciones se tiene una lámina impermeabilizante, y un sistema de cañerías con perforaciones, en la base de las pilas. Las soluciones que van a las pilas para lixiviar el mineral de cobre deben contemplar la adición de ácido sulfúrico en la línea. El flujo de riego nominal a las pilas es de 20.000 l/min., con una concentración de ácido variable entre 12 a 14 gpl de acidez libre. Para la recolección de las soluciones que contienen el cobre traído desde las pilas, se dispone de dos estanques de solución rica (SR) que están en serie, en estos estanques se adiciona un floculante NALCO 8103 para decantar los sólidos en suspensión. El primer estanque cumple la función de predecantador  al retener los sólidos que vienen en las soluciones ricas de lixiviación. Esta solución "limpia" pasa a otro estanque de solución rica donde succionan las bombas para impulsar las soluciones ricas a las dos plantas de extracción por  solventes, estas soluciones tienen una concentración de 6 gpl de cobre, 4 gpl de ácido, 50 gpl de cloruro, 4 ppm de sólidos en suspensión y un pH de 1,4; los estanques poseen las interconexiones necesarias que permiten dejar fuera de servicio cualquiera de ellos, para efecto de limpieza.

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4.6

EXTRACCIÓN POR SOLVENTES Y ELECTROOBTENCIÓN

4.6.1

Proceso de Extracción por Solventes El objetivo de esta etapa (SX) es extraer selectivamente el cobre desde las soluciones ricas de lixiviación, que contienen además otras impurezas que se disolvieron junto con el cobre en la etapa anterior. El cobre es extraído por  reactivos especiales, LIX-860N, LIX841C disueltos a un 18% en solvente Scaid-103, que son capaces de devolverlo en condiciones físico-química de alta acidez. De esta manera se realiza el traspaso del cobre desde un sistema impuro y baja acidez, que es el de las soluciones ricas de lixiviación, hacia otro sistema acuoso y limpio de alta acidez, denominado electrolito, que es apropiado

para

la

recuperación

electrolítica

del

cobre:

etapa

de

electroobtención (EW). En esta etapa (SX) se pueden distinguir dos operaciones principales: •

La primera, conocida como etapa de extracción, se realiza poniendo en contacto las soluciones ricas de lixiviación (concentración 6 gpl de cobre, 4 gpl de ácido, 50 gpl de cloruro, 4 ppm de sólidos en suspensión y pH de 1,4), impuras, con el reactivo orgánico; transfiriendo selectivamente el cobre hacia éste último. Las soluciones de lixiviación empobrecidas, o "refino" (concentración 0,4 gpl de cobre, 15 gpl de ácido, 50 gpl de cloruro y 4 ppm de sólidos en suspensión), son devueltas a la lixiviación en pilas, previo ajuste de su acidez libre.

•

La segunda, conocida como etapa de reextracción, consiste en el proceso inverso al poner en contacto el reactivo orgánico cargado con un electrolito puro y fuertemente ácido; de esta forma el cobre es descargado desde el reactivo orgánico pasando por el electrolito.

29

El reactivo orgánico descargado retorna a las etapas de extracción, cerrando su propio circuito. El electrolito enriquecido en cobre toma el nombre de electrolito de avance (EA) y es enviado a la etapa de electroobtención (EW). El mecanismo que permite la extracción por solventes de cobre se basa en una reacción reversible de intercambio iónico entre dos fases inmiscibles: la fase orgánica (que contiene el reactivo extractante) y la fase acuosa. Por cada 1 gpl de cobre que transfiere el orgánico se consume 1,54 gpl de ácido sulfúrico del electrolito. Se contemplan dos etapas de extracción y dos etapas de reextracción. La configuración de SX contempla, además, una etapa de lavado del orgánico antes de pasar a la etapa de reextracción. La etapa de lavado se utiliza con el objetivo de evitar la transferencia de cloro hacia el electrolito y evitar contaminar los cátodos. Las operaciones de SX se llevan a cabo en equipos conocidos como mezcladores - decantadores. Consisten en una cámara de mezclado, provista de un agitador especial en donde se produce la emulsión de las fases orgánicas y acuosas, normalmente inmiscibles entre si, transfiriéndose el cobre de una fase a la otra. La emulsión es separada por simple decantación en el compartimiento

decantador,

del

cual

las

fases

son

reiteradas

independientemente mediante vertederos adecuados. La cámara de mezclado está compuesta de dos compartimientos iguales y en serie: el primero cumple la función de succión y mezclado, el segundo es un mezclador auxiliar. Cada compartimiento representa aproximadamente un minuto de retención. En las etapas de extracción los mezcladores tienen un tiempo de retención total de 3 minutos; el resto de las etapas, reextracción y lavado, tienen 2

30

minutos, tiempo de residencia suficiente para lograr la eficiencia de mezclado requerido. Todos los mezcladores - decantadores operan con una razón volumétrica orgánico/acuoso (O/A) en el mezclador igual a 1. Para lograrlo, en las etapas de lavado y reextracción se utiliza una recirculación del agua y del electrolito, respectivamente. Los flujos nominales de cada planta de SX son de 8.000 y 11.000 l/min. de solución acuosa procedente de la lixiviación en pilas, respectivamente, 8.000 y 11.000 l/min. de orgánico, 80 y 150 l/min. de agua dulce de reposición en el circuito de lavado y de 2.300 y 3.600 l/min. de electrolito. El esquema de flujos es como sigue: la alimentación acuosa procedente de la lixiviación de minerales es tratada en dos etapas de extracción en contracorriente con el reactivo orgánico. Seguidamente el reactivo cargado con cobre es lavado en otra etapa, y descargado en dos etapas en contracorriente, con electrolito descargado. El electrolito rico se hace pasar por un filtro EIMCO de 13 pies de diámetro, los elementos filtrantes son antracita (2 pies de altura) y arena (1 pie de altura), diseñado para recuperar el reactivo orgánico que viene como arrastre de la etapa de reextracción (SX). Este equipo permite manejar un electrolito libre de orgánico contaminante de los cátodos de cobre a producir y, además, recuperar gran parte de este reactivo que tiene un alto valor. Se incluye también un sistema extractor de borras desde los mezcladores decantadores y un sistema para romper las emulsiones estables y sus estanques auxiliares para recuperar el reactivo orgánico atrapado en dichas borras. La planta de borras tiene un tiempo de agitación de 3 horas y el tiempo de reposo es de 24 horas, esta planta tiene una razón orgánico en borras de 1,2.

31

4.7

PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN El objetivo de esta etapa es recuperar el cobre procedente de las etapas anteriores, mediante la aplicación de la energía eléctrica para la depositación electrolítica del cobre en forma de cátodos a partir del electrolito rico (55,75 gpl de Cu, 35 gpl de Cl). El electrolito pobre (36,4 gpl Cu, 26 gpl de Cl) es devuelto a la etapa de reextracción para cerrar el circuito correspondiente. La recuperación electrolítica de cobre metálico se produce mediante el paso de corriente eléctrica desde un ánodo insoluble de aleación de plomo hacia un cátodo de acero inoxidable o lámina inicial. El cobre que viene disuelto en el electrolito rico se deposita gradualmente sobre el cátodo de acero inoxidable hasta lograr un peso y espesor adecuado y comercial, en un tanto que en el ánodo se produce la disolución de agua en iones Hidrógeno y oxígeno libre. Los iones Hidrógeno quedan en la solución aumentando el contenido de ácido del sistema, en tanto que el oxigeno es liberado a la atmósfera en forma de pequeñas burbujas. Posteriormente, en las etapas de reextracción ese mismo ácido será usado para intercambiarse con el cobre. De esta manera, se logra devolver 1,54 Kg. de ácido por cada Kg. de cobre recuperado. Cada nave de electroobtención está dotada de 104 celdas electrolíticas productoras de cátodos de 6 m. de largo y 1,2 m. de ancho. Cada celda tiene en su interior 60 cátodos permanentes de acero inoxidable, 316 con barra maciza de acero recubierta con cobre, o cátodos de cobre, y 61 ánodos de PbCa-Sn insoluble, con un espaciamiento ánodo - cátodo de 5 cms. Las celdas son de concreto polimérico recubiertas con resina vinilester (fibra de vidrio), y están dispuestas en la nave de dos corridas paralelas de 52 celdas cada una, con pasillos de servicio central y laterales.

32

La cosecha de Cátodos de cobre es cada 7 días con un peso aproximado, por  cátodo, de 60 Kg. para la Planta N° 1 Y 45 Kg. para la Planta N° 2. Las cosechas de cátodos desde las celdas se realizan mediante dos puentes grúa de 7,5 toneladas de levante, que se desplazan a lo largo del edificio. El circuito está diseñado de forma de lograr una buena circulación del electrolito en cada celda. Esto se logra mediante alimentaciones y descargas individuales a cada celda. La temperatura del electrolito en el interior de las celdas se mantiene entre 40° y 45° C, mediante un intercambiador de calor de placas que enfría el electrolito pobre y pre-calienta el electrolito de avance. El saldo del balance energético lo proporciona la energía eléctrica que se disipa generando calor por el efecto Joule. Las celdas se cubren con esferas antineblinas o esferas de polipropileno, que además sirve de aislante térmico en la superficie de las celdas. En la etapa de electrodepositación se agregan pequeñas cantidades de sulfato de cobalto al electrolito para inhibir la corrosión de los ánodos de plomo y evitar  la contaminación de los cátodos de cobre, hasta alcanzar unos 18 Kg./turno.   Asimismo, se agrega un floculante especial (Guarfloc 66,267 gr./ton de Cu depositado) para mejorar la depositación del cobre. Las naves de electroobtención tienen tecnologías diferentes. La nave N° 1 tiene el sistema de láminas iniciales o partidoras, que se obtienen de un grupo compuesto de 10 a 12 celdas con cátodos de titanio que diariamente producen las láminas iniciales de cobre y que, previa preparación de dimensionamiento, son depositadas en los circuitos comerciales hasta completar el ciclo de la cosecha.

