GRUPO LATINO INFORME FINAL ETAPA 111:LIXIVIACiÓN DE CONCENTRADOS DE COBRE PROYECTO CORFO 205-4900 OXIGENACiÓN DE SOLUCIONES DE LIXIVIACiÓN EN MINERIA DEL COBRE EM PRESA BEN EFICIARIA GRUPO LATINO S.A. COPIA 1 28 de Noviembre de 2008 PROYECTO CORFO 205 - 4900 OXIGENACiÓN DE SOLUCIONES DE LIXIVIACiÓN EN MINERíA DEL COBRE EMPRESA BENEFICIARIA GRUPO LATINO S.A. INFORME FINAL ETAPA 111:LIXIVIACiÓN DE CONCENTRADOS DE COBRE Santiago, 28 de noviembre de 2008 o INDICE Resumen Ejecutivo 4 2 Antecedentes Generales 6 3 Introducción 6 4 Objetivos y Alcances Etapa N°3 7 5 Metodología de trabajo Etapa N°3 7 6 5.1 Preparación De Muestras Sólida 7 5.2 PREPARACION SOLUCIONES LIQUIDAS DE LlXIVIACION 7 5.3 Set Up Experimental 8 5.4 Detalle Experiencia N°1 9 5.5 Detalle Experiencia N°2 10 5.6 Detalle Experiencia N°3 11 5.7 Análisis Químicos y Mineralógicos 11 Aspectos Teóricos y Empíricos 11 6.1 Lixiviación de Calcopirita 11 6.2 Comportamiento del Ozono en Solución 12 6.3 Equilibrio de Interfases Gas- Líquido y Transferencia de Masa 18 7 Caracterización Mineralógica Muestra Calcopirita 21 8 Resultados Experimentales Etapa W3 22 8.1 Experiencia N°1 22 8.2 Experiencia N°2 24 8.3 Experiencia N°3 25 8.4 Experiencias Adicionales 27 8.4.1 Experiencia Adicional W1: Lixiviación de Calcopirita en solución ácida, en presencia de ozono e ión férrico 28 8.4.2 Resultados Experiencia Adicional N°1 29 8.4.3 Experiencia Adicional N°2: Lixiviación de concentrado Teniente en solución ácida, en presencia de ozono e ión férrico 32 8.4.4 Resultados Experiencia Adicional W2 33 8.4.5 Experiencia Adicional N°3: Lixiviación de concentrado Teniente en solución ácida, en presencia de oxígeno e ión férrico 35 9 8.4.6 Resultados Experiencia Adicional W3 36 8.4.7 Análisis de la Experiencia 38 conclusiones Tercera Etapa Proyecto 39 Etapas Previas Proyecto Corfo 40 10 10.1 40 10.1.1 Recolección de Información 10.1.2 Desarrollo de Ingeniería Conceptual .40 10.1.3 Desarrollo Ingeniería de Detalles del Prototipo .40 10.1.4 Fabricación de Dos Prototipos de Oxigenación de Soluciones de Lixiviación .40 10.1.5 Realización de Pruebas de Lixiviación con Soluciones Oxigenadas .41 10.1.6 Resumen de Conclusiones de la Lixiviación Bacteriana .41 10.2 11 Etapa N°1 Etapa N°2 40 41 10.2.1 Montaje Experimental y Materiales .41 10.2.2 Preparación del Mineral (Escoria) .41 10.2.3 Carguío y Puesta en Marcha de la Etapa deLixiviación .42 10.2.4 Resultados 42 10.2.5 Análisis Conceptual del Proceso de Solubilización de Oxígeno en Solución .42 10.2.6 Adaptación de Reactores de Oxigenación .42 10.2.7 Cobre. Resumen de las Conclusiones de Lixiviación Química de Escorias de Fundición de 42 Conclusiones y Recomendaciones Generales del Proyecto .44 2 12 Anexos 45 3 1 RESUMEN EJECUTIVO EL presente proyecto constó de un total de 3 etapas, con una duración final efectiva de 18 meses de trabajo. El proyecto surgió como idea a partir de dos factores iniciales, el primero una necesidad de la industria de oxigenar en forma efectiva las pilas de lixiviación de minerales sulfurados de cobre debido a la actuación de bacterias en el proceso, necesidad que fue reafirmada por diversos profesionales y expertos en el tema, mientras Grupo Latino indagó la viabilidad técnica de realizar el presente proyecto. Y el segundo factor, fue la posibilidad de adecuar una tecnología de disolución de gases desarrollada en el mundo de la acuicultura, específicamente salmones, a la minería, específicamente en la lixiviación bacteriana. Las experiencias de laboratorio de la etapa 1 demostraron que las bacterias no tuvieron un comportamiento distinto en términos de reproducción o eficiencia a causa del exceso de oxígeno agregado en las soluciones de lixiviación. Adicionalmente, se detectó un efecto de efervecencia de los gases disueltos debido al alto contacto de las soluciones con el aire, lo que generaba que la solución rica en oxígeno tendiera al equilibrio ambiental a mayor velocidad. Fue debido a estas razones que el proyecto se re direccionó en su segunda etapa a la lixiviación química, específicamente de escorias de fundición de cobre. Esta segunda etapa del proyecto tuvo como objetivo hacer un análisis de la factibilidad técnica de desarrollar un proceso de lixiviación de escorias de descarte de fundición de cobre, utilizando soluciones ácidas con oxígeno aplicando la tecnología GLSA. Los objetivos propuestos apuntaron también a estudiar el mejoramiento de la recuperación de cobre en comparación a un sistema de lixiviación sin uso de la tecnología. De este modo, fue posible medir la eficiencia de ambas configuraciones y medir el impacto e incidencia del uso de la Tecnología GLSA en la recuperación de cobre en este tipo de materiales que existe por millones en Chile y el mundo. De esta manera se diseñó una experiencia que consideraba 2 columnas de lixiviación, una de las cuales se encontraba oxigenada en equilibrio atmosférico, y la otra enriquecida en oxígeno con la tecnología de disolución de gases. Con respecto a la recuperación del elemento de interés, es decir, cobre, para ambas columnas se alcanzaron valores por sobre el 80%. El impacto de la aplicación de la tecnología GLSA con sobrealimentación de oxígeno se tradujo en una diferencia de un 5% superior en la recuperación de cobre en comparación a la columna sin sobresaturación, lo que en términos absolutos es significativo y demuestra que técnicamente la aplicación funcionó. Los problemas de esta aplicación nacieron en la etapa de evaluación económica del proyecto, en donde un VAN altamente negativo era avalado por los altos consumos de ácido (alrededor de 800 kg/ton) y altos precios del ácido sulfúrico. De esta forma y debido a razones económicas, Grupo Latino optó por buscar una nueva aplicación a la Tecnología y se enfocó en la lixiviación de concentrados sulfurados de cobre con la aplicación de oxidantes adicionales como es el ozono, lo que con la autorización de CORFO se estableció como la Etapa N°3. La Etapa 3 del proyecto, consistió en desarrollar pruebas metalúrgicas de lixiviación de calcopirita y concentrados de cobre mediante el uso de la tecnología GLSA, y usando ozono y oxígeno como agentes oxidantes. La idea fuerza de esta Etapa fue encontrar una alternativa de procesamiento de concentrados de cobre ricos en calcopirita, teniendo como antecedente dos hechos relevantes a 4 saber, la dificultad de lixiviar calcopirita de manera eficiente y, la ausencia en el mercado de alternativas tecnológicas a la biolixiviación u otras tecnologías asociadas a los sistemas cloruro, sulfato, y alta presión entre otros, los cuales aún no se consolidan industrialmente. Como consecuencia de lo anterior, emergió con firmeza la posibilidad de utilizar ozono y oxigeno en solución bajo condiciones sobresaturadas utilizando la tecnología GLSA, de modo de evaluar de manera preliminar su viabilidad técnica en la lixiviación de concentrados de cobre en un ambiente con enorme potencial oxidante gracias a agentes como el ozono. El desarrollo de las actividades de laboratorio permitió constatar que el uso de ozono en lixiviación acoplado con la tecnología GLSA, no es técnicamente factible debido a la rápida descomposición de éste frente a aumentos de presión y temperatura, en el caso del proyecto, principalmente la presión debido a que éste factor es clave en el diseño de la tecnología. Los indicadores de recuperación de cobre revelaron que en 1 hora de lixiviación de calcopirita usando ozono a presión atmosférica, se alcanzó un 6,5%, valor considerado competitivo en comparación con otros agentes oxidantes, pero que requiere de una evaluación económica para ser concluyente para focalizar mayores esfuerzos. En el caso de la lixiviación con ozono de Concentrado Teniente, los indicadores señalan que para 1 hr de lixiviación, se alcanzó un 3,87% en comparación con un 1,14% obtenido en la lixiviación usando oxígeno. Se concluyó así que la tecnología GLSA no es compatible con el uso de ozono para efectos de lixiviación y en consecuencia, una potencial aplicación hidrometalúrgica deberá hacerse bajo condiciones de presión atmosférica. En resumen, la tecnología de disolución de gases patentada por Grupo Latino fue efectiva y eficiente en su función de disolver gases en cualquier solución, sin embargo existieron aspectos técnicos y económicos que generaron que las aplicaciones probadas no dieran a la fecha resultados comerciales positivos. Grupo Latino está consciente de los resultados obtenidos en el presente proyecto y sequira buscando aplicaciones mineras a la tecnología enfocándose en procesos hidrometalúrgicos realizados en reactores inundados. Adicionalmente a esto se suman mercados como el del oro, zinc y otros metales. 5 2 ANTECEDENTES GENERALES El proyecto comenzó a operar el 1 de Noviembre del 2006 por autorización de CORFO y tiene como plazo de entrega para el Informe Final, considerando las 3 etapas, el día 30 de noviembre de 2008. Este plazo final fue modificado según lo solicitado por Grupo Latino y aprobado puesto que la fecha inicial de entrega era el día 30 de septiembre de 2008. 