33

La operación utiliza una densidad de corriente de 258 A/m2, para lo cual se utilizan dos rectificadores marca Cegelec, de 15.000 A y 200 Volt de capacidad máxima; además se dispone de un rectificador auxiliar con capacidad máxima de 500 A. Para la etapa de lavado de cátodos se requiere agua desmineralizada a temperaturas de 80° - 90° C, para tal efecto se utiliza un calefactor de agua caliente y una cuba de lavado de acero inoxidable. Los cátodos cosechados son empaquetados y pesados en una romana electrónica Pesamatic y, previo muestreo, son despachados. La nave N° 2 tiene el sistema de cátodos permanentes, para lo cual se emplean cátodos de acero inoxidables. Esta operación utiliza una densidad de corriente de 250 A/m2, para lo cual se cuenta con dos rectificadores de 18.000  A y 260 Volt, marca Cegelec, de capacidad máxima; además se dispone de un rectificador auxiliar con capacidad máxima de 500 A. Para la cosecha de los cátodos se utiliza una máquina despegadora de cátodos marca Wecmec de 200 láminas/hora de capacidad; las estaciones operativas de esta máquina son: •

Recepción de cátodos de cobre.

•

Unidad de lavado de cátodos de cobre.

•

Estación de traspaso.

•

Unidades flectadoras de los cátodos para facilitar el despegue.

•

Estación de despegado de los cátodos de cobre.

•

Estación de encerado de los fondos de los cátodos de acero inoxidable.

34

Estación de descarga de cátodos permanentes de acero inoxidable.

35

5

COMPAÑIA MINERA QUEBRADA BLANCA S.A.

5.1

RESUMEN La Compañía Minera Quebrada Blanca S.A., formada por el Cominco Limited (38,25%), Cominco Resources International (9 %), Teck Corporation (29,25%), Sociedad Minera Pudahuel (grupo Cruzat y otros) (13,5 %) Y Empresa Nacional de Minería (10%), explota la zona de enriquecimiento secundario del yacimiento Quebrada Blanca, ubicado a 170 Km. al SE de la ciudad de Iquique en la Primera Región, Comuna de Pica, en el Altiplano chileno. La explotación del yacimiento Quebrada Blanca es a través del método a rajo abierto con un movimiento de material de 33 millones de toneladas anuales de las cuales 6,3 millones corresponden a mineral de cobre. El mineral es sometido a un proceso de lixiviación en que se utiliza el sistema bacterial thin layer leaching ó BTL lixiviación bacteriana en capa delgada, patentado por la Sociedad Minera Pudahuel, seguido por extracción por solventes (SX) y electroobtención (EW), lo que permite a la empresa obtener cobre grado A (99,99%) en forma de cátodos. El mineral de ley inferior, el cual está siendo extraído desde el inicio de las operaciones, se apila en un botadero para su futura lixiviación, a partir del séptimo año. El mineral de cobre (sulfuros con enriquecimiento secundario) es chancado en tres etapas (chancado primario, secundario y terciario, con una capacidad de 17300 toneladas diarias) hasta un tamaño de 80 % bajo 1/4 pulgada, aglomerado con agua y ácido sulfúrico (5 Kg./t) y transportado, mediante una correa de 2.000 metros de largo, hasta una plataforma de 1,5 km2 donde se deposita en una pila, revestida por una membrana inerte de polietileno de alta densidad (HDPE), de hasta 6 metros de altura para ser lixiviado. Bajo el

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mineral han sido colocadas cañerías perforadas para recolectar la solución lixiviada. La parte superior de la pila de mineral es irrigada mediante un sistema de goteo enterrado para impedir el congelamiento en invierno y durante los meses de verano se utilizar un sistema de goteo superficial. La lixiviación transcurrirá a lo largo de 210 días para obtener un 85% de recuperación del cobre contenido en el la calcosina, obteniéndose una solución rica con un contenido de 3,5 gr. de cobre. La mantención y control de los distintos parámetros de las pilas de lixiviación (temperatura, humedad, radiación etc.) son controlados en forma permanente mediante un software creado por Pudahuel. Este aspecto de diseño es importante por cuanto las bacterias Thiobacillus ferroxidans que permiten la oxidación de la calcosina, necesitan de un medio ambiente óptimo para su desarrollo.   A continuación, las soluciones de cobre son purificadas en una etapa de extracción por solventes, la que es seguida por la etapa final de electroobtención (esta planta utiliza hojas de acero inoxidable como cátodos iniciales), de donde se obtendrán 75.000 toneladas anuales de cobre de alta pureza (99,99%) en forma de cátodos de 50 Kg. de peso cada uno y un metro cuadrado de dimensión, los que serán exportados a Asia y Europa a través del puerto de Iquique. La vida útil del proyecto es de 14 años y se producirán más de 1 millón de toneladas de cátodos de cobre y las pilas se irán sobreponiendo hasta alcanzar  una altura total de aproximadamente 50 metros. Según se ha descrito, el método de la lixiviación en pilas utiliza corno materia prima 6 Kg. de ácido sulfúrico por tonelada de mineral, producto que podrá ser  abastecido por las plantas de ácido que el país ha construido en los últimos

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años corno parte de sus planes de descontaminación y medio de abatir el S02 generado en el proceso de fundición de cobre. El proceso seleccionado para el tratamiento de los minerales es compatible con el medio ambiente aplicándose en este proyecto el principio de prevención de la contaminación, ya que no produce relaves, no genera gases de fundición, no emite residuos líquidos (RILES) al medio ambiente y tiene un bajo consumo de agua comparado con la flotación tradicional.   Además ha considerado una serie de medidas para mitigar el impacto ambiental de sus actividades, entre ellos sistemas recolectores y supresores de polvo en las etapas de extracción y chancado del mineral; control de derrame de ácido y solución orgánica; almacenamiento del barro anódico y, un completo plan para la etapa de abandono de la mina al término de su vida útil. Lo anterior da seguridad a la faena tanto durante su operación como para una vez cerrado el yacimiento. El proyecto Quebrada Blanca representa un aporte al conocimiento de las variables mineras y operacionales relacionadas con el trabajo en altura, ya que es la primera experiencia a nivel mundial de lixiviación bacteriana por sobre los 4.000 m de altitud y deber ser el punto de partida para la explotación de yacimientos similares en la alta cordillera andina. El manejar adecuadamente el trabajo en altura constituye un factor de primordial importancia en el proyecto. Es así que desde la etapa de factibilidad se favoreció un tiempo más prolongado de los trabajadores para asegurar una mejor aclimatación y se disminuyeron las capacidades nominales de los equipos de la mina y de los equipos mecánicos y eléctricos de la planta. En la mayoría de los casos el factor de corrección por la pérdida de potencia debido a la altura excede el 25 por ciento.

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5.2

MINERALES DE ALIMENTACION AL PROCESO El yacimiento Quebrada Blanca fue descubierto a comienzos de este siglo, sin embargo no fue explotado por considerársele una mina de baja ley. El cuerpo mineralizado de Quebrada Blanca lo constituye un pórfido cuprífero con enriquecimiento secundario significativo (sulfuros como calcosina), que está entre los 80 y 120 metros de profundidad, conocido en su parte central como "Doña Inés", con reservas de 89 millones de toneladas con una ley promedio de 1,3% y reservas de 250 millones de toneladas de mineral primario con una ley de 0,5%. A esa profundidad (entre 120 y 240 m) cambia la mineralogía de calcosina a calcopirita. Las dimensiones del depósito exceden un área de uno por tres kilómetros en extensión. El mineral tiene una granulometría de 80% bajo 1/4".

5.3

AGLOMERACION El mineral chancado es alimentado mediante una correa de 1.600 m de largo, al sector aglomeración, en donde, usando 2 tambores de 3 m. de diámetro por  9 m de largo, se mezcla con ácido sulfúrico concentrado en una relación promedio de 7 Kg./t de material y con agua proveniente del sistema de

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enfriamiento de los motores generadores de energía eléctrica a una temperatura de 20°C.

5.4

PROCESO DE LIXIVIACION DE MINERALES El mineral aglomerado es transportado mediante correas y depositado en pilas de 6 m de altura, en forma continua, usando para ello una batería de correas (cascadas) de 30 m de largo y un apilador radial, capaces de apilar hasta 1.200 toneladas por hora.

La superficie total destinada a pilas tiene aproximadamente 170 hectáreas y pendiente de 6% en dirección a los estanques, cubierta por una carpeta de HDPE. Inicialmente se preparó aproximadamente el 50% de la superficie

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disponible, el resto se construirá durante la operación hasta llegar a 8 capas de 6 metros de altura cada una, para los 14 años de operación de la planta.

Posteriormente es ubicado sobre la pila el sistema de irrigación, instalado en sectores de 50 x 100 metros, con cañerías de HDPE, las que se ubican separadas 0,60 m entre sí y con goteras interiores 0,30 m. Intercalados a ésta, se instalan cañerías subterráneas 20 cm. bajo la superficie para irrigación en épocas de temperaturas extremas. Todo este trabajo se simplifica con un equipo diseñado especialmente para el tendido de cañerías. La tasa de irrigación alcanza a 0,1 l/min/m2.

La recolección de soluciones se efectúa mediante tuberías perforadas ubicadas en la base de las pilas, descargándolas en las canaletas perimetrales que las conducen hasta el estanque de almacenamiento.

41

5.5

EXTRACCION POR SOLVENTE Y ELECTROOBTENCIÓN La planta de extracción por solventes y electroobtención estará diseñada para producir 216 toneladas diarias de cobre durante les 365 días del año, con una disponibilidad del 95%.