3 por CORFO, INTRODUCCiÓN El presente Documento es el Informe Final del Proyecto CORFO N° 205 - 4900, denominado "OXIGENACiÓN DE SOLUCIONES DE LIXIVIACiÓN EN MINERíA DEL COBRE", Y presenta las 3 etapas desarrolladas a lo largo del proyecto, dando mayor énfasis a la Tercera etapa y última. El proyecto a lo largo de su desarrollo ha experimentado una evolución de su enfoque inicial debido a diversas razones que se han explicado en cada uno de los informes anteriores, algunas razones del tipo técnicas y otras razones del tipo económicas. Sin embargo ha permanecido fiel a su escencia y alcance, es decir, desarrollo e innovación tecnológica. Es en función de esto, que para la tercera etapa GLSA propuso realizar "Lixiviación de Concentrados de Cobre en Reactores Inundados", cuyo sustento se basó en las siguientes razones de fuerza: • Teóricamente el oxígeno es un potente agente oxidante que es relevante en las reacciones químicas involucradas en la hidrometalurgia de metales no ferrosos. • Empíricamente también está demostrado que el oxígeno es un potente oxidante. • El oxígeno como agente oxidante en solución, debe ser utilizado en reactores inundados y no en reactores tipo pila debido a la efervescencia que genera el efecto cascada en este tipo de lixiviación. • Al ser un reactor inundado, es posible elevar en forma efectiva las concentraciones de oxígeno presentes y por ende el poder oxidante de la solución, generándose así un efecto similar a un reactor tipo "alta presión", pero con un costo más bajo y más eficiente que un reactor de lecho fijo. Esto potencialmente puede generar diferenciación y la generación de nuevos procesos. • No existen actualmente alternativas aplicadas industrialmente a la pirometalurgia para concentrados de minerales sulfurados de cobre, por ende el proyecto propuesto podría generar un alto impacto desde el punto de vista innovativo. • Adicionalmente, el oxígeno en forma de Ozono, es uno de los agentes oxidantes más fuertes existentes en la naturaleza, alcanzando un poder de oxidación de 2,07 V, siendo más oxidante que el peróxido de hidrógeno, uno de los agentes oxidantes más utilizados en procesos industriales. 6 • El Ozono a pesar de ser altamente oxidante, debido a su fase gas, tiene rendimientos extremadamente bajos en procesos químicos, no siendo suficiente el simple burbujeo en una fase líquida. Debido a estas razones, GLSA decidió utilizar la tecnología para lixiviar concentrados de cobre con altas concentraciones de calcopirita, con la finalidad de disolver altas concentraciones de ozono en líquidos y aprovechar al máximo el potencial oxidante que tiene el ozono. 4 OBJETIVOS Y ALCANCES ETAPA N°3 El Objetivo Principal de la presente etapa es lograr lixiviar concentrados de cobre, de manera de buscar un reemplazo al proceso pirometalúrgico, el cual es altamente contaminante. Como Objetivo Secundario, usar la innovación para optimizar el potencial oxidante del ozono y que sea un agente oxidante competitivo para procesos químicos industriales. El alance de este proyecto es estudiar el desarrollo de un proceso hidrometalúrgico para el procesamiento de concentrados de cobre, basado en la generación de un alto potencial de oxidación, mejor cinética global, lo que lo hace altamente atractivo como solución intermedia entre la lixiviación bacteriana y química en reactores agitados y los procesos de alta presión. 5 5.1 METODOLOGíA DE TRABAJO ETAPA N°3 PREPARACiÓN DE MUESTRAS SÓLIDA La muestra de calcopirita fue obtenida directamente desde la Mina de la División El Teniente de Codelco Chile. Esta fue sometida a dos etapas de chancado para posteriormente llevarlas mediante pulverización a una malla -400. Por otra parte, la muestra de concentrado Teniente corresponde a una muestra tomada en la correa 212, la que alimenta la etapa de secado del concentrado previa alimentación al Convertidor Teniente en la Fundición de Caletones. Una vez obtenidas las muestras al tamaño requerido, se procedió a realizar las etapas de roleo y cuarteo y se separaron fracciones homogéneas de 1 Kg para el desarrollo de las pruebas de lixiviación. También se tomó una muestra de cabeza para el análisis por balance de masa de la recuperación de cobre. 5.2 PREPARACION SOLUCIONES LIQUIDAS DE LlXIVIACION Se prepararon muestras de solución de lixiviación utilizando ácido sulfúrico al 98% y una densidad de 1,84 gr/cc el cual es fabricado por Winkler S.A. El agua a utilizar es destilada y proporcionada por GEOMET S.A. y se prepararon soluciones de lixiviación a pH entre 1 a 2. El potencial de la solución fue manejado de acuerdo a la alimentación reactor de lixiviación. de oxígeno, razón F3+/Fe2+ y ozono al Las soluciones en las que se utilizó sulfato férrico fueron preparadas y estandarizadas utilizando Fe2 (S04)7H20 grado analítico. Todas las soluciones preparadas de 15 gpl de ión férrico en 7 solución resultaron mediante estandarización estar en el orden de 14.97 - 14, 99 gpl lo cual avala el método de preparación y garantiza de manera precisa la concentración requerida de ión férrico en solución. El oxígeno utilizado fue provisto por ERVOX Ltda; y el equipo de ozonificación equipo OZOMAX que proporciona ozono a un límite máximo de 20 Its/min. 5.3 corresponde a un SET UP EXPERIMENTAL En la Figura 1 se muestra en forma esquemática la configuración experimental preparada para llevar a cabo una experiencia de lixiviación de concentrado y calcopirita utilizando oxígeno saturado: LEVANTAMIENTO EXPERIMENTAL .1aquina: DiSolución de Gases Tanque de Origeno SOlución Rica en Origeno I Solución Pobre en Origeno Reactor de lilliviación de Concentrados Figura 1: Levantamiento Experimental para la Lixiviación de Concentrados de Calcopirita con Oxígeno Saturado Por otra parte, en Figura 2 se muestra el levantamiento experimental para la realización de las pruebas de lixiviación de concentrados de cobre y calcopirita mediante el uso de ozono saturado. 8 LEVANTAMIEN TO EXPERIMENTAL Maquina: Disoluci6n de Gases Tanque de Oxigeno Solución Rica en Oxigeno I Reactor de Lixiviación Figura 2: Levantamiento 5.4 Solución Pobreen Oxigeno de Concentrados experimental DETALLE EXPERIENCIA para la lixiviación de concentrados saturado a 3 atm y calcopirita con ozono N°1 El proceso de lixiviación de concentrados y calcopirita se llevo a cabo en un reactor tipo tanque agitado con una densidad de pulpa del orden del 33% con una concentración de ácido sulfúrico 0.5M. La velocidad de agitación de la solución se determino empíricamente sobre la base de garantizar que sea mayor que la velocidad mínima de fluidización de la partícula más grande del concentrado o calcopirita. De acuerdo a Figura 1, la solución de lixiviación se re-circuló de manera continua y se hizo una separación solido-liquido mediante decantación en serie. El potencial de la solución fue generado mediante la sobresaturación de la solución con oxígeno a un 200% a 300%; para este propósito se trabajará con presiones de los gases en un rango de 2 a 3 atm. La temperatura de operación se mantuvo en equilibrio térmico con la temperatura de laboratorio la cual fue continuamente registrada, de modo de poder compensar el valor de la medición del potencial Eh de la solución, el cual fue medido con electrodo y lectura digital. El tiempo contemplado de lixiviación fue de 8 horas para lo cual se siguió una secuencia muestreo de O min, 5 min, 10 min, 30 min, 1 hr,2 hr, 4hr, y 8 hrs. La muestra sólida final se secó en estufa a temperatura constante. OBSERVACION: En los términos de de 40°C hasta que el peso se mantuviera de referencia original del proyecto se contemplaba realizar pruebas de una duración de 72 hrs; sin embargo, durante el desarrollo de estas, se constataron dificultades operacionales, así como también, como se observará más adelante en el informe, los resultados de la lixiviación de calcopirita, en forma cualitativa, no mostraron los niveles de 9 concentración esperados para la condición experimental diseñada. En consecuencia, se tomo la decisión durante el desarrollo del primer experimento de reducir los tiempos de operación a 8 hrs. Con relación a las dificultades operacionales detectadas es importante mencionar las siguientes: • Sobrecalentamiento del compresor utilizado. La temperatura externa del compresor superó los 100°C, hecho que obligo a poner mucha vigilancia experimental, de modo de ir enfriando de manera permanente el equipo con una película de agua embebida en material poroso. • Falta de un campana de captación de gases. La falta de un sistema apropiado de remoción de gases, hizo que la atmósfera en el interior del laboratorio se enriqueciera en ozono, causando dificultades para trabajar. Frente a esta condición de riesgo para el personal que desarrolló las experiencias y sus potenciales implicancias, se decidió no sobreexponer al personal a una atmósfera alta de concentración de ozono. No obstante lo anterior, los riesgos de inhalación de ozono se redujeron mediante el uso de mascarillas con filtro para captación de gases. • Desgaste de materiales. Al tener el ozono un alto poder oxidante, se produjeron daños en las conexiones utilizadas para unir los duetos que trasportaron el ozono. Aunque no se trató de indagar la fenomenología que explicase estos daños, estos se tradujeron en expansión y ruptura de mangueras, en particular en uniones y abrazaderas, descompresión violenta de ozono por falla de materiales. Esto puso en riesgo el uso adecuado de la tecnología de disolución de gases y por consecuencia su desempeño no alcanzó a ser el más eficiente y efectivo. Como aspecto positivo, se debe mencionar el hecho que dado que se trabajó con partículas de calcopirita bajo 400# no se requirió de los estanques de decantación, los cuales estaban considerados a usar en la configuración experimental original. Esto permitió simplificar la operatoria durante el desarrollo de las pruebas. Con relación al comportamiento • 5.5 de la lixiviación, se pudo constatar lo siguiente: Durante el muestreo, se fue haciendo un análisis comparativo de los colores de las muestras. Colocando las muestras de acuerdo al orden de remoción desde el reactor, se fue analizando cualitativamente el cambio de color de estas. Poniéndolo en positivo, se esperaba que existiese una correlación entre el tiempo de lixiviación y el cambio en la intensidad de color lo que es una demostración para este caso particular de un aumento en la concentración de cobre y fierro en solución. Contrario a lo esperado, se observó una escasa evolución entre el color de la muestra original y el color de las muestras subsiguientes. Esto auguró que el proceso de lixiviación de calcopirita con ozono, férrico y solución ácida, no estaba dando buenos rendimientos; esto se discute en mayor detalle en capítulo 8 del presente informe. DETALLE EXPERIENCIA N°2 La principal variante de esta experiencia fue el uso de un agente oxidante adicional al oxígeno. Para tal efecto, se utilizó sulfato férrico grado técnico a una concentración de 15 gpl. El esquema operacional y metodológico es idéntico al descrito en EXPERI ENCIA 1. 