5.5.1

PROCESO DE EXTRACCION POR SOLVENTES La planta de Extracción por Solventes está diseñada para una capacidad de 216 ton/día de cobre, 365 días/año, a 95% de disponibilidad global, produciendo 75.000 toneladas de cátodos de cobre por año. El flujo nominal de la planta de extracción por solventes es de 2.769 metros cúbicos por hora con una solución rica de 3,5 gpl. de cobre obtenida de las pilas alimentando una piscina de doble carpeta con capacidad para 36.000 m3. La planta de Extracción por solvente posee 3 trenes en paralelo, dos etapas de extracción y una de reextracción, con una recuperación de un 93% aproximadamente. Una mezcla de 13,5% LIX 984 y un kerosene de bajo contenido de aromáticos, Orfom SX-12, es usado en contracorriente en la etapa de extracción. El orgánico cargado es dirigido a un tanque de 500 m3 mientras el refino fluye hacia otra piscina de carpeta doble con capacidad para 36.000 m3, que es bombeado de vuelta a las pilas de lixiviación. Cada uno de los extractores

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posee 3 cajas mezcladoras de acero inoxidable, cada una con un minuto de retención. El orgánico y/o acuoso pueden ser reciclados hacia el primer mezclador. Los decantadores son de concreto forrados con HDPE. Los flujos específicos son de 4 m3/h/m2. Desde el estanque, el orgánico cargado junto con el electrolito pobre a 35 gpl. Cu son bombeados hacia los mezcladores de dos etapas del stripping. Desde el decantador del stripping, el orgánico pobre regresa a las celdas de extracción. El electrolito rico de 47 gpl avanza hacia el Tank Farm para la remoción de orgánico. La borra removida de SX por una bomba de diafragma es tratada en una centrifuga para la remoción de sólidos en un filtro Sparkler. El electrolito rico pasa, a través de dos columnas para entrar a la nave, el electrolito rico se Calienta a 40°C. En esta etapa del proceso laboran sólo 2 trabajadores, uno en el área de extracción por solventes propiamente tal y uno en sector Tank Farm. Entre la planta de extracción por solventes y electroobtención existe una fosa de estanques que tienen los sistemas que permiten la circulación de soluciones, limpieza de orgánico del electrolito por flotación columnar y filtración, recuperación de orgánico por centrifugación de borras y tratamiento con arcilla

43

5.5.2

PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN En la nave de EW, existen 264 celdas de concreto polimérico, cada una con 60 cátodos permanentes de 1m2, de acero inoxidable y 61 ánodos de Pb-Ca-Sn y un equipo despegador de los cátodos de cobre totalmente automatizado. Los cátodos permanentes de acero inoxidable tendrán una vida útil promedio de 10 años y consisten en láminas de acero inoxidable de 3 mm. de espesor  soldadas a una barra de suspensión también de acero inoxidable. El espacio entre los electrodos será de 95 mm. Los ánodos de plomo con una aleación de calcio y estaño son forjados en frío con un espesor de 6 milímetros con una barra de suspensión de cobre. Para propósitos eléctricos las celdas están divididas en dos secciones. Cada grupo eléctrico es alimentado por dos rectificadores capaces de proveer 300 A/m2 pero que normalmente operan a 260 A/m2. La planta de electroobtención tiene cuatro circuitos de circulación de electrolito de 66 celdas cada uno, de los cuales un circuito es de barrido de 44

orgánico (scavenger) y los otros tres son circuitos comerciales, ósea las 264 celdas de la nave están divididas en 66 celdas de sacrificio (scavenger), y 198 celdas comerciales. El electrolito rico alimenta directamente a las primera y el rebose de éstas llega a un estanque de recirculación, en donde se junta con el rebose de las celdas comerciales (electrolito pobre), retornando al circuito. Parte de este último realimenta al stripping de SX.

Hay dos circuitos de circulación de corriente continua que cubren dos circuitos de circulación de electrolito cada uno; las 132 celdas conectadas en serie tienen una diferencia de potencial de 295 volts, aproximadamente. Cada circuito de corriente continua tiene dos rectificadores en paralelo, de seis pulsos cada uno. La carga máxima de corriente que aporta cada rectificador es de 18.000 amperes, lo que significa para el circuito una corriente máxima de 36.000 amperes con pulsos. Los cátodos son cosechados de acuerdo al peso, manteniendo el peso de cada placa de Cu a 42 Kg. 20 cátodos son transportados al mismo tiempo por cada uno de los dos puentes grúas desde las celdas hacia la stripping machine automática de Wenmec, y de la misma manera regresan a las celdas. El promedio de producción de cátodos es de 205 ton/día.

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Las placas de Cu (99,99% de pureza) que salen de la stripping machine son compactadas, pesadas y enzunchadas para posteriormente ser embarcadas en paquetes de 2,5 t. El producto viaja por camión hacia el puerto de Iquique para ser enviado a los clientes.

La planta de EW opera aproximadamente con 15 operadores por turno cuyas funciones son repartidas en la sala de control, puente grúa, stripping machine, operadores grúa horquilla y labores de mantención operativa.

46

6

COMPAÑÍA MINERA LOMAS BAYAS El yacimiento Lomas Bayas se localiza en el valle Longitudinal a unos 110 km al NE de la ciudad de Antofagasta, Segunda Región de Chile (ver Figura 6.1), cuyas coordenadas geográficas centrales son aproximadamente 23°30’ latitud Norte y 69°34’ longitud Oeste (U.T.M. 7.408,500 N y 447.500 E). El yacimiento se encuentra aproximadamente a 1.700 m.s.n.m. El acceso directo a la mina se logra desde Antofagasta por la carretera Panamericana Norte, hasta la localidad de Baquedano, distante a 84 km al NE del Puerto, a partir de donde se recorren 37 km en dirección SE por un camino en buen estado, que conduce al Salar de Atacama y Paso Jama.

Figura 6.1: Mapa Ubicación Mina Lomas Bayas

47

Los principales minerales de interés económico son los óxidos y especies supergénicas de cobre; las especies más dominantes son la brochantita y la antlerita.

6.1

Procesos El proceso de producción de cobre consta de las etapas de Chancado; Lixiviación, Extracción por Solventes y Electrobtención. El chancado de minerales se inicia en un chancador primario giratorio Allis Chalmers de 74” x 54” (ver Figura 6.2) el que es responsabilidad de operaciones mina. El producto de este chancador es cribado en un harnero de doble deck. El mineral chancado se descarga mediante un sistema de dos correas transportadoras, al stockpile primario (ver Figura 6.3), con una capacidad total de 130.000 tm.

Figura 6.2: Chancador Primario Giratorio Allis Chalmers de 74” x 54”

48

El producto del chancador secundario es cribado en otro harnero vibratorio también de doble deck. El chancador secundario es del tipo de cono, marca Symons, de 7’ de diámetro y 375 Kwatt de potencia instalada. El bajo tamaño del harnero es enviado a mezcla con el producto final y el sobre tamaño es triturado en un chancador terciario de cono cabeza corta Nordberg de 7’ de diámetro y 750 Kwatt de potencia. El producto de este último chancador es el producto final, que al avanzar por una correa se le suman los de bajo tamaño de los harneros anteriores. Para controlar la emisión de polvo se cuenta con un sistema de supresión que agrega una mezcla de agua y aire comprimido a través de pulverizadores en los puntos de mayor emisión. El producto de este último chancador es el producto final, que al avanzar por una correa se le suman los de bajo tamaño de los harneros anteriores. La planta de chancado procesa 27.500 t/día y reduce el tamaño del mineral a un 100% bajo 25 mm. La ley media de cobre del mineral chancado es de 0,45% CuT. Este mineral es transportado y apilado mediante correas al área de lixiviación Heap.   Aparte del mineral chancado que se envía a la lixiviación Heap, existe otro mineral conocido como ROM (mineral de baja ley), el cual es transportado y apilado directamente desde la mina en camiones tolva a razón de 55.000 t/día aprox. (año 2003) hacia la pila que lleva su mismo nombre ROM (run of mine). Este mineral posee la granulometría resultante de la tronada de la mina y es de baja ley de cobre (0,2% CuT). La etapa de Lixiviación se compone básicamente de 2 pilas permanentes de gran dimensión: Pila ROM y Pila Heap. El circuito de lixiviación se inicia con irrigación de la pila ROM (Figura 6.4) con solución de Refino proveniente de la planta SX. El resultado de la lixiviación de la pila ROM es una solución un poco más rica en cobre conocida como ILS (Solución Intermedia) que es almacenada en una piscina. Desde esta piscina, la solución ILS es bombeada para irrigar a la pila Heap. El producto de esta pila 49

es una solución rica en cobre (PLS) que es almacenada en otra piscina para desde allí ser bombeada hacia la próxima etapa del proceso, Extracción por  Solventes (SX). La planta SX es alimentada con la solución PLS a razón de 1.100 m³/h y con una concentración de cobre de 7,3 g/l. En esta planta un extractante líquido se encarga de extraer en forma selectiva el cobre de la solución PLS y de transferirlo a otra solución fuertemente ácida y más libre de contaminantes llamada Electrolito. Cuando la solución PLS ha perdido su contenido de cobre se le conoce como Refino, la que regresa a la etapa de Lixiviación. El Refino contiene una concentración de cobre de 0,9 g/l. El electrolito cargado con cobre es bombeado a la última etapa del proceso, Electrobtención (EW). En esta etapa el electrolito alimenta a 180 celdas electrolíticas. Cada celda contiene 60 cátodos de acero inoxidable y 61 ánodos. Por cada una de las 180 celdas se hacen pasar 34.000 amperios de corriente, abastecidos por 2 grupos de rectificadores de 44.000 amperios de capacidad cada grupo (2 rectificadores por grupo). Esta corriente hace que se depositen diariamente en los cátodos de acero, 165 toneladas de cobre de alta pureza (99,99%). El suministro de agua para el Proyecto se hace a través de una tubería de 140 km de largo, proveniente del Río Loa en la ciudad de Calama. El consumo de agua es de 100 lt/s promedio anual. La mayor parte de esta agua se usa directamente en el proceso de lixiviación y una fracción menor se utiliza para alimentar a una planta de osmosis inversa, con capacidad de producir 1.200 m³/día de agua desmineralizada. Esta agua se consume en el proceso de SXEW y en la potabilización para el consumo del personal de la compañía.

50

Figura 6.3: StockPile Primario StockPile

Figura 6.4: Imagen Pila ROM en ciclo de Lixiviación

51

7

CODELCO CHILE - DIVISIÓN RADOMIRO TOMIC

7.1

RESUMEN El proyecto Radomiro Tomic, perteneciente a la Corporación del Cobre (Codelco-Chile) propiedad del Estado, se ubica en la II Región de Antofagasta, Provincia de El Loa, a 25 km al Norte de la Ciudad de Calama y a 250 km al Nor-Este de Antofagasta, a una altura de 3.000 m.s.n.m. Hace más de 4 décadas fueron descubiertos los primeros indicios de mineralización en la zona donde se ubica el yacimiento Radomiro Tomic. A partir de entonces, el esfuerzo de profesionales

y los sucesivos avances

tecnológicos han contribuido a obtener un conocimiento más acabado del mismo. El desarrollo del proyecto fue aprobado por el Directorio de la Corporación el 13 de Septiembre de 1995 y dos días después fue creada la División Radomiro Tomic (hoy parte de la División Codelco Norte). Radomiro Tomic es uno de los factores sobre los cuales Codelco fundamenta su estrategia futura en términos de costos y de producción. Las reservas lixiviables de Radomiro Tomic suman 970 millones de toneladas, con una ley de 0,62% de Cobre total. La recuperación metalúrgica promedio es de 80,8%, generando 150 mil toneladas de cátodos de cobre anualmente, de los cuales el 95% es de grado A y el 5% restante de grado estándar. Los sulfuros primarios se estiman en 1.100 millones de toneladas, con 0,52% de cobre total. La vida útil, calculada en 22 años, considera inicialmente sólo la explotación de 802 millones de toneladas de óxidos. Esta División, cuyo producto esperado son 150.000 toneladas de cátodos de Cobre al año con una eventual expansión hasta 225.000 ton/año, tiene un

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proceso productivo que está formado fundamentalmente por la extracción de mineral desde mina a rajo abierto, chancado, curado en correas, lixiviación en pilas, extracción por solventes y electroobtención. Debido a que en la zona en donde está ubicado el yacimiento no existen cursos de agua superficiales permanentes, el agua que se debe utilizar en los procesos es abastecida mediante una cañería proveniente de las captaciones existentes en los Ojos de San Pedro, donde Codelco Chile tiene sus derechos de agua. Con respecto a las aguas servidas, estas son recolectadas mediante una red de alcantarillado y recuperadas en una planta de tratamiento, para ser  reutilizadas en el plan de forestación, regadío de caminos y lavado de camiones.

7.2

MINERALES DE ALIMENTACIÓN AL PROCESO El yacimiento tiene una longitud aproximada de 5.000 m, un ancho de 1.000 m y un espesor medio del orden de los 200 m. El cuerpo mineralizado consiste en un volumen de óxidos ubicado bajo una capa de grava de espesor de alrededor de 100 m que rellenan un valle. El programa minero se enmarcó dentro de una envolvente de explotación que permitirá extraer 802 millones de toneladas de mineral con una ley promedio de 0,62% de Cobre total. De ese tonelaje, 620 millones son de material Oxat, en que la especie mineralógica predominante es la Atacamita, y 182 millones de material Oxar, en que predomina la Crisocola. Respecto a la confiabilidad de estos tonelajes y leyes, el nivel de reservas en categoría de demostradas alcanza a un 10%.

La recuperación metalúrgica

promedio del material extraído alcanza a 80,8%, lo cual permite producir  150.000 tpa de Cobre metálico durante el periodo del proyecto de 22 años. La extracción diaria de la mina es de 225.000 tpd, esto es, unas 90.000 toneladas

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de mineral y unas 135.000 tpd de estéril, con una relación media estéril/mineral de 1,5. El sistema de reducción de tamaño del mineral considera un chancador  giratorio fijo de 60” x 109” con una capacidad nominal de 7.000 tph y 6 chancadores de cono estándar de 7’ con una capacidad nominal total de 5.210 tph.  A continuación, el proceso contempla que el mineral a un tamaño bajo 2” sea transportado, curado en correas y depositado en pilas para lixiviación.

7.3

AGLOMERACIÓN Este proceso se realiza a través de dos correas en serie de 6.250 tph, en las cuales se adiciona ácido sulfúrico en forma controlada, en una razón de 6,3 kg H+/ton de mineral, obteniendo una humedad de mineral de 5%.

7.4

PROCESO DE LIXIVIACIÓN DE MINERALES El proceso contempla la formación de pilas “on-off”, riego por goteo con solución de refino (0,6-1,3 gpl Cu; 13-16 gpl H+; 1,3 pH; 0,5-1 gpl Cl) durante 40-44 días, recolección de soluciones ricas (6,86 gpl Cu; 10,02 gpl H+; 1,34 pH; 20 gpl Cl; 30-50 ppm sólidos en suspensión), remoción de mineral lixiviado y apilamiento de residuos. Los equipos utilizados son básicamente correas transportadoras, sistema de apilador por capas con correa móvil tipo puente de 7.040 tph, y sistema de remoción de ripios con una excavadora rotatoria de 20 m de diámetro y correa móvil tipo puente. El equipo apilador consiste en una correa transportadora montada sobre un puente móvil equipado con un vertedero (tripper) que descarga el mineral sobre

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otra correa montada en una estructura tipo pluma o brazo. El apilador acopia mineral hasta construir pilas de 8 a 8,5 m de altura con un área basal de 280 m x 100 m cada una. El área de apilamiento está compuesta por dos canchas de lixiviación de 13 módulos cada una (cada cancha con una base de 1.300 metros de largo por  280 metros de ancho). Los sistemas de apilamiento y remoción se desplazan en forma continua a lo largo de cada una de las canchas. Al llegar al final de cada una de ellas, los puentes pivotean en un extremo para girar y cambiar su posición de trabajo a la cancha adyacente. El sistema se desplaza controlado en forma automática por  un sistema de posicionamiento satelital. El sistema de riego por goteo de las pilas, está constituido fundamentalmente por cañerías de alimentación y riego, filtros y válvulas de control y regulación. Los goteros utilizaos son Ore Max a una razón de 2 galones por hora, con una presión de trabajo de 280 kPa y dispuestos en mallas cuadradas espaciados a 0,75 m, obteniendo una tasa de riego de 10 l/h/m2 y un consumo de ácido total de 7,6 kg/ton. Después de aproximadamente 44 días de lixiviación, durante los cuales se ha consumido un promedio equivalente de ácido de 300.000 tpa, se descarga el material ya agotado (ripios), utilizando un bucket Wheel excavator (BWE) y una correa transportadora que lleva los ripios hasta el botadero donde son apilados a través de un sistema esparcidor de correas móviles. Las soluciones del proceso de lixiviación son recogidas por cañerías de drenaje dispuestas en la base de las pilas, y sobre una membrana impermeable de polietileno de alta densidad de 1,3 mm de espesor.

A través de canaletas y

cañerías de flujo gravitacional, las soluciones son transportadas hasta dos

55

estanques desarenadores de 10.000 m3 cada uno, y posteriormente, hasta dos pozas de soluciones ricas (PLS) de 40.000 m3 en total. El botadero está diseñado para una altura de 40 a 50 m sobre terreno especialmente preparado para recibir este material y esta ubicado en el extremo norte de las instalaciones del proyecto.

7.5

PROCESO DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES Es un proceso de intercambio iónico que permite, en este caso, extraer  selectivamente el cobre contenido en las soluciones de lixiviación y transferirlo a un electrolito puro para ser procesado en la nave de electroobtención. La planta está formada por tres trenes de extracción por solventes, de tecnología VSF, con una capacidad de tratamiento de 1.500 m3/h cada uno. Cada tren está formado por dos etapas de extracción, una etapa de lavado y una de reextracción. La etapa de extracción por solventes utiliza agitadores del tipo Spirok ensamblado de tubos helicoidales AISI 316L, cubierto con FRP, con circulación de flujo vertical fabricado en Finlandia. Además el mezclador es un estanque de FRP con revestimiento de HDPE fabricado en Chile (Albaplast) de 5 m de alto y 3 m de diámetro. El decantador (Settler) es una estructura de concreto, revestida en HDPE, fabricado en Chile, y sus dimensiones son 28 m de largo x 28 m de ancho x 2 m de alto. El patio de estanques está conformado por un estanque de orgánico cargado de 1.450 m3 de capacidad, un estanque de alimentación de filtros, coalescedores, filtros de electrolito, columnas de flotación, planta de tratamiento de borras, sistema de tratamiento orgánico y bombas.

56

Para la alimentación de arrastres físicos existen 6 equipos coalescedores de 6 m de altura y 6 m de diámetro, su porcentaje de llenado es de 90 a 100% a rebose. El contenido de acuoso en orgánico en la entrada es de 1.500 a 5.000 ppm y en la salida de 80 a 150 ppm. Para la remoción de orgánico desde el electrolito de avance a la nave electrolítica existen 6 baterías de filtros cilíndricos de 5 m de altura y 5,24 m de diámetro, el elemento filtrante utilizado son bolsas plásticas oleofílicas de polipropileno con una altura de lecho flotante de 3,5 m. En la planta de borra existe 50-65% de orgánico, 27-37% de acuoso y 3-17% de sólido, con un tiempo de agitación de 2 horas y tiempo de reposo de 24 horas. La planta SX cuenta con columnas de flotación de 8 m de altura y 4 m de diámetro, las cuales tienen un tiempo de residencia de 4,3 min.