10 5.6 DETALLE EXPERIENCIAW3 En este caso, se llevo a cabo la lixiviación de concentrado de cobre y calcopirita utilizando ozono sobresaturado en una configuración experimental como se muestra en Figura 2. Para efecto de ozonificar la solución se alimento a la máquina de saturación con un flujo de aproximadamente 20 Its/min. El ozono fue alimentado a presión al equipo de oxigenación de soluciones mediante el uso de un compresor. El esquema metodológico es idéntico al descrito en EXPERIENCIA 1. 5.7 ANÁLISIS QUíMICOSY MINERALÓGICOS Las soluciones resultantes de las experiencias serán enviadas a análisis de Cobre realizado mediante Absorción Atómica. Respecto a la muestra sólida de concentrado Mineralógico. 6 de calcopirita, será analizada mediante un análisis ASPECTOS TEÓRICOS Y EMPíRICOS Dentro de los aspectos teóricos y empíricos que motivaron y reforzaron realizar las pruebas propuestas, se encuentran los siguientes: 6.1 LIXIVIACiÓN DE CALCOPIRITA Los aspectos generales de la lixiviación de calcopirita fueron discutidos en el documento de propuesta para la tercera fase de este proyecto, que se adjunta en el Anexo 3. Sin embargo, es conveniente señalar que haciendo una nueva revisión del estado del arte de la problemática, no se han reportado publicaciones con nuevos medios de lixiviación. Existe una predominancia de los medios sulfato, cloruro, y biológicos. Existen pocos trabajos científicos en los cuales se usen medios físicos para mejorar la disolución de la calcopirita; entre estos, cabe mencionar, el uso de microondas, ultrasonido y métodos mecánicos. Por otra parte, en la revisión de las últimas patentes que aparecen en los bancos de datos actualizados del US Patent y en la WOPI, no aparece ningún proceso de lixiviación de calcopirita y minerales sulfurados de cobre que utilicen como agente oxidante ozono. En la Figura 3 se muestra el diagrama de estabilidad de la calcopirita y otros sulfuros y óxidos de cobre. Se observa que la especie calcopirita es estable en un ambiente reductor y en todo el rango de pH. Esto significa que en términos termodinámicos, y dejando de lado una discusión más mecanicista de su comportamiento, la calcopirita requiere para su disolución un ambiente oxidante. Esto es una condición necesaria pero no suficiente, debido a la compleja naturaleza de los fenómenos físico químicos involucrados en la disolución de especies semiconductoras como la calcopirita. La idea de mostrar este diagrama es que en términos termodinámicos, se debe trabajar en condiciones de potencial de solución por sobre los 800 mV vs SHE (Standard Hydrogen 2 2 3 Electrode) y pH bajo 2 de modo de garantizar la presencia de Cu +, Fe + y Fe + en solución. 11 o') 4SO.: 07 .••. so. ).·,.0 CJO F(I?';CV" O=. 0, ~ .•. I U3 s Q 01 (11 ·0.3 .or; r:" ·0.1 , 1t;.S: H" ·03 O 2 ·1 6 8 10 pH Figura 3: Diagrama de Pourbaix para el sistema CuFeS2- H20 6.2 COMPORTAMIENTO DEL OZONO EN SOLUCiÓN Un análisis del comportamiento del ozono y del oxígeno en términos de su solubilidad, estabilidad, mecanismos de descomposición en fase liquida en distintos medios, se realiza en este capítulo. Para generar la condición oxidante, y focalizándose en especies de cobre, el grupo de trabajo se propuso utilizar como agente de oxidación el ozono, cuya aplicación a la lixiviación de calcopirita ha sido sólo reportada por D. J. Havlik, 1990. El ozono se caracteriza por poseer un alto poder de oxidación en comparación con otros agentes oxidantes usados en la lixiviación de calcopirita. En la Tabla 1 se muestran los valores relativos del potencial de oxidación del ozono a pH;;;;;O. 12 TABLE 1. Rtilative Power af OxidiLing Spe::ies Ox.duuon lIuor.uc !I\Jr".\\1 .\IOlm:, powcr. \ .l.O(, rud.cal ".\\~c·n O/,HI\: 2.1).:' 2.l-1l 1 "7l- 2.~2 2.1)C 1.:'2 ! ..~I) llydrogcn p.:r".\:<I,· ('h l. >1:11':- 1.20 O.\~~~n TABLE 2. Theortllical Stoicl1ior)'etry An ounts of Oxdants fOI lrun Oxulunt 11. n.\y~(ll HydH)~l'll pl·r~,.\!d~ i~ 1) .lli O/'>11L· 11.~.l Chlormc ílIO( 1 1','ta~s:L1m pcrmuue.uuuc (hlormc J1Ol.\lJL" Il h~ Tabla 1: Comparación Illq 11 .::~ Relativa al HOCI de los Potenciales de Oxidación Agentes Oxidantes Se observa que el ozono ocupa el tercer lugar entre los agentes oxidantes del fierro. Estos atributos del ozono, lo hacen atractivo para ser utilizado en la lixiviación de minerales y concentrados de minerales sulfurados de cobre ricos en calcopirita. No obstante la desventaja relativa del ozono como agente oxidante, este se descompone con ''facilidad'' en medios acuosos, y, por lo tanto, es necesario hacer un análisis de su estabilidad bajo diferentes condiciones de pH y temperatura. e En la Figura 4 se observa que la descomposición del ozono a 15° ocurre de manera más rápida a valores de pH neutro (pH: 6.4; 6.9, Y 7.8). A pH 7.8 la descomposición del ozono ocurre en aproximadamente 0.3 horas o 18 minutos. Sin embargo, a valores de pH bajo 5.7 la estabilidad del ozono es buena manteniéndose en el rango de 6 a 7.5 ppm por un período de tiempo de 1 h. 13 ·.......... ..-..... : 1~ 'C: Z • -i 1 : 1 • .•.•J O o 4 1000 Figura 4: Efecto del pH de la Solución por sobre la Descomposición 15° C O del Ozono en Agua Destilada, a Por otra parte, si se realiza la misma experiencia a una temperatura de 20°C, la Figura 5 indica que el ozono se hace más estable a pH ácido correspondiendo a valores entre 11 y 10 ppm en solución en un rango de tiempo de 1 hora. : cs ~-------'----:::.""'" pt o 1, o 4000 Figura 5: Efecto del pH de la Solución por sobre la Descomposición del Ozono en Agua Destilada, a 20° C. Lo anterior indica que la estabilidad del ozono en solución es muy sensible tanto a la temperatura del medio acuoso así como también se hace muy sensible a pH ácido. Sin embargo, si la temperatura de la fase líquida se aumenta en 15°C para alcanzar los 30°C la concentración de ozono en solución disminuye de manera significativa, no obstante que a pH ácido la descomposición del ozono permanece constante. Ver Figura 6. 14 .. ........ ' : •••••••• Figura 6: Efecto del pH de la Solución por sobre la Descomposición 30° e cs JI' del Ozono en Agua Destilada, a En la Figura 7 se muestra se muestra la estabilidad del ozono a distintos pH. En este caso, se considera una comparación entre los datos reales medidos y aquellos teóricos obtenidos a través de las relaciones de transferencia de masa, y que, consideran distintos valores el coeficiente local de transferencia de masa kg. Como es de esperar, a mayores valores de kg la concentración de ozono en la solución es mayor; esto implica que al interior de una burbuja, debe existir una buena circulación de ozono de modo que la resistencia a la transferencia de masa sea mínima. Esto se logra creando burbujas de menor tamaño con patrones de flujo turbulento en su interior. La Figura 8 muestra el comportamiento de la descomposición del ozono para distintos valores de pH y distintos valores de la concentración de ozono en equilibrio con la fase gas. Se observa que a pH bajos y a menores concentraciones de ozono en el equilibrio, el ozono en fase liquida se hace más estable siendo el caso más notorio la curva mas inferior que se muestra para pH 2.7. En estricto rigor, es plausible esperar que ha p+ís menores el ozono es estable en solución al menos por 30 minutos. 15 ............. .............. L~~.~.? ..¡ , ----- 12 \ 6 I • 1 • 21 / ', A.:. 2.0 • 10 ~ , ! J2ft-- 3000 _ 3 O'-------=-.LJL~~--~ 2000 . J5 Ir. ~ 2.01( 10" ••••.• 1000 L~.~.~:~.j 4000 O~-------=~="""'----O 1000 time (lec.) 2000 time (He,) 4000 3000 JOOO 2000 1000 4000 10 • t~ i ~ 6 ~ 3· u 25 '2 9 3.5 - § f 5 ~ .• ¡ 13 ! .¡ 115 . o 2 ¡ .; I 1 O L 2000 1500 1000 .. __ . 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' ... _. ~. ..c. ._._ L- o 4000 pH 6.9 ~ -------.,..- 4 1 '¡jl o2 ~ 2000 lime (,ec.) -~ 1000 _ 2000 time (sec.) 3000 4000 pH 7.8 ~ 8 u :\ i2¡~ ~ o FIGURE 5. 500 1000 time (•••e.) 2000 1600 O ,-1 o time (UC.) P,olile uf czoue ~ClXl\~O'i1I<)1 under Ihe \'vide range uf ~H f\-'ufliple Ji•.•e, ,epreseld curresl'ondilg Figura 8: Perfil de Descomposición del Ozono en Función ---" 500 time 1000 e,.col expe'Ifl'enlal 1500 results. del Tiempo y del pH en Soluciones Acuosas En la búsqueda de una explicación de los mecanismos de descomposición del ozono, se pueden encontrar una cantidad significativa de teorías las cuales difieren fundamentalmente de las rutas y valores de las constantes asociadas a cada paso cinético, no así, en el tipo de especies que se forman, tales como los radicales libres u otros iones. En la Figura 9 se muestra un esquema propuesto en la literatura y que describe la complejidad asociada en el mecanismo propuesto y el 16 número de constantes cinéticas tiempos de descomposición. requeridas en cada paso para la cuantificación teórica de los Figura 9: Esquema Teórico de los Mecanismos de Descomposición del Ozono Por otra parte, en la Tabla 2 se muestran algunos valores de las constantes cinéticas y de equilibrio presentes en este sistema. Resulta notable constatar los altos valores de las constantes y la fuerte dependencia del pH como se pudo constatar de la Figura 4 a la Figura 9. La generación de radicales libres es altamente relevante para la alta reactividad que presenta el ozono en fase líquida, siendo este factor muy importante a explotar en la lixiviación de la calcopirita. I~I: •.• • ,,"'11'1.111: K"':;h:::.\1\ r, 11;\1;11;)'tI t{,:.I ••::,1;1 fI ., -. .1 .1, .l. 111'. 11". ti o () 11". 1111. 11 1111. " • -1 ., , -h • .1 :' ,h .. o (l. 11 ti 110 1I 11 1111. 110 110 - : H I () " 1''' , : ,- ". o. 111': 11.11. (1 o 011 o, 110. 