Para la

recuperación de Cobre se utiliza el reactivo extractante Acorga M5640, diluido al 25% en solvente Scaid 100. El proceso de extracción por solventes se lleva a efecto en estanques mezcladores-decantadores con una solución PLS de 6,86 gpl de Cobre.

7.6

PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN Durante esta etapa, que corresponde a la última del proceso productivo, el electrolito rico (48 gpl de Cu; 150 gpl de H2SO4; 1,5 gpl de Fe máx.;

≤

20 mg/l

de Cl) generado en la etapa de reextracción de la planta de extracción por  solventes, se envía a las celdas de electroobtención donde el cobre contenido en el avance es depositado en cátodos, a través del proceso de electrólisis. El electrolito pobre tiene concentraciones que alcanzan a 33 gpl de Cu; 170 gpl de H2SO4; 1,5 gpl de Fe máx.;

≤

20 mg/l de Cl.

Los principales equipos e instalaciones son un estanque de electrolito rico de 733 m3 de capacidad, 608 celdas en la nave de electroobtención (532 celdas de electroobtención y 76 celdas de limpieza) con dimensiones 6,42 m de largo 57

x 1,3 m de ancho y 1,396 m de alto.

Cada celda contiene 60 cátodos

permanentes de acero inoxidable 316L, fabricados por T.A. Caid en EE.UU. Esta lámina tiene una terminación pulida brillante del tipo 2B, con un área efectiva de depositación de 1 m2 por cara (1.232 mm del argo x 1.018 mm de ancho x 3,1 ± 0,08 mm de espesor). En los bordes verticales de la lámina se instalan bandas protectoras aislantes Scheibler de 24 mm de ancho x 1.053 mm de largo. El soporte (barra) es de Cobre; tiene 1.413 ± 1,5 mm de largo con una sección transversal de 25,4 x 38,1 mm. ánodos permanentes, constituidos por una

Además, cuenta con 61

plancha caliente de aleación

Pb/Cd/Sn (1.192 mm de largo x 936 mm de ancho x 6 mm de espesor). soporte es de Cobre electrolítico ETP-100, de sección 18 x 33,78 mm.

El Esta

barra está envuelta en una cobertura de plomo de 0,5 a 1 mm de espesor. El espaciamiento ánodo – cátodo es de 50 mm, intercambiadores de calor, 3 rectificadores de corriente continua, 2 puentes grúas automatizados de 8 toneladas de capacidad cada uno para cosecha de cátodos y dos máquinas lavadoras y despegadoras de cátodos con una capacidad de 500 cátodos por  hora, cada una. Este proceso utiliza una densidad de corriente de 275 A/m2, el electrolito alcanza una temperatura en las celdas de limpieza de 39-39,7 ºC y en las celdas de electroobtención 46,9-48,1 ºC. En esta etapa se agregan pequeñas cantidades de sulfato de cobalto al electrolito para inhibir la corrosión de los ánodos de plomo y evitar la contaminación de los cátodos de Cobre, alrededor  de 120 mg/l en el electrolito (90 kg diarios), se disuelve sulfato de cobalto heptahidratado en agua en una concentración aproximada de 1 – 5% de Cobalto. Asimismo, se agrega un floculante especial Guartec, 0,2 kg/ton de Cu depositado (83,5 kg diarios), el cual ayuda a producir un deposito fino y denso en la superficie del cátodo.

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Este proceso es altamente automatizado en sus diferentes etapas, tales como control de corriente, programa de cosecha y muestreo, despegue de cátodos, e incluso el embarque de paquetes de cátodos en los camiones. Los cátodos de Cobre de alta pureza (95% Grado A, 5% Grado estándar) del orden de 400 tpd, empaquetados para su exportación, son transportados en camiones al puerto de Antofagasta, siguiendo la ruta Calama-Antofagasta. El suministro eléctrico es entregado por Central Tocopilla a través de un sistema de 220 KW hasta la subestación Radomiro Tomic, ubicada al sur de la planta de electroobtención. La demanda estimada del proyecto es de 70 MW. El suministro de ácido sulfúrico, en tanto, proviene de la División Chuquicamata. El consumo de ácido es del orden de 240.000 a 250.000 ton/año, en el marco del plan de producción de 150.000 ton/año de cátodos de Cobre.

Principales Equipos de la Planta 1.- Chancado 1 Chancador Giratorio Fuller 60”x110” 1 Correa transportadora Good Year 9.615 Tm/h. 1 Stock Pile de Mineral de 60.500 tpd 6 Chancadores de Cono estándar Symons de 7’ 1 apilador de mi neral Rhaco de 6.400 Tm/h. 2.- Lixiviación 2 canchas de 1.300 m x 280 m de base c/u. 1 estanque de solución de refino de 42.000 m 3. 2 estanques desarenadores de 10 .000 m 3 c/u. 2 estanques de PLS de 40.000 m 3 (total). 1 laguna de emergencia de 215.000 m 3. 3.- Extracción por Solvente 3 trenes tecnología VSF (2 etapas extracción, 1 de lavado y 1 de reextracción). 6 coalescedores de 750 m 3/h de caudal c/u. 1 estanque de orgánico cargado de 1.450 m 3 3 columnas de flotación de 400 ft, cap 733 m 2/h c/u. 6 filtros electrolito de 293 m 3/h c/u. 1 estanque de alimentación filtros de 1.071 m 3 c/u. 4.- Electroobtención 1 estanque electrolito rico de 733 m 3 2 intercambiadores de calor de 68,7 NKMJ/h 608 celdas de 1,3 m x 6,42 m x 1,396 m. 1 estanque de recirculación de 2.399 m 3. 2 Puentes grúas Femont de 8 ton c/u. 2 máquinas l avadoras y despegadoras de 500 cátodos/h c/u.

59

8

CODELCO CHILE - DIVISION CHUQUICAMATA – RIPIOS

8.1

RESUMEN Chuquicamata (Ripios), perteneciente al mayor productor nacional de cobre en Chile, es una de las Divisiones de la Corporación del Cobre (Codelco-Chile), compañía de propiedad de! Estado. Ubicada en la II Región a 200 Km al NE de  Antofagasta. Hacia el año 1915, cuando la Mina Chuquicamata empezaba a abrir sus puertas a la producción de cobre, la entonces Superintendencia Extracción, hoy Subgerencia General de Explotación y Desarrollo de Recursos Lixiviables, a través de su proceso de lixiviación en bateas iniciaba la recepción de 247.706 t de mineral oxidado en el área de chancado.

Nació entonces un proceso Minero Metalúrgico que estaba conformado por un desarrollo minero de la Mina Chuquicamata, una instalación de Chancado Primario, Secundario y Terciario, Bateas de Lixiviación para la percolación del mineral oxidado, Dragas para la extracción del ripio generado, Planta

60

Decloruradora para la purificación de la solución y una Planta de Electroobtención de cobre. Dada la magnitud, merece una atención especial la generación de ripio; producto de la lixiviación del mineral. Esto, debido a que con el transcurrir de los años se debió apilar en botadero la interesante cifra de alrededor de 500 millones de toneladas de ripio, las que fueron depositadas en un botadero al Sur de las actuales instalaciones de lixiviación, ocupando un área cercana a los 3,5 kilómetros cuadrados, con un contenido promedio de cobre de 0,3 % que en aquel entonces no presentaba ningún atractivo económico, pero que después de 72 años se elevaría como la base de uno de los proyectos hidrometalúrgicos más grandes de la División. Permitiendo el beneficio de los ripios oxidados, recuperando el cobre contenidos en ellos y obteniendo como producto final citados de alta pureza. Salvo bolsones aislados, era una realidad que en 1970 se iniciaba el agotamiento de mineral oxidado de la Mina Chuquicamata. Por esto, se inició una campaña de búsqueda de un yacimiento de reposición que le diera continuidad a las operaciones. Surgió así la Mina Exótica, que posteriormente pasó a llamarse Mina Sur, con nuevas instalaciones necesarias para el cometido, tales como un Chancado Primario en la Mina. Sur, una correa de transporte de mineral, un stock pile y una correa para unir con el Chancado Secundario ya existente. Con variaciones en los ciclos de lixiviación la incorporación de la aglomeración en correas y el transporte masivo de ripios en camiones, el tratamiento del mineral de Mina Sur pasó a ocupar las mismas instalaciones del año 1915. El año 1987 se instalaron las plantas de SX-EW del proyecto Ripios Chuquicamata. Posteriormente, en 1988. con le entrada de nuevos proyectos se incorpora la Aglomeración en Tambores de los minerales de Mina Sur, proceso que a la fecha se realizaba adicionando ácido sulfúrico en correas.

61

El mismo año se inicia el proyecto de lixiviación de los polvos de la fundición, para lo cual la Subgerencia monta una planta de lixiviación por agitación que permitiría a la actualidad tratar 200 toneladas de polvo por día. Amanece julio de 1988 y junto con el advenimiento de este mes, se concreta una nueva idea: el Proyecto Lixiviación Botadero de Ripios. Este consiste en lixiviar los ripios generados por la lixiviación de los minerales de la mina Chuquicamata y que fueron acopiados desde el año 1915 hasta el año 1970. Como se dijo anteriormente, su envergadura fue de tal magnitud que, al incorporar una producción adicional de 154 toneladas de cobre al día, fue necesario la construcción de la Planta de Extracción por Solventes y de la Planta de Electrodepositación, las que luego de innovaciones técnicas y operacional es se mantienen funcionando para 350 toneladas de cobre al día. El "Ripio Chuqui", que se viene lixiviando desde 1987 a razón de 13 módulos al año, baja su ritmo a 8 módulos anuales para dar paso a una lixiviación en serie con los ripios aglomerados de Mina Sur.

8.2

MINERALES DE ALIMENTACION AL PROCESO El botadero de ripios está ubicado al extremo Norte del yacimiento de Mina Sur  y se extiende sobre un área de 3,5 km2, en él se hallan acopiados alrededor de 500 millones de toneladas de ripios procedente de la lixiviación de los minerales oxidados de la Mina Chuquicamata con una ley media de cobre total de 0,3%. El acopio de los ripios Chuqui en el botadero se hizo preferentemente a través de transporte por ferrocarril. Las características físicas de los ripios son las siguientes: •

Granulometría 75 % -1/3”

62

•

Peso especifico 2,6

•

Densidad aparente (g/cm3) 1,8

•

Porosidad del lecho (%) 30

•

Humedad residual. media (%) 4

Del total de cobre contenido en los ripios el 55% se encuentra en la fracción -100 mallas. El análisis mineralógico indica la presencia de atacamita, chalcantita y antlerita entre las especies oxidadas y calcopirita, covelina y bornita entre las especies sulfuradas. El botadero de ripios Chuqui se extiende sobre un área de 3,5 km2, mencionada anteriormente, que es cruzada de norte a Sur por la Falla Oeste. Dicha Falla separa a la roca fundamental en dos ámbitos diferentes. El área Oeste está constituida por granodiorita Fortuna que corresponde a una roca terciaria y el área Este por rocas metamórficas de edad paleozoica, La granodiorita Fortuna es una roca de color gris claro, de grano grueso, textura porfídica a hipidiomorfa granular, que no presenta, mineralización. Hidrotermal,

63

ni ha sido sometida a esfuerzos tectónicos que modifiquen sus características físicas. Las rocas metamórficas del área Este son del tipo gneis, originadas a partir de rocas intrusivas y presentan., en algunas zonas, mineralización sin mostrar  alteración. La roca fundamental esta cubierta por gravas de edad terciaria originadas por corrientes de barro depositadas en forma caótica, sin selección granulométrica y con estratificación limitada a cada corriente de barro. La grava de la zona Oeste, llamada Fortuna, está formada por clastos sub. redondeados de granodiorita Fortuna que pueden alcanzar tamaños de hasta 1,5 m y una matriz areno-limosa, a veces alterada y con un grado de cementación medio. Este tipo de gravas se extiende hasta el alto topográfico de roca fundamental por el Este. Entre la Falla Oeste y el alto topográfico se encuentra grava mineralizada con cobre y algo de manganeso que impermeabiliza parcialmente el depósito. El área Este está cubierta por grava Exótica de petrografía heterogénea, formada por clastos angulosos de longitud no superior a 20 cm y una matriz areno-limo-arcillosa de cementación media a baja. Las gravas terciarias poseen cierta permeabilidad, la que se reduce sólo cuando esta mineralizada. Las gravas terciarias están cubiertas con gravas recientes que también corresponden a corrientes de barro las que no presentan cementación. El sector está afectado estructuralmente por la Falla Oeste, y que en la roca fundamental desarrolló de 40 a 50 m de material arcilloso, como producto de la fricción entre bloques. Las gravas terciarias también fueron afectadas por la falla formando una salbanda arcillosa de unos 25 cm de espesor.

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El contacto grava-roca del bloque Este está más alto que el bloque Oeste, formando en conjunto una quebrada cuyo eje central desciende hacia el Sur y coincide con la Falla Oeste. La superficie rocosa del bloque Oeste es un plano que desciende hacia el Sureste y en su extremo Sur, comienza a formarse una estribación rocosa o dorsal en la misma dirección. La superficie del bloque Este es una dorsal de dirección Norte-Sur.

8.3

PROCESO DE LIXIVIACION DE MINERALES El botadero ubicado inmediatamente al sur de las bateas de lixiviación, debido a la pendiente natural tiene la forma de una cuña que en su borde norte tiene una altura de 5 m y en su borde sur es de 120 m La lixiviación de los ripios en el botadero mediante percolación por gravedad de las soluciones lixiviantes, son irrigadas mediante un sistema de distribución por  goteo. Estas soluciones atraviesan verticalmente los ripios y gravas del subsuelo hasta alcanzar el estrato impermeable formado por la roca fundamental o por gravas cementadas donde escurren horizontalmente hasta la línea de captación de soluciones formada por una cortina de roto túneles y dos túneles de drenaje. La presencia del cobre en una proporción superior al 50 % en la fracción más fina del mineral se debe a la acción lixiviante del ácido residual contenido en los ripios al momento de ser depositado y al transporte, por difusión, el cobre lixiviado al exterior de las partículas de mineral, favorecido por la evaporación natural del agua residual, lo que precipita al estado de sulfato sobre la superficie de éstas. La determinación de la cinética de disolución de cobre contenido en los ripios y el consumo de ácido, se hizo a través de pruebas de lixiviación en columnas de 1 lt y de pilas de 10 t y 50.000 t.

65

Para determinar: la tasa de irrigación; direcciones de escurrimiento; velocidad de escurrimiento; permeabilidad de lecho de ripios; efecto de la altura de columna de ripios y gravas; ubicación del nivel de escurrimiento y sistema de captación de soluciones, se realizaron pruebas puntuales de inyección de soluciones y pruebas de lixiviación directamente sobre el botadero de ripios. También se aprovecho, la información proporcionada por el perfilaje geofísico a través de ensayos de rayos gamma, densidad y gamma neutrón. En la medición de velocidades de escurrimiento se usó la técnica de inyección de trazadores químicos y radiactivos.

Dado que más de la mitad del cobre se halla contenido en la fracción más fina de los ripios, éstos presentan una alta cinética de disolución, alcanzándose una extracción del 50% del cobre en un periodo de 90 días. Después de este tiempo la velocidad de extracción está limitada por la velocidad de difusión y por la refractariedad al ataque ácido de las especies minerales menos solubles. El consumo de ácido es muy bajo y no supera los 2,5 kg/kg Cu, producto fundamentalmente de la neutralización de las gravas en el trayecto de la solución de lixiviación hasta el sistema de captación. Las gravas Fortuna tienen un consumo de ácido de 2 kg/t grava y las gravas Exóticas del sector Este de botadero consumen 13 kg/t grava. Esta diferencia en el consumo de ácido de las gravas se compensa porque el 80%, de la superficie cubierta por el botadero, está conformada por grava Fortuna y en

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espesores que varían de 20 a 80 m. El área cubierta con grava Exótica se reduce a 20% y con espesores que no superan los 30 m. Los niveles de impurezas en las soluciones son reducidos y no se espera un incremento importante por el reciclo de las soluciones de refino, proveniente de la etapa de extracción por solventes, en la etapa de lixiviación, ya que estarán controladas por las pérdidas de solución por infiltración, propias de este proceso. Durante el periodo experimental, la impureza que resultó ser más nociva fue el molibdeno, el cual puede alcanzar niveles de hasta 0,5 gpl Y afectar el comportamiento de los reactivos orgánicos usados en la etapa de extracción por solventes. Impurezas tales como el cloro y el manganeso pueden verse incrementados durante la lixiviación de aquella zona del botadero ubicada en el Paleocanal por  la lixiviación que pueden producir las soluciones al escurrir sobre las gravas mineralizadas que conforman la Extensión Norte de la Mina Sur. El botadero de ripios se muestra en toda su extensión homogéneo e isotrópico, no observándose zonas de compactación diferencial ni estratificadas, salvo en la superficie donde se encuentra una capa compactada de hasta un metro de altura provocada por el tráfico de vehículos pesados. Dicha capa será acondicionada mediante una operación de rastrillado con bulldozer. Se observó también una alta permeabilidad, pudiéndose alcanzar tasas de irrigación de hasta 12 l/h m2. Esta última está limitada por la menor  permeabilidad de las gravas del subsuelo, especialmente por las gravas Exótica de la zona Este, las cuales, como ya se señaló, poseen una granulometría más fina y uniforme que las gravas Fortuna.

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El escurrimiento de soluciones ocurre casi verticalmente a través de la columna de ripios hasta alcanzar las gravas, donde se amplía la sección de flujo debido a su menor permeabilidad y a medida que se acerca al estrato impermeable y por la pendiente de éste comienza a cambiar de dirección dirigiéndose hacia el Sur. La velocidad de escurrimiento de las soluciones es de 3 m/día. De acuerdo a las características geológicas del subsuelo en el sector Oeste del botadero, la base impermeable es la roca fundamental y el escurrimiento ocurrirá a nivel de gravas. En el sector del Paleocanalla base de escurrimiento es el lecho de la grava mineralizada y en el sector Este es la roca metamórfica. Para la captación de las soluciones se uso una cortina de perforaciones (rototúneles) de 28 cm de diámetro, distanciados cada 5 m y perforados entre el talud Sur del botadero y el rajo Mina Sur, hasta los túneles de drenaje que circunda el talud sur en toda su longitud. Las pruebas piloto de lixiviación desarrolladas sobre el botadero de ripios confirmaron que el sistema de captación de soluciones operaba eficientemente. La recuperación de soluciones se estima que alcanzará el 85% y la concentración media de cobre será de 4 a 5,6 gpl. El consumo de ácido proyectado para todo el proceso variará a 2 a 2,5 kg/kg Cu. Por otro lado, el Botadero de Ripios está siendo lixiviado a razón de 13 módulos de 2.409.000 t cada uno al año. La solución lixiviante, por sistema gota a gota irriga el ripio a razón de 8 a 12 Uh/m2, atraviesa todo su lecho recuperando cobre, altura promedio de 80 m. y se descarga por un sistema de rototúneles a 2 túneles con salida a la Mina Sur que hacen un largo de 3.300 m en total. Cada uno de estos tiene una estación de bombeo, provista de bombas verticales. Las estaciones operan en serie con una Estación de Bombeo de

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Reforzamiento, la que en definitiva impulsa la solución hacia la Planta de Extracción por Solventes.