11..( ': ~o. 11O. 11" 1, (). 011 11.0 11 110: 1111 11 (1 11 11 .( I 1111 1I (J 11 11. HIJ Ho o, 11, II.~ I 11:' 1, II() II,() 11') . 11c.1I () 1111 110 11 o 110 1111 1111 11(1, II! 1. ' 1''', .(1 ·0 .. uru; ••.,111,1.111' II! ': 11 11 1111 o (1 (l. t, 011 :n '/0 'o 1" M .1 , Iht,,:PIl ,1 .11 ." ;w M ,11 " .u :u ,11,1 :oJ : 11 11 [11 ~, u> .. ., :11 :11 ;u J -, 11');0.' I I ~:,J..:h..<:11 :'\:..·.:h .•.-::u ~·t ~:'I.:h':;:1l ..:! ..:! P¡.;.. .•..• , :'J:-''':. I ;";"': f .'J"'~ I :q:•.-ll .rl .,1 .1: M ~!.h·Ih..·.:1I ,:1 ,1] ".I~·k-::II .11111It Ihl\:lIlI .: M ~I M M M BII\:"il " I :'I\J I t ~1.1~·k·,:11~~ .01 / :11" : ..-: .1- .1: M ;11 :/1 - M ~I M M .:1 .01 Bu!r: ... :r .:; .1; lIul,,, ,,': .01 Bui.:,"r e: .01 Bu!,:.:r .I[ HU!I:':I ;o. ~ :u' , Bu, ~"Il M M ;11 '11 .1 H ••:::n..: I :9~~1 ,Ind I~.,:¡::\.·I .'J'.~I :'\:.h"¡'.:!:11 ~o ;,'" K\'·I,:I.:.h.~· ~:.h:h\"·;:1I ,llhl I LtI\"¡1 1,'r.--"", ,;'r.-"¡t .,1 .•.1•.• I IJ:-"¡, •• :!!n.: .1. Ill,:o-,\'I .1 I ¡"~., I , ~I.I-.·J¡~<;II .111.1 tljO:~n; ( ( ( h...-:L,,\\ ,~.Ie: 11...-:5.,,\\ J¡~<lo, .\\ ~10..1 .:: ~"_I 01, ,1: ;1; I . 'J\'~ I I . ~Ilo" _ I ;¡J'i~I I.¡N~I 1 ,'N":, Tabla 2: Constantes Cinéticas de Reacción para las Distintas Rutas de Descomposición del Ozono 17 6.3 EQUILIBRIO DE INTERFASES GAS- LíQUIDO y TRANSFERENCIA DE MASA De acuerdo a la Ley de Gibbs, el potencial químico 11 de un componente i en una interface, están en equilibrio termodinámico y se puede representar en términos analíticos como: = /lik /lij Donde los subíndices j y k representan la fase j y k respectivamente. En el caso del equilibrio entre las fases gas y líquido a una temperatura P y T, la Ley de Gibbs para cada componente i del sistema se expresa como: ¡:G } i(T,P,y) _ - ¡:L } i(T;P,x) Donde f representa la fugacidad del componente i y que se puede expresar en términos medibles mediante las expresiones: Donde: y¡:Fracciónmolardelcomponentei en la fasegas. XI: Fracciónmolardelcomponentei en la faselíquida. <I>¡: Coeficientede fugacidaddelcomponentei enfasegas. r¡: Coeficientede actividaddelcomponentei enfaselíquida. P: Presióntotalen la fasegas, He¡:Constantede Henry. Igualando ambas ecuaciones, expresar como: se tiene que el equilibrio termodinámico en la interface se puede A bajas presiones y sistemas diluidos, el coeficiente de fugacidad de cada componente se puede considerar unitario, de modo que la ecuación anterior toma la forma: o bien: Pi = YiXiHei 18 El producto V¡He¡se denomina como la constante aparente de Henry. anterior se expresa como: p¡ = De este modo la ecuación x¡Hape¡ La expresión anterior se conoce en la literatura como Ley de Henry, y, describe la relación de equilibrio termodinámico del componente i en la interface. Para el caso del ozono, es posible escribir: En Figura 10 se muestra una grafica de la solubilidad del ozono en función de la temperatura. solubilidad está expresada mediante la constante adimensional de Henry. La o . ~ • O 10 !• • lO O Figura 10: Solubilidad del Ozono en "Agua Pura" en Función de la Temperatura La línea recta que aparece en la Figura 10 corresponde a una expresión del tipo: = a. exp (bt) H donde: 2 = a = 1.599 ± 0.0164; b = 0.0473 ± 0.0004 (R 0.99988) con la temperatura expresada en grados Celsius. con una desviación estándar de 0.0405, También H se puede expresar como: 19 = logH A B +r donde: 2 A = 6.5987 ± 0.0591; B = -1752 ± 17.1 (R =0.99971) Y T se expresa en grados Kelvin. En Figura 11 se tiene el valor de la Constante de Henry para el sistema Ozono - H2S04 obtenida por tres autores. Se observa que la constante obtenida por Tarunina y col., 1983 tiene un rango de desviación de +20% y -30%, siendo el único valor más preciso el de Rothmund, 1912. 20 ;7 ::;. RuIJ"n"n~( '. 8'inn •• & p""ott.« :''J37t N.el 'PI"~,,:'~"I. •o HCM). lup,akl "t.!. (19ID),H,$O. • 15 1?12,.I1JSO. 1 "''Uf.' p •.rie<t , .. ".$0• •• 1 [1 // , / .~'''lHlt " . .. o :J: ·20', . .~ 10 s ~. i'.t: ..;/ ..•.. .JO': .» Df: ··-"t. ;7/ o o 10 5 H()l Figura 11: Constante 15 20 D .'C. de Henry para el Sistema Ozono - H2S0. Balance global en fase liquida: En un punto cualquiera de la fase liquida, la ecuación de continuidad para un componente como el O 31, O 217 Fe2+ , Fe3+ , C u,2+ H+ se expresa como: Como se trabajo a nivel de reactor del tipo agitado, se asume que el fluido que rodea a las partículas se encuentra perfectamente agotado. Estas condiciones se justifican por la razón SIL de 1/3 utilizada en los experimentos de modo. También el hecho de que las longitudes espaciales sean pequeñas hacen que las variaciones de concentraciones en el sistema sean también bastante pequeñas. Considerando que el sistema está perfectamente agotado, la ecuación de continuidad integrar sobre el volumen de solución obteniéndose: se puede 20 En donde el factor N/s n. es el flujo promedio en las superficie de las partículas de calcopirita y concentrado y apes el área externa del mineral por unidad de volumen de solución. Utilizando la teoría de película, se tiene la siguiente expresión para el flujo de cada especie: Sustituyendo en la ecuación para Cb, se tiene: Esta ecuación permite evaluar la concentración de cada especie i en solución. 7 CARACTERIZACiÓN MINERALÓGICA MUESTRA CALCOPIRITA Para realizar los análisis mieralógicos, fue necesario muestra, que fue tomada utilizando un cuarteador. preparar una briqueta con un gramo de Para determinar la composición mineralógica, se empleó el método estadístico de conteo de puntos utilizando una placa de integración, con una red métrica de 400 puntos (intersecciones), adosada a un ocular de 12,5x del microscopio óptico y objetivo de 16x. Los resultados obtenidos fueron los siguientes: Mrasíra Mnerales % Peso Calcopirfa Bornta 89.80 8.72 Pirita M3gnetila 0.64 0.22 Hematita 0.22 Limonda 0.16 Ganga 0.23 Total 100.00 Tabla 3: Distribución de Minerales de la Muestra de Concentrado de Cobre Mayor detalle del análisis mineralógico se encuentra en el informe mineralógico realizado por MAM Limitada en Anexo N° 4. 21 8 RESULTADOS EXPERIMENTALES ETAPA N°3 Durante la planificación de las pruebas experimentales, se tomo la decisión en forma arbitraria pero consistente, de alterar el orden de las pruebas comprometidas en los términos de referencia del documento aprobado por CORFO para el desarrollo de la Etapa III del Proyecto. lo anterior, se fundamenta en la siguiente lógica de racionalización de recursos humanos y materiales: 1. Interesa utilizar la tecnología GlSA en la lixiviación de concentrados de cobre ricos en calcopirita utilizando ozono. Esto se justifica dada la pobre investigación reportada en la literatura yen ahondar en la búsqueda de alternativas tecnológicas para el procesamiento de concentrados. 2. Interesa aprovechar las ventajas de la tecnología GlSA para lograr mayores concentraciones de ozono en solución, dado el requerimiento estequiométrico teórico de ozono por parte de la calcopirita. 3. En la actualidad, no existe patente internacional de lixiviación de calcopirita. Esto esta avalado por una extensa revisión en las bases de datos: US Patent, WIPO, EU, y Cl entre otras. 4. la decisión no lesiona los alcances del proyecto en toda su esencia. En consecuencia, 8.1 EXPERIENCIA los resultados experimentales siguen el orden en adelante expuesto. N°1 En la Tabla 4 se muestran los resultados obtenidos para la experiencia de lixiviación de calcopirita en solución ácida 0.5 M H2S04, 15 gpl de Férrico y Ozono. Tiempo Cobre Ión Ferroso Ión Férrico min gpl Gpl gpl O 0,03 14,97 5 O 1,42 15,68 2,2 10 1,47 16,25 2,1 30 1,48 16,53 2,92 60 1,5 16,57 2,02 120 1,54 16,62 2,19 240 1,66 16,8 2,17 480 1,67 17,02 2,19 Tabla 4: Variación de la Concentración de Cobre, Ión Ferroso e Ión Férrico en Experimento Lixiviación de Calcopirita con una Solución 0.5 M H2S0., 15 gpl de Férrico y Ozono de En el caso del ión férrico, se observa que el ión férrico es rápidamente consumido de acuerdo a las reacciones: CuFeSz + 4Fe3+ -+ Cu2+ + SFe2+ + 2S 22 y que la reacción de regeneración de ferroso a férrico de acuerdo a la siguiente estequiometria: No prevalece en el sistema reaccional ya que la concentración de férrico se mantuvo baja durante todo el experimento. Por otra parte, el ozono reacciona con la calcopirita estequiometrias: 3CuFeSz + 803 ~ y la bornita de acuerdo a las siguientes 3CUS04 + 3FeS04 Por otra parte, la concentración de ferroso aumenta debido a la contribución adicional de la lixiviación de calcopirita ya sea por férrico y ozono y en mucha menor proporción por la contribución de la lixiviación de bornita (en el caso de la muestra utilizada, la razón másica de Calcopirita/Sornita es de 5.6). Además, de acuerdo al análisis mineralógico, se detecto que existe una fracción más importante de calcopirita libre, pero también, existe calcopirita envolviendo a bornita, y, bornita envolviendo a calcopirita. Estas dos últimas evidencias físicas afectan en mayor magnitud a la lixiviación de la bornita debido a su menor razón másica y en consecuencia la fracción más importante del fierro y cobre liberado proviene de la lixiviación de la calcopirita. En Figura 12 se observa que en 5 minutos se recupera un 3,88% del cobre lo que se asocia fundamentalmente al ataque por sobre la superficie externa de las partículas. Posteriormente, el proceso de recuperación de cobre fue muy lento con una cinética lineal durante un período de 4 hrs. Posteriormente, después de 4 horas, el proceso se frenó por algún mecanismo pasivación cuya explicación está fuera de los alcances de este informe, pero es plausible que se haya alcanzado un potencial de solución pasivante en la superficie de la calcopirita. La recuperación global de cobre alcanzó un 4,56 % Considerando que se estaba trabajando con un oxidante poderoso como es el ozono y en condiciones de sobresaturación mediante el uso de la tecnología GLSA, aún así no fue posible lograr que la velocidad de recuperación en el tiempo pudiese evitar la pasivación de la calcopirita. 23 5,0') '#. .,-~ ., .Jl 4,5,) 4,0') u u 3,5') ~,O·) e 2.,.50 " 'o 'v 2,00 IV ~ al Q. 1,50 1,0·) a: 0,5') 0,0') ., :::J u ° 100 200 300 400 500 600 TIempo, minutos Figura 12: Recuperación de Cobre en Función del Tiempo en Lixiviación de Calcopirita en Solución Ácida 0.5 M H2S04, 15 gpl Férrico y Ozono Como consecuencia de los resultados anteriores y considerando las dificultades encontradas así como también las bajas recuperaciones obtenidas, era predecible que realizar pruebas de lixiviación de calcopirita y concentrado con oxígeno y con concentrado no deberían obtenerse resultados mejores a los aquí reportados. 8.2 EXPERIENCIA W2 Siguiendo el mismo procedimiento metodológico de la Experiencia 1, se realizó una prueba de lixiviación de calcopirita usando como agente oxidante oxígeno. Los resultados se observan en la Figura 13 y se produce un patrón de lixiviación muy similar al caso de la lixiviación utilizando ozono aunque el nivel de recuperación global de cobre alcanzó un 2,72%, es decir, un 40,52 % más bajo que la recuperación utilizando ozono. Las reacciones químicas que prevalecen en este caso son: 24 ., ?,OO ?F. l..,50 •.. ..c 2..00 o u 41 "'O t;; :2 v ., #+ • • • + 1.50 IV "- LOO el. ~ U •• tX (),50 0,00 • O 10(1 lOO 400 ~OO 50(1 600 Tiempo, minutos Figura 13: Recuperación 8.3 de Cobre en Función del Tiempo en Lixiviación Ácida O.5U H2S04, 15 gpl Férrico y Oxígeno de Calcopirita en Solución EXPERIENCIA W3 Siguiendo el mismo procedimiento metodológico de la Experiencia 2, se realizó una prueba de lixiviación de concentrado usando como agente oxidante ozono. Los resultados se observan en la Figura 14 y nuevamente se produce un patrón de lixiviación muy similar al caso de la lixiviación utilizando ozono y oxígeno en la lixiviación aunque el nivel de recuperación global de cobre alcanzó un 0,81%, es decir, un 82,40 % más bajo que la recuperación utilizando ozono. Las reacciones químicas que prevalecen en este caso son: CuFeS2 + 4Fe3+ 3CuFeS2 + 803 ~ Cu2+ ~ + SFe2+ + 3CuS04 2S + 3FeS04 25 Dado el numeroso conjunto de reacciones químicas que pueden ocurrir durante la lixiviación del concentrado, es difícil establecer una conceptualización fenomenológica de los mecanismos de reacción existentes. Las razones de la baja en la recuperación de cobre en este experimento se deben a que tanto el oxígeno, el ozono, el ión férrico y el ácido atacan de manera no selectiva todos los componentes del concentrado Teniente, que contiene solo aproximadamente un 30 % de cobre en forma de calcopirita, bornita, calcosina y covelina. 0.90 '$.. 0.80 ~ 0.70 ti •.. ..c 0.60 o v ti e " 'o 0.50 "'ü 0.40 ti O. ?,O ... ftI a.. :J v ti a:: •• • • • •• • O.lO 0.10 0.00 • O 100 200 3(J0 400 500 600 Tiempo, minutos Figura 14: Recuperación de Cobre en Función del Tiempo en Lixiviación de Concentrados Teniente en Solución Ácida 0.5 M H2S04, 15 gpl Férrico y Oxígeno. En la Figura 15 se han condensado los resultados obtenidos en experiencias recuperación de cobre en función del tiempo. de Cobre 1,2 Y 3 para la 26 s.oo ~ •.. .D (JJ- o v 111 ~ ~ 'o 4,~0 4.00 3.~0 3.00 i.500 'v 1 ..nO 'IV :>. 111 n. 1,~0 ~ v 1,nO o:: O,S.O • • • #* • • • • • .., o ..no O roo lOO 300 4-00 ~OO &00 Tiempo. minutes Figura 15: Recuperación de Cobre en Función del Tiempo; O:lixiviación de calcopirita con 03, lixiviación de calcopirita con 02, A: lixiviación de concentrado Teniente. Se observa que la lixiviación de calcopirita con ozono es mucho más efectiva en la etapa inicial de la lixiviación, que es la que define la cantidad máxima de cobre a recuperar. Resulta particularmente revelador que el concentrado muestre el mismo patrón de lixiviación de la calcopirita; en especial si el primero contiene especies como la calcosina y la covelina que tienen cinéticas de lixiviación mucho más rápidas que la calcopirita. Desafortunadamente, para este concentrado no se le hizo un barrido microscópico que permitiese observar la distribución espacial y el grado de atrapamiento y diseminación de cada especie en la matriz mineralógica. Se puede especular que la calcopirita este más expuesta a la solución que las otras especies de sulfuros. La Figura 15 revela que a pesar que el ozono permite una mayor concentración de cobre en un mismo intervalo de tiempo, este no es capaz de evitar la pasivación que experimenta esta durante su lixiviación. Este fenómeno ha sido ampliamente discutido en la literatura y persiste como uno de los desafíos más relevantes a superar en la lixiviación de la calcopirita. Considerando, que los resultados obtenidos para la lixiviación de concentrados Teniente en presencia de ozono no fueron auspiciosos, se descartó la realización de la prueba de lixiviación, utilizando oxígeno como agente oxidante. Adicionalmente se descartó la lixiviación con oxígeno como agente oxidante debido a que con las dos experiencias (1 y 2) realizadas, quedó demostrado que el ozono -férrico generó una mayor lixiviación que la alternativa oxígeno- férrico y a iguales condiciones de presión y por ende disolución de gases en la fase líquida. 8.4 EXPERIENCIAS ADICIONALES Considerando las circunstancias descritas anteriormente, se decidió desarrollar pruebas metalúrgicas de lixiviación de calcopirita así como también de concentrado de cobre Teniente. Para tal efecto, el levantamiento experimental inicial fue modificado para llevar a cabo pruebas similares a las ya realizadas, pero, ahora trabajando a presión atmosférica 27 8.4.1 Experiencia Adicional N°1: Lixiviación de Calcopirita en solución ácida, en presencia de ozono e ión férrico La primera prueba realizada consistió en llevar a cabo una lixiviación de calcopirita con una solución ácida 0.5 M de ácido sulfúrico y sulfato férrico en concentración de 15 gpl. El protocolo considero ciertas variaciones con relación al descrito en este documento como Experiencia 1, a saber, extensión de la experiencia a 1 hr y operación a presión atmosférica. Lo mismo se consideró en las otras experiencias programadas. Las Figura 16 y Figura 17 se muestra el balón de oxígeno y equipo ozonificador utilizado en las pruebas: Figura 16: Balón de Oxígeno Utilizado durante la Experiencia Figura 17: Ozonificador Utilizado durante la Experiencia 28 8.4.2 Resultados Experiencia Adicional N°1 En la Figura 18 se muestra el montaje experimental de la prueba realizada con calcopirita pura con un flujo de alimentación de ozono de 10 11m equivalente a 20 gr/hr, solución ácida 0.5M (pH=O,3), 15 gpl de ión férrico, 1 hr de operación. ./ OucmeMozono .~ Figura 18: Levantamiento Experimental de Lixiviación de Calcopirita y Concentrados de Calcopirita con Ozono y Oxígeno En la siguiente Figura 19, se muestra la pulpa formada durante la lixiviación de calcopirita; en la parte superior de la superficie libre del reactor se observa una capa de espuma formada por la flotación natural de partículas, las que son capturadas por las micro-burbujas de ozono generadas en el distribuidor de gas inmerso en la pulpa. Figura 19: Detalle de las Características de la pulpa Generada durante la Lixiviación de la Calcopirita Pura usando Ozono como Agente Oxidante 29 Figura 20: Solución final de lixiviación de Calcopirita después de 1 hora de Operación Transcurrida la prueba, la pulpa se procedió a filtrarla en una configuración como se muestra en la Figura 20. El color corresponde al natural que entrega una solución de ión ferroso y cobre en bajas concentraciones. En esta prueba no se midió cinética y solo se determinó la recuperación final de cobre. Los valores del potencial de solución obtenidos durante las distintas etapas de la lixiviación son los siguientes: • Potencial de solución antes de ingresar calcopirita: 1060 mV vs SHE • Potencial de solución después de agregar calcopirita: 760 mV vs SHE • Potencial de solución después de 1 hr de lixiviación: 665 mV vs SHE La variación neta del potencial de solución alcanzó un valor de 395 mV lo que revela que existe lixiviación de calcopirita. En este sentido, es importante señalar que la adición de calcopirita al reactor produjo una brusca disminución del potencial de 300 mV lo que se atribuye al contacto inicial de la calcopirita con ozono, oxígeno y el ión férrico presente en la solución inicial. 30 ~-- '<--. --~"': ;L.-.--1~~'-'-~ .~ ,,, -, , . Figura 21: Diagrama Termodinámico que muestra la variación del potencial de lixiviación de calcopirita para una 1hr de operación; A: 1060 mV vs SHE; O: 760 mV vs SHE; o: 665 mV vs SHE En la Figura 21 anterior es posible ver que para las condiciones termodinámicas de la solución inicial, el potencial medido de 1060 mV vs SHE, se encuentra por sobre los potenciales teóricos de estabilidad tanto de la calcopirita como de la bornita (ver diagrama de estabilidad adjunto). Además, se muestra la brusca caída del potencial de oxidación después de agregada la calcopirita y sus especies asociadas. El tercer punto de 665 mV vs Eh si bien es cierto es alto para lixiviar los minerales, no permite las transformación de ión ferroso a ión férrico (Eh= 770 mV vs SHE), y, por lo tanto, la lixiviación del mineral, después de transcurrida 1 hr de operación, se puede atribuir solo a la acción del ozono. La concentración de ión ferroso alcanzado en esta prueba fue del orden de 20 gpl. Durante 1 hora de lixiviación reacciones: el potencial CuFeS2 + 4Fe3+ 3CuFeS2 + 803 se redujo en 95 mV atribuibles ~ Cu2+ + ~ 3CUS04 SFe2+ + a las siguientes 2S + 3FeS04 31 La recuperación global de cobre alcanzada en 1 hr de operación fue de un 6.5%. Este valor, es superior al obtenido anteriormente en Experiencia 1, lo que corrobora las observaciones mencionadas con relación al comportamiento del ozono. 