8.4

EXTRACCION POR SOLVENTES Y ELECTROOBTENCION

8.4.1

PROCESO DE EXTRACCION POR SOLVENTES Las soluciones provenientes de la lixiviación en bateas del mineral oxidado de la Mina Sur y de la lixiviación de ripios Chuquicamata se mezclan conformando aproximadamente 1200 m3/h de 'solución, Con 10 gpl Cu, para alimentar la Planta de Extracción por Solvente. La purificación y concentración de las soluciones de cobre provenientes del proceso de lixiviación se logra en una Planta de Extracción por Solventes donde se genera un electrolito fuerte, para electroobtención de 45 gpl de Cu y una solución empobrecida (refino) de 0,5 gpl de Cu. La solución refino es devuelta a la etapa de lixiviación, donde luego de agregar el agua de reposición y ajustar su concentración de ácido, es irrigada nuevamente sobre las áreas de ripio que se están procesando. La solución enviada a la planta de Extracción por Solventes alimenta 2 pozos con una capacidad total de aproximadamente

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28.000 m3. Desde éstos, por medio de bombas verticales dispuestas en pozo y balsa, se alimenta la etapa de extracción E-1 de la Planta. Esta, dentro de lo más importante, está conformada por dos etapas mezcladoras decantadoras de extracción(E-l y E-2) encargadas de extraer el cobre recibido desde la solución, la que una vez agotado (solución refino) vuelve al Botadero de Ripios donde se acidula con ácido sulfúrico para constituirse en solución lixiviante nuevamente. La planta tiene dos unidades mezcladoras decantadoras de, reextracción, encargadas de traspasar el cobre extraído en las etapas de extracción a una solución de alto contenido de cobre proveniente de la Planta de Electrodepositación, para conformar un electrolito avance de mayor  concentración de cobre, 52 gpl Cu aproximadamente. La extracción y reextracción de cobre se realiza gracias a las características de un extractante orgánico que tiene las bondades de captar cobre en las etapas de extracción gracias al alto PH existente y de descargar cobre en las etapas de reextracción gracias al bajo PH existente. El retiro de contaminaciones acuosas en eI reactivo orgánico se realiza en 5 unidades llamadas Coalescedores de patente Divisional y, eI retiro de contaminaciones 'orgánico en el electrolito se realiza en 5 filtros de diseño Divisional y 6 filtros marca Degremont. La Planta cuenta además con una instalación para la recuperación de orgánico desde el Crud, estanques y bombas para impulsar los fluidos. Además se encuentran instaladas una unidad mezcladora decantadora lavadora de orgánico (disminuye Contaminaciones de acuoso) y una unidad decantadora para retirar  contaminaciones orgánicas en el electrolito de avance.

8.4.2

PROCESO DE ELECTROOBTENCION La Electrodepositación del cobre contenido en el electrolito fuerte se logra en una Planta de electroobtención para producir cátodos de alta pureza. El electrolito gastado se recicla a la Planta de Extracción por solventes con una concentración de 30 gpl, donde es reutilizado en dicho proceso.

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El electrolito avance generado en la Planta de Extracción por Solvente es enviado a la Planta de Electrodepositación donde se produce la electrólisis con la consiguiente producción de cátodos. La Planta esta provista de 550 celdas electrolíticas cargadas cada una con 60 cátodos sistema láminas iniciales y 61 ánodos aleación Pb-Ca-Sn y 8 celdas con 63 cátodos permanentes de titanio y 64 ánodos aleación Pb-Ca-Sn, para la producción de láminas iniciales de consumo de la misma Planta. Además, la Planta posee entre la principal maquinaria, 2 Puente Grúa Demag y 1 P&H para el movimiento de Electrodos, 3 Transforectificadores, 1 Máquina Dimensionadora de Láminas Iniciales, 1 Máquina Remachadora de láminas iniciales, 1 Máquina Automática Lavadora de Cátodos, 1 Máquina Manual de Lavado de Cátodos, 1 Puente de Transferencia de grúas al interior del edificio, 1 Romana Schenk para el pesaje oficial del embarque de cátodos, 3 Estanques de almacenamiento y transferencia de soluciones provistos de bombas centrifugas para la impulsión. Los cátados que se generan por la depositación sobre una lámina inicial de cobre, en un ciclo de 7 días, pesan aproximadamente 73 kg Y se conforman en paquetes enzunchados de 2000 kg para ser embarcados a carros de ferrocarril que los llevan al puerto de Antofagasta.

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REFERENCIAS Esteban M. Domic M.; 2001; “Hidrometalurgia”, fundamentos, procesos y aplicaciones.   Alfaro, Olivares; 2000; Seminario “Estado del arte en lixiviación en Pilas, Extracción por Solventes y Electroobtención”, Universidad de Antofagasta.

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ANEXO

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LA HIDROMETALURGIA Y SU DESARROLLO A FUTURO La Biolixiviación en la generación de nuevos conocimientos  Entrevista Técnica a Jorge Menacho , Gerente Técnico de Re Metallica Ingeniería 

(DRM) y Presidente del Comité Organizador de HydroCopper 2005. Revista Área Minera – Agosto 2005. Justo cuando el desarrollo tecnológico de la industria minera ha experimentado varias innovaciones desde sus inicios en nuestro país, la hidrometalurgia aparece como un aspecto bien evolucionado en lo que a tratamiento de minerales se refiere.  Así entonces, se muestra como la vía de proceso más económica para producir cobre en la forma de cátodos. Evidencias de estos resultados serán algunos de los tópicos que se tratarán a contar del 23 de Noviembre próximo, en el Tercer Taller Internacional de Hidrometalurgia del Cobre, denominado HydroCopper 2005. Diferencias entre la hidrometalurgia del cobre respecto a otras rutas de  procesamiento 

La Hidrometalurgia se rige por constantes de tiempo mucho mayores que el procesamiento de minerales. En efecto, en una concentradora al cabo de 1 a 2 horas el cobre contenido en el mineral ya es concentrado final, mientras que en la lixiviación en pilas deben pasar semanas o meses. Así, a capacidad similar, las plantas de lixiviación son enormes comparadas con las plantas concentradoras.

Por otro lado,

los recursos lixiviables existentes en la naturaleza son limitados en relación a los no lixiviables, los últimos constituyendo alrededor del 80% del negocio minero a nivel mundial. Por lo demás, la hidrometalurgia no puede crecer de manera independiente, porque para su desarrollo requiere ácido sulfúrico, obtenido principalmente desde fundiciones que procesan los concentrados.

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En términos de costos, la línea hidrometalúrgica completa puede ser 10-20 centavos de dólar/libra más barata que los cátodos electrorefinados, lo que le da ventajas atractivas. De hecho, recursos de sulfatos secundarios que en el pasado se habrían procesado por la vía de flotación, hoy se considera como primera opción su beneficio por lixiviación en pilas. Por otro lado, en términos ambientales, aunque se dice que la hidrometalurgia es poco contaminante, este tema debe abordarse con sumo cuidado, porque la contaminación potencial de la napa subterránea es una amenaza permanente en cualquier faena hidrometalúrgica. De igual forma, la disposición de grandes masas de ripios lixiviados podría a futuro generar focos de contaminación frente a cambios climatológicos de largo plazo. En algunos casos se nivela y se “rutea” la superficie de la pila recién formada, previo al armado del sistema de riego, consistente para cada pila de una matriz y submatrices, a las cuales van unidos los ramales provistos con múltiples goteros, de capacidad entre 1 L/h y 8 L/h: Los goteros se disponen en mallas cuadradas de 2 m por 2 m hasta 0,5 m por 0,5 m.

El riego puede ser permanente o intermitente, con

tasas de irrigación entre 5 L/h/m2 y 30 L/h/m2.

Generalmente se parte regando a

bajo caudal e intermitencia en la etapa de “sembrado” o “humectación” de la pila, hasta llegar al contenido de líquido crítico para evacuar solución por la base, lo que

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toma algunos días. En este punto, la pila está lista para entrar en producción en el momento que se requiera. El riego se realiza con solución refino de 15 gpl a 20 gpl de ácido sulfúrico y 0,3 gpl a 1 gpl de Cu.

El ciclo de riego se extiende entre 25 días, que es el caso de

Minera Michilla y 500 días, para el caso de la lixiviación bacterial en la Compañía Minera Cerro Colorado, siendo frecuente valores entre 100 y 200 días. La lixiviación se puede hacer en una etapa, como es el caso de Radomiro Tomic, o en dos etapas, como en Collahuasi.

La solución rica se llama PLS (Pregnant leach Solution) y

alimenta desde una piscina adecuada a la planta de extracción por solventes, SX. En la última, el cobre se transfiere selectivamente desde la solución PLS, contaminada con una gama de sales, hasta el electrolito de electroobtención, que contiene alrededor de 37 gpl a 50 gpl de Cu y 200 a 160 gpl de ácido sulfúrico, en las soluciones “spent” y “avance”, respectivamente.

Proyecciones a futuro para la hidrometalurgia del cobre 

En un horizonte de corto y mediano plazo, se visualiza a la lixiviación en pilas estándar como la vía preferida de aplicación de la hidrometalurgia. Sin embargo, en paralelo se implantarán nuevas aplicaciones tecnológicas, tal como se comenta a continuación.

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La lixiviación de concentrados proporciona una ruta atractiva cuando la disponibilidad de fundición es limitada, ya sea por insuficiente capacidad o por  limitación ambiental de contaminantes gaseosos y polvo. En tal caso, el tratamiento hidrometalúrgico suele ser atractivo frente a maquilar los concentrados en el extranjero. Aunque hay varias rutas de proceso, las principales se clasifican en dos: •

•

Biolixiviación, como por ejemplo el proceso BioCOP de Codelco BHP Billiton y el proceso BacTech del Mintek, y Lixiviación a Presión , como por ejemplo el proceso AAC/UBC de   AngloAmerican y UBC, el proceso CESL de Cominco, el proceso Activox de Western Minerals, el proceso Dynatec de Sherritt, el proceso Nenatech del MIM, el proceso Intec del consorcio Intec Australia, y el proceso Mt Gordon Ferric leach process, aplicado industrialmente en Western Metals en Queensland,  Australia. Otra alternativa de desarrollo futuro de la hidrometalurgia es la lixiviación parcial

de concentrados, devolviendo el concentrado lixiviado a beneficiar o comercializar en la forma convencional, dejando un 20% a 30% del cobre transformado en cátodos EW, de mayor valor agregado.

El concepto detrás de la planta de livixiación amoniacal de

Escondida en Coloso (1995), sigue vigente aunque Escondida se equivocó en la elección del proceso. La lixiviación In Situ es otra alternativa el estudio para la hidrometalurgia del futuro próximo, la que todavía necesita

de nuevos desarrollos en 2 frentes

tecnológicos básicos: •

•

El fracturamiento inteligente del macizo rocoso, y

La disponibilidad de métodos de irrigación y de colección de soluciones, ambientalmente sustentables, esto es, con una mínima infiltración al subsuelo.

Otra complicación técnica a estudiar en cada proyecto, es la ubicación del nivel freático de las aguas subterráneas y su variación estacional.

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Por otro lado, la lixiviación en pilas de minerales calcopiríticos de baja ley sigue siendo la panacea de los hidrometalurgistas y de ser factible en un horizonte cercano, cambiaría de manera drástica el negocio minero del cobre.

Hoy en día hay varios

laboratorios que están trabajando en este tema mediante la aplicación de una lixiviación química o mediante bio-lixiviación con microorganismos acidófilos, pero a la fecha no hay resultados confirmados de su factibilidad en una perspectiva industrial. Perspectivas para realizar Lixiviación In Situ de minerales de cobre en Chile 

  Aún cuando se reconoce que faltan desarrollos en la lixiviación In Situ, no es menos cierto que ya existen tecnologías, propias y prestadas de otras áreas tecnológicas, que cumplen el mínimo requerido para realizar un lixiviación In Situ exitosa.

La tronadura selectiva complementada con el fracturamiento por inyección

de fluidos a presión, permite el acceso a zonas mineralizadas, posibilitando la disolución eficiente del cobre.

Técnicas de minería subterránea posibilitan la

colección de soluciones y el control de fugas a través de rototúneles y estaciones de monitoreo. La lixiviación In Situ se ha intentado aplicar desde hace mucho tiempo. Por  ejemplo, en los años 70’ se probó en Old Reliable Copper, cerca de Mammoth en   Arizona y en los 80’ en Santa Cruz, Arizona, por parte del US Bureau of Mines y  Asarco. Los resultados no fueron auspiciosos porque la tecnología utilizada era muy precaria respecto a la actual. Lixiviación de sulfuros (pilas y botaderos) v/s Lixiviación de concentrados de  cobre 

La lixiviación de concentrados ya debe cargar con la “mochila” del costo de procesamiento de minerales, en particular con una molienda y una flotación costosas. La lixiviación de concentrados es un negocio resultante de coyunturas de mercado y/o medioambientales, pero no apunta al negocio principal, que es el tratamiento de minerales de baja ley en pilas, donde se evidencian todas las ventajas técnicoeconómicas de la hidrometalurgia.

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Haciendo historia, se debe recordar que en los años 70’ hubo un gran interés en la lixiviación de sulfuros, interés que decayó en los años 80’ junto con la caída de los precios del cobre. En los años 70’ se generó mucho conocimiento pero no se llegó a aplicaciones importantes. En los 90’ hubo un resurgimiento del interés en este tema, llegando a aplicaciones industriales de gran escala, como la lixiviación en pilas de minerales calcosínicos de baja ley. También es digno señalar como hito tecnológico la aplicación del proceso Mt. Gordon de lixiviación férrica a presión de un mineral calcosínico de alta ley en Australia. Estas aplicaciones, sin embargo, se centran en los minerales de sulfuros secundarios, diferenciándolos de los minerales de sulfuros primarios, como la calcopirita.   Así pues, cuando se habla de sulfuros, es necesario poner el apellido.

Si se

habla de sulfuros secundarios como la calcosina, ya existe tecnología industrial, tal como se aplica hoy en Quebrada Blanca y Cerro Colorado. Si se habla de sulfuros primarios, como la calcopirita, está mucho más cerca la lixiviación de concentrados en reactores que en pilas, por lo tanto, la vía de evolución tecnológica se invierte en este último caso.

Entre las alternativas para lixiviar concentrados, se encuentran la

oxidación a alta, media y baja presión, la bio-oxidación, la lixiviación con sulfato férrico, la lixiviación con cloruro/bromuro y la lixiviación con cloruro/ácido sulfúrico. Desarrollo y Aplicaciones actuales del a tecnología de Biolixiviación de  minerales 

Para los sulfuros secundarios se aplica la Biolixiviación con ciclos de 400 días a 600 días, con recuperaciones de 75% a 85% del cobre contenido.

Chile, con sus

operaciones de Quebrada Blanca y Cerro Colorado, es un pionero en este campo. Variables de campo relevantes son el balance térmico, la aireación forzada, el control del Fe, el potencial redox de la solución y el nivel de bactericidas, como el ión sulfato, que debe mantenerse en lo posible bajo los 100 gpl. Generación de nuevos conocimientos científicos referentes a la Hidrometalurgia 

La lixiviación In Situ es un tema de carácter multidisciplinario, donde confluyen disciplinas como mecánica de rocas, hidrogeología, fractomecánica, hidráulica y

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también la hidrometalurgia. En otras latitudes este tema no tiene la relevancia que en nuestro país.

El Estado de Chile tiene los instrumentos y recursos necesarios para

financiar iniciativas de I & D en este campo, más allá de los esfuerzos de Codelco e IM2. El campo de la Biolixiviación es otro tema obligado de generación de nuevos conocimientos. En Chile existen centros de excelencia, localizados en la Universidad de Chile y en la Universidad Católica de Antofagasta, entre otros. Además existe una decisión país de transformarse en líderes en el campo de la biotecnología de los recursos naturales.

El programa Genoma Chile en vegetales y biominería y la

creación de la empresa BioSigma son ejemplos concretos de este esfuerzo. Temas de I & D de punta en este campo son el desarrollo de sistemas de monitoreo y de control de la expresión génica orientados a la optimización de procesos industriales de Biolixiviación de minerales sulfurados de cobre y el estudio de la información en un contexto de una red biológica, donde el problema es la descripción rigurosa del sistema dinámico global y no simplemente la descripción de cada uno de sus elementos.

A nivel internacional son líderes en este campo el Instituto de Biología

Molecular de Barcelona, el Johannesburg Technology Center, la University of  Massachussets Lowel y el Mathematical Bioscience Institute de Ohio, entre otros. Chile debe aprovechar las capacidades existentes a nivel internacional para focalizarlas hacia los campos de interés en nuestros problemas, en este caso en la hidrometalurgia.

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Perspectivas para Chile respecto del negocio tecnológico de la Hidrometalurgia  del Cobre 

Desde el punto de vista de procesos, la Hidrometalurgia es mucho más joven que la concentración de minerales.

En esta última disciplina, los procesos básicos

datan de la primera mitad del siglo XX y el negocio tecnológico en las últimas dos décadas ha estado focalizado en temas de mejoramiento del diseño de equipos, siendo el gigantismo un aspecto dominante y por otro lado, en la incorporación de sistemas de control, orientados a una operación optimizada.

La innovación en el

tema de procesos ha sido menor, aunque hoy se está trabajando en temas de potencial quiebre tecnológico, como por ejemplo la electrofractura de minerales. En el campo de la hidrometalurgia todavía hay un espacio significativo para el desarrollo de procesos, ya que la tecnología moderna partió en los años 60 con la introducción de las oximas como extractantes para cobre, invención de la envergadura de la introducción de xantatos en la flotación de minerales en el año 1911.

La

hidrometalurgia moderna puede ser mejorada en la línea completa desde la mina hasta el cátodo.

La tronadura selectiva con empleo de detonadores electrónicos

permite un pre-chancado con formación de micro grietas que facilitan la lixiviación posterior.

El chancado es una operación que ha sido tomada directamente de la

experiencia de las plantas concentradoras, sin considerar por ejemplo, que el chancado en la concentradora es una etapa intermedia de conminución y que en hidrometalurgia es un proceso terminal de conminución, lo que genera un nicho de mejoramiento potencial. La etapa siguiente es la aglomeración, proceso de rodadura “superficial” que se efectúa en un reactor “volumétrico”, lo que implica que el riñón interior participa poco de la aglomeración, obligando a operar con niveles de llenado de 12% v/v a 16% v/v para lograr un óptimo aglomerado. Por su parte, el apilamiento actual se lleva a cabo en equipos con insuficiente nivel de control, para asegurar un apilamiento uniforme en granulometría y en altura de pila. En la etapa de lixiviación hay espacio para mejorar los arreglos de circuito, la administración de soluciones, los fenómenos de capilaridad y de escurrimiento, que hoy tienen consecuencias nefastas en la geotecnia y en la metalurgia del proceso. La extracción por solventes moderna también es susceptible de mejorar, ya que su talón de Aquiles sigue siendo el control

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