8.4.3 Experiencia Adicional N°2: Lixiviación de concentrado ácida, en presencia de ozono e ión férrico Teniente en solución En esta experiencia se utilizó una fracción de muestra de concentrado idéntica a la utilizada anteriormente y en la Figura 22 se muestra el reactor de lixiviación con la pulpa de concentrado. Se observa que ha diferencia del caso de lixiviación de calcopirita, el efecto de flotación no se produce en forma notoria, lo cual se debe a que este material posee una humedad en base seca de un 12% lo cual lo hace liofílico. Figura 22: Ensayo de Lixiviación de Concentrados de Cobre División el Teniente 32 8.4.4 Resultados Experiencia Adicional N°2 Figura 23: Detalle de las Características de la Pulpa generada durante la Lixiviación de Concentrado de Cobre División El Teniente usando Ozono como Agente Oxidante Figura 24: Solución Final de Lixiviación de Calcopirita después de 1 hora de Operación Para terminar la prueba de lixiviación, la pulpa se procedió a filtrarla en una configuración como se muestra en la Figura MM. En comparación con la solución obtenida utilizando calcopirita, se observa que la solución tiene una coloración más verde, producto de la mayor cantidad de ión 33 ferroso en solución atribuido principalmente a la lixiviación de pirita, la que posee una reactividad mayor que la bornita, y, la calcopirita. Además, el contenido de pirita en el concentrado es significativo, 30,5%, lo que hace que haga un aporte significativo de fierro en solución. En esta prueba no se midió cinética y solo se determinó la recuperación final de cobre, alcanzándose una recuperación del 3,84%. Los resultados de los potenciales de oxidación obtenidos son los siguientes • Potencial de solución antes de ingresar concentrado de calcopirita: 1041 mV vs SH E • Potencial de solución después de agregar concentrado de calcopirita: 893 mV vs SHE • Potencial de solución después de 1 hr de lixiviación: 862 mV vs SHE Figura 25: Diagrama Termodinámico que muestra la variación del potencial de lixiviación de concentrado Teniente para una 1hr de operación. ó: 1041 mV vs SHE; o: 893 mV vs SHE; o: 862 mV vs SHE La variación neta del potencial de solución alcanzó un valor de 179 mV vs SHE lo que revela que existe lixiviación de concentrado. En comparación con el caso anterior, es importante señalar que la adición de concentrado al reactor produjo una disminución del potencial de 148 mV equivalente a un 50,0% menor que en el caso de calcopirita pura. Durante la etapa de lixiviación el potencial de solución varió solo 31 mV vs SHE lo que indica que hubo poco consumo de agentes oxidantes por parte de las principales componentes del concentrado. Las reacciones más relevantes que se producen en esta etapa son: Culie S¿ + 4Fe3+ -+ Cu2+ + SFe2+ + 2S 34 En el caso de la Enargita no se poseen antecedentes de la estequiometria de la reacción con ozono y oxígeno. Además, se deben incluir las reacciones de descomposición del ozono, algunas de las cuales han sido descritas en Tabla 2. 8.4.5 Experiencia Adicional N°3: Lixiviación de concentrado ácida, en presencia de oxígeno e ión férrico Teniente en solución En esta experiencia se utilizó una muestra de concentrado idéntica a la utilizada proporcionado por la Gerencia de Plantas de la División El Teniente, Codelco Chile y cuya composición determinada a partir del análisis mineralógico se muestra en la Tabla 5: 35 :OI'I1:jOS : ió 1 Forllula I~:l Min~'alé~i:a :alc:>pir ta (1iI:-=S~ 2....(. ~O'Ielh {u~ " n -).,:. Sor'lit, (lIs= eS. _~.(I :alc:>s '13 (u~ 5.3 FeS~ :C.'S (ui·s51 ~r; PhS In:;oluh~ _.5 P¡'¡~a E"atlita Jalt"3 Jan33 Tabla 5: Composición 8.4.6 Mineralógica Concentrado ) . __5 Planta Concentradora El Teniente Resultados Experiencia Adicional N°3 La variación neta del potencial de solución alcanzó un valor de 90 mV equivalente menor que en el caso de calcopirita pura, Durante la etapa de lixiviación el potencial no varió lo que indica que no hubo consumo de agentes oxidantes o bien el ión férrico por oxidación es consumido rápidamente, A continuación se muestra el detalle de a un 70,0% de solución regenerado la variación absoluta del potencial: • Potencial de solución antes de ingresar Concentrado Teniente: 810 mV vs SHE • Potencial de solución después de agregar Concentrado Teniente: 720 mV vs SHE • Potencial de solución después de 1 hr de lixiviación de Concentrado Teniente: 720 mV vs SHE 36 -Ó: Figura 26: Diagrama termodinámico que muestra la Variación del Potencial de Lixiviación de Concentrado Teniente para una 1hora de Operación Utilizando una Solución Ácida, Ión Férrico y Oxígeno Disuelto Reacciones químicas involucradas en el sistema: CuFe52 Para esta prueba la recuperación valor de 1,14 %. + 4Fe3+ -t CU2+ + SFe2+ + 25 global de cobre a partir del concentrado Teniente alcanzó un 37 8.4.7 Análisis de la Experiencia Figura 27: Resultados de Recuperación de Cobre en Lixiviación Ácida de Calcopirita y Concentrados Teniente. Tiempo de Lixiviación de 1 hora. En la Figura 27 se observa en forma comparativa las recuperaciones obtenidas en las experiencias adicionales descritas anteriores. Resulta evidente que para las condiciones experimentales utilizadas en estas pruebas, es decir, temperatura ambiente y presión atmosférica, la aplicación de ozono permite lixiviar calcopirita en forma competitiva con otros oxidantes para una misma extensión en el tiempo. No obstante lo anterior, esto requiere de una mayor esfuerzo investigativo para llegar a establecer lo expresado anteriormente en forma más concluyente. No está en los alcances de este informe, entrar a discutir de manera profunda las razones fenomenológicas asociadas a estas ventajas operativas, ni tampoco analizar su factibilidad económica, y en este sentido a continuación, solo se hará una breve discusión de lo obtenido en este estudio y la escasa literatura existente en este tema. Antonijevic et al, 2004 (Hydrometallurgy, Vol. 71, pp: 329-334) lixivió calcopirita con Peróxido de Hidrógeno (2M) y Acido Sulfúrico (2M), con tamaño de partículas por sobre los 40 11mobtuvo en similares condiciones una recuperación del 6% a 250C. Si en términos comparativos se considera la concentración de los reactivos ocupados, se puede decir que la eficiencia operativa del proceso GLSA es mayor. Por otra parte, Havlik T., (Department of Non Ferrous Metals and Waste Treatment, Faculty of Metallurgy, Technical University in Kosice, Slovakia) estudió la lixiviación de calcopirita con ozono en medio ácido. En este estudio, se evaluó el efecto de distintas variables de operación tales como temperatura, densidad de la pulpa, concentración de ácido, efecto de la 38 solubilidad del oxígeno y el ozono en agua, tiempo de lixiviación y cantidad de ozono agregado a la solución lixiviante. Trabajando con partículas sobre los 60 micrones, concluyó que el tiempo de contacto entre una burbuja de ozono y la solución lixiviante era clave para mantener una mejor recuperación de cobre. Comparando el porcentaje de recuperación de cobre con los obtenidos por otros autores, que utilizaron diferentes agentes oxidantes, tales como FeCI3, Fe2(S04)3, H202, entre otros, Havlik concluye que el ozono es más efectivo y en algunos casos triplica la recuperación de cobre. En perspectiva, y, considerando los resultados obtenidos en esta experiencia, una configuración adecuada de reactor de lixiviación para un concentrado con un alto contenido de calcopirita, sería una columna empacada con burbujeo de ozono, con una tecnología de "coating" de las partículas de concentrado por sobre un soporte inerte de tipo polimérico. También es importante mejorar la tasa de alimentación de ozono al reactor; en la actualidad, existen equipos de ozonificación más económicos y más eficientes que los utilizados en este estudio y en los anteriormente reportados y que permiten solubilizar una mayor masa de ozono, y por ende, lograr el requerimiento estequiométrico que exige la calcopirita. 9 CONCLUSIONES TERCERA ETAPA PROYECTO De la tercera etapa del proyecto, se concluye lo siguiente: • La hipótesis de generar un alto potencial oxidante mediante la disolución de altas concentraciones de ozono en soluciones de lixiviación se derrumbó, no porque la tecnología de disolución de gases no diese resultados, si no por la alta inestabilidad del ozono en condiciones de presión y temperaturas mayores. De esta forma, se concluye que la lixiviación con la presencia de ozono es mucho más efectiva a presión atmosférica. En definitiva, la aplicación fue fallida. No existe literatura que analice el comportamiento del ozono en las condiciones de trabajo descritas, por lo que fue de completo desconocimiento al presentar esta tercera etapa. Tan desconocido es el tema que más aún los vendedores de equipos de ozono no tenían claridad respecto al tema. • Los potenciales redox medidos y que son generados por la presencia de ozono en solución, son lo suficientemente altos como para gatillar la lixiviación de la calcopirita. • El patrón de lixiviación observado es idéntico tanto para la lixiviación de calcopirita usando ozono como usando oxigeno con tecnología GLSA. También, el efecto prevalece en la lixiviación del concentrado Teniente usando ozono. • La presencia de ión ferroso en solución, demuestra que el ión férrico agregado inicialmente es rápidamente reducido por la calcopirita. La regeneración de férrico por parte del ozono no se observa claramente, ya que es posible que cualquier ión férrico regenerado por ozono sea rápidamente reducido en la superficie del mineral. • La presencia de ión ferroso juega un rol importante en balancear la composición de la solución de lixiviación ya que impide la precipitación de jarosita, impidiendo su nucleación sobre la superficie de la calcopirita, lo que puede contribuir a la pasivación de la superficie expuesta al ataque químico. 39 • En caso de utilizar ozono en la lixiviación de concentrados de cobre ricos en calcopirita y otras especies, se recomienda no utilizar la tecnología GLSA si no que el concepto de columnas de burbujeo con lechos empacados de material polimérico recubierto con concentrado. Sin embargo se recomiendan estudios posteriores para evaluar su factibilidad técnica y económica. • La utilización de ozono en comparación a otros agentes oxidantes como peróxido de hidrógeno, ión férrico, u otros, debe ser basada sobre el requerimiento estequiométrico. Esto es relevante, ya que lo que esta etapa del proyecto revela es que para calcopirita el consumo de ozono es alto y eventualmente no sea atractivo su uso desde el punto de vista económico. 10 ETAPAS PREVIAS PROYECTO CORFO La Primera Etapa del Proyecto tuvo como foco la aplicación de la tecnología GLSA a la oxigenación de soluciones de lixiviación para minerales sulfurados de cobre. En esta etapa fueron lixiviadas 3 columnas de mineral sulfurado de cobre de Compañía Minera Quebrada Blanca por un período de 120 días. Como primera etapa del proyecto, las actividades realizadas fueron las siguientes: 10.1.1 Recolección de Información En esta etapa se realizó un amplio estudio respecto a la literatura de lixiviación bacteriana y el efecto del oxígeno sobre ésta. Adicionalmente se recabó información sobre la operación de lixiviación bacteriana realizada por Quebrada Blanca, de manera de tener un conocimiento más sólido del proceso industrial. 10.1.2 Desarrollo de Ingeniería Conceptual En esta etapa se analizó conceptualmente la aplicación de estos equipos a las características operacionales y condiciones ambientales de Quebrada Blanca. 10.1.3 Desarrollo Ingeniería de Detalles del Prototipo En esta etapa se analizó la construcción de los prototipos estudiando el tipo de materiales idóneos según soluciones ácidas a utilizar, sistemas de presurización, sistemas de dosificación de oxígeno, sistemas de control, sistemas de seguridad y alarma, y se realizó la construcción de los planos en autocad. 10.1.4 Fabricación de Dos Prototipos de Oxigenación de Soluciones de Lixiviación En esta etapa fueron construidos 2 equipos de disolución de gases en soluciones a escala de laboratorio. Con el uso que se les dio a estos equipos, se concluyó que en virtud de los altos volúmenes de solución oxigenada, es posible utilizarlos en escalas mayores, tales como pilotajes sin mayores problemas. 40 10.1.5 Realización de Pruebas de Lixiviación con Soluciones En esta etapa se realizó la lixiviación del mineral del Quebrada siguientes variantes operacionales: Oxigenadas Blanca en 3 columnas con las • Columna 1: Columna con oxigenación a equilibrio ambiente de 6,5 ppm de Oxígeno. • Columna 2: Columna con oxigenación media. La concentración mediante el reactor de oxigenación a 11 ppm de Oxígeno. • Columna 3: Columna con oxigenación alta La concentración el reactor de oxigenación a 15 ppm de Oxígeno. 10.1.6 Resumen de Conclusiones de la Lixiviación de oxígeno se aumenta de oxígeno se aumenta mediante Bacteriana Los resultados obtenidos de laboratorio indicaron que la adición extra de oxígeno no generó mayor crecimiento de la población bacteriana ni mayor recuperación de cobre a partir del mineral. Lo anterior implica que el suministro de oxígeno no es el sustrato limitante en el crecimiento bacteriano y en la cinética global del proceso al menos en las condiciones ambientales en que se realizaron las pruebas experimentales. Adicionalmente a esto, se detectó un efecto cascada importante, en donde gracias al goteo y alta superficie de contacto, el oxígeno disuelto adicional, efervece y es liberado a la atmosfera en una distancia que se piensa no alcanza a cubrir los 2 metros de la columna. Pese a los resultados obtenidos en la aplicación, la tecnología logró su función de aumentar al doble las concentraciones de gases, oxígeno en este caso, a soluciones de lixiviación. El Informe ANEXO 1. 10.2 W1 entregado a CORFO y sus anexos correspondientes se encuentran en ETAPA W2 Dado que en parte la aplicación de la tecnología en lixiviación bacteriana no dio los resultados esperados, el proyecto fue replanteado con la debida autorización de CORFO y se enfocó a la lixiviación química, particularmente de escorias para la recuperación de cobre. Las actividades realizadas en esta segunda etapa fueron: 10.2.1 Montaje Experimental En esta etapa se montaron columnas. 10.2.2 Preparación y Materiales equipos e infraestructura necesaria para realizar la lixiviación en del Mineral (Escoria) La escoria, debido a las altas concentraciones de sílice que posee, fue sometida a un proceso de curado ácido que permitiera cementar la sílice e inhibir los geles que se pudieran formar. Adicional 41 a esto, la escoria debió ser chancada previamente a una granulometría adecuada para la lixiviación en columnas. 10.2.3 Carguío y Puesta en Marcha de la Etapa deLixiviación En esta etapa el mineral curado y cementado fue cargado a las columnas de lixiviación y comenzó el proceso de lixiviación en 2 columnas paralelas: • Columna 1: Columna con alta oxigenación, alrededor de 11 ppm de Oxígeno. • Columna 2: Columna con oxigenación a equilibrio ambiente, alrededor de 7 ppm de Oxígeno. 2 La lixiviación fue realizada a una tasa de 10 ItI hr m 10.2.4 . Resultados Los resultados obtenidos de la lixiviación de columnas de escorias, demostraron que la columna con oxigenación tuvo una recuperación de 5 puntos porcentuales adicionales a la columna sin oxigenar. 10.2.5 Análisis Conceptual del Proceso de Solubilización de Oxígeno en Solución En esta etapa se realizó un profundo estudio conceptual del cómo el oxígeno permite mejorar las cinéticas del proceso. 10.2.6 Adaptación de Reactores de Oxigenación Esta etapa fue un proceso continuo durante el período que duró la lixiviación de las escorias, principalmente debido a las altas concentraciones de ácido utilizadas (80 gpl), que generaron en varias ocasiones fallas de materiales que obligaron a reparar y modificar constantemente la máquina, rediseñando sobre todo elementos de seguridad para prevenir accidentes considerando la operación de 24 horas al día. Esta situación no sucedió en la etapa 1 donde las soluciones de lixiviación tenían 5 gpl de ácido. 10.2.7 Resumen de las Conclusiones de Lixiviación Fundición de Cobre. Química de Escorias de La tecnología técnicamente fue exitosa en la lixiviación química de escorias de cobre, en donde la columna con mayor oxigenación obtuvo mayores recuperaciones que la columna sin sobresaturación de oxígeno en 5 puntos porcentuales. De esto se concluye que la tecnología disponible puede ser aplicada a procesos de lixiviación química en donde la transferencia de oxígeno sea una etapa limitante del proceso global, como se verificó en este estudio. No obstante lo anterior, después de los resultados de laboratorio obtenidos, se realizó una evaluación económica del potencial del negocio considerando leyes de cobre alrededor del 1%, Y 42 dados los altos consumos de ácido, el VAN del proyecto entregaba un número negativo, por lo que a pesar que técnicamente la tecnoloqía dio resultados, la aplicación no es rentable económicamente para la aplicación considerada. El informe n02 entregado a CORFO y sus anexos correspondientes se encuentran en ANEXO N°2. 43 11 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES GENERALES DEL PROYECTO Del proyecto realizado en sus 3 etapas yen un período de 18 meses se concluye: La tecnología de disolución de gases patentada por Grupo Latino fue efectiva y eficiente en su función de disolver gases en cualquier solución, sin embargo existieron aspectos técnicos y económicos que generaron que las aplicaciones probadas no dieran a la fecha resultados comerciales positivos. La máquina de disolución de gases resultó ser altamente flexible a las condiciones operacionales que se requieran, y es posible rediseñarla! acondicionarla para diversos procesos, algunos más agresivos que otros. En el caso particular del ozono, que como gas no fue posible disolverlo en altas concentraciones en la solución, se debió a la alta inestabilidad de éste frente a aumentos de presión y temperatura (sobre todo presión), lo que le generó una rápida descomposición a oxígeno. En la etapa de estudio de la aplicación no se encontró literatura ni papers de científicos que analizaran este tema, por lo que fue de completo desconocimiento. Más aún, también fue un tema desconocido para los fabricantes de equipos de ozono. Grupo Latino está consciente de los resultados obtenidos en el presente proyecto y sequita buscando aplicaciones mineras a la tecnología enfocándose en procesos hidrometalúrgicos realizados en reactores inundados. Adicionalmente a esto se suman mercados como el del oro, zinc y otros metales. 44 12 ANEXOS 45 ANEXO 1 Informe Final Código del proyecto 205-4900 Oxigenación de soluciones de lixiviación minería del cobre. Empresa beneficiaria Grupo Latino S.A. Informe Técnico Estado De Avance N°1 15 Junio 2007 en INFORME TÉCNICO DE ESTADO DE AVANCE. 1 ANTECEDENTES GENERALES El proyecto comenzó a operar el 1 de noviembre del 2006 y al 15 de Junio se cumplen 7 meses y 15 días de desarrollo, con lo cual corresponde la entrega del avance n01 del proyecto en cuestión. Los objetivos definidos para esta primera etapa y el grado de avance de cada una de ellas es la siguiente: 2 DESCRIPCiÓN DE ACTIVIDADES DESARROLLADAS Con el fin de lograr los objetivos mencionados se plantea la siguiente metodología de trabajo: 2.1 Recolección de Información En esta etapa se recolecto información relativa a las condiciones existentes en la faena de lixiviación de Quebrada Blanca, que corresponde a la primera faena donde se están materializando las pruebas. De acuerdo a lo comprometido en los términos de referencia se realizaron exámenes de laboratorio para caracterizar los minerales y soluciones a utilizar en la prueba. En el Anexo Técnico N°1 se presenta el informe del Laboratorio Metalúrgico Geomet en relación a este tema, con los análisis mineralúrgicos del experto en la materia señor Franco Barbagelata. Adicionalmente se recopiló información de las condiciones operativas del proceso de lixiviación de Quebrada Blanca. Esto se realizo por medio de reuniones con ejecutivos operacionales de la empresa y por la recopilación de los artículos que han sido publicados en relación a esta faena. En el Anexo Técnico N°2 se reproduce una publicación del señor Esteban Domic donde se realiza una detallada descripción de las medidas tomadas por la minera para mejorar la oxigenación de sus pilas de lixiviación. Temas pendientes dentro de este capitulo: Caracterizar minerales y soluciones de próxima faena y estudiar las condiciones operacionales de esta. 2.2 Desarrollo de la ingeniería conceptual Las innovaciones para oxigenar soluciones plantean básicamente dos alternativas, un sistema discontinuo en base a reactores herméticos que se conectan con el medio a través de válvulas automatizadas. Y alternativamente existía una opción tecnológica mas sofisticada que plantea un proceso continuo donde se logra presurizar la solución por medio de fuerza centrifuga. El estudio de las condiciones operacionales existentes en la minería y en Quebrada Blanca en particular, tomando en cuenta las diferencias de altura entre las piscinas de PLS y altura de pilas, sugirió la conveniencia de utilizar los mismos duetos y cañerías existentes como reactores donde se inyectaría el aire el cual, debido a las presiones existentes, se disolvería en la solución de ácido. Esta solución plantea grandes beneficios al momento de escalarla a nivel industrial pues representa una menor inversión y una menor modificación a los layout de planta. En el Anexo Técnico N°3 se presenta un diseño general de esta layout. Esta configuración permite aprovechar la presión existente en las redes de distribución de refino y simplifica la configuración de válvulas requeridas en el modelo discontinuo. En el capitulo 3 se presenta el desarrollo de la ingeniería de detalle de un prototipo fabricado sobre cañerías que obedece parcialmente a esta concepción Temas pendientes dentro de este capitulo: Verificar el diseño de Layout general para faenas de lixiviación diferentes a Quebrada Blanca. 2.3 Desarrollo de la ingeniería de detalles del prototipo. En esta etapa se realizaron las especificaciones técnicas, asociados a las partes del equipamiento del prototipo para realizar las pruebas, a saber: 2.3.1 Diseño de reactores. De acuerdo al desarrollo de la ingeniería conceptual, los reactores se diseñaron en base a ductos o cañerías. Dado que se trata de soluciones con ácidos estas deben ser da materiales resistentes, ya sea acero inoxidable, PVC o polietileno de alta densidad. Las presiones de trabajo de los equipos varían entre 1 y 6 atmósferas, por lo cual se decidió trabajar bajo la norma PN10, es decir, cañerías que soportan hasta 10 atmósferas. En el Anexo Técnico N°4 se presenta el diseño de un prototipo de laboratorio construido en base a cañerías plásticas. Este modelo seria el referente para construir un prototipo de escala industrial de mayor capacidad. En el Anexo Técnico N°5 se presenta el diseño de un prototipo de laboratorio donde no se utilizaron cañerías como reactores. El prototipo de cañerías ha resultado muy incomodo en el ambiente de un laboratorio (por su extensión) por lo cual se considero apropiado tener un prototipo mas compacto y de dimensiones mas reducidas. 2.3.2 Diseño sistema presurización. El sistema de aire comprimido seleccionado para operar los prototipos es un compresor de pistos con motor eléctrico y un sistema automático de regulación de presiones. Para operaciones industriales esta configuración debe ser modificada a compresores de tornillo, los que presentan un mejor rendimiento. El consumo de energía en la compresión del aire es el item más relevante del proceso. La operación de los prototipos señaló que el diseño del sistema presurizado debe contemplar los siguientes elementos específicos. o Reguladores de presión adicionales instalados en serie. Consideraciones seguridad plantearon esta necesidad. de o Válvulas anti retorno. Las variaciones de presion del compresor y/o red generaron devoluciones de solución ácida desde los prototipos a reguladores de presión y compresores, generando daños en estos componentes. o Trampas de líquidos en red de aire comprimido. Eventuales filtraciones de las válvulas anti retorno generan solución acida en la red de aire comprimido. Se tuvieron que implementar trampas de líquidos para evitar que la solución entre en contacto con otros componentes. Todos estos componentes están considerados en los diseños presentados en el Anexo Técnico N°4 y N°5 2.3.3 Diseño sistema de dosificación de oxígeno. La dosificación de oxigeno se diseñó en base a dos variables de control, la presión de operación y la temporización de los ciclos de oxigenación y recambio. Este sistema ha funcionado adecuadamente y ha permitido generar un variado rango de niveles de oxigenación en las soluciones de lixiviación. Las pruebas realizadas a la fecha han planteado algunos desafíos en relación al manejo de las soluciones enriquecidas en oxigeno y el riego de la columna a nivel de laboratorio e industrial. En el mundo del laboratorio, y la utilización de bombas peristálticas para trasladar la solución enriquecida en oxigeno desde el prototipo hasta la cabeza de la columna genera una fuerte disminución del oxigeno, generando una perdida parcial de los beneficios del proyecto. Por ejemplo, uno de los prototipos genera una solución con 15 ppm de 02, cifra que se compara con 6 ppm de la solución no tratada. Cuando esta solución llega a la cabeza de la pila, su nivel de oxigeno es del orden de 11 ppm. Lo expuesto motivó un estudio para diseñar sistemas de riego que evitaran este problema. En este trabajo se diseño un sistema de riego presurizado, el que demostró ser efectivo al lograr niveles de oxigeno de 15 ppm en la cabeza de la columna. Sin embargo, este sistema demostró tener demasiada variabilidad en el flujo, lo que no permite controlar adecuadamente las pruebas de laboratorio. Producto de lo anterior, a nivel de laboratorio se están utilizando bombas peristálticas, a pesar de la perdida relativa de oxigeno. A nivel industrial se estima que la variabilidad de los difusores presurizados estaría dentro de los rangos permitidos. 2.3.4 Diseño del sistema de control. El sistema discontinuo de oxigenación de soluciones requiere de un preciso control de los ciclos. Para este fin se diseño un sistema electrónico en base a reles temporizadores de dos ciclos. El desfase temporal en la apertura y cierre físico de las válvulas y la presencia de golpes de ariete en alguno de los ciclos obligo a complementar el diseño básico por reles de retraso en encendido de válvulas y bombas. El sistema ha funcionado satisfactoriamente en las pruebas realizadas a la fecha. Los equipos son robustos, soportan un ambiente agresivo y son fáciles de programar. 2.3.5 Diseño de sistemas de seguridad y alarma. El diseño inicial de los prototipos contempló el control de la presión máxima operación por medio de válvulas de escape reguladas a presiones inferiores a de diseño de los equipos. La operación de los equipos demostró la necesidad diseñar sistemas de seguridad adicionales para los siguientes temas: Control nivel de líquidos en la succión y descompresión paulatina de la cámara inferior. de las de de Control de nivel de líquidos en succión. El sistema de oxigenación discontinuo requiere que el reactor inferior este completamente inundado. De lo contrario quedaran gases en este reactor que liberan gran cantidad de energía en el ciclo de descompresión. Si el suministro de solución se suspende o el nivel de esta queda por debajo del punto de succión, el reactor inferior no se inundará. Para evitar este problema se diseñó he implementó un sistema de flotadores que detienen los equipos y cierran todas las válvulas cuando la solución esta por debajo de los rangos de seguridad. Descompresión paulatina del reactor inferior. La utilización de válvulas de grandes diámetros para descomprimir este reactor genero golpes de ariete y problemas de seguridad frente a contingencias como la señalada en párrafo anterior. Producto de lo anterior se diseño un sistema de descompresión paulatina con válvulas de bajo diámetro. Adicionalmente se diseño un control de seguridad por medio de un presostato que inhibe la apertura de las válvulas de recambio mientras detecta la existencia de presión en el reactor inferior. 2.4 Fabricación dos prototipos de oxigenación de soluciones de lixiviación. En esta etapa se construyeron siguientes características. dos prototipos a escala de laboratorio con las 2.4.1 Reactores. Se han construido dos prototipos a escala de laboratorio. En uno de ellos los reactores se construyeron en base a cañerías de PVC de presión. En el otro caso se utilizaron como reactores contenedores de filtros disponibles en el mercado. 2.4.2 Sistema de válvulas tolerante a ácidos. Se utilizaron válvulas plásticas con componentes de acero inoxidable, automatizadas por medio de solenoides. En una primera instancia se realizaron pruebas con válvulas motorizadas, pero estas presentaron un conjunto de dificultades. Los tiempos requeridos para realizar la operación de apertura y cierre son excesivos. Las válvulas rápidas son muy caras. Fue necesario acoplar la unidad motriz a válvulas plásticas, lo que genero un conjunto de dificultades y desperfectos. Las válvulas tipo solenoide han mostrado un excelente comportamiento en cuanto a confiabilidad, facilidad de operación y automatización; sin embargo se caracterizan por generar diferencias de presión para su apertura (perdida de carga). Esto atenta contra la eficiencia energética de los equipos. En caso de un escalamiento a nivel industrial es necesario considerar válvulas solenoides que no generen diferencias de presión. Se realizo un diseño que aprovecha las diferencias de presión existente en el equipo, para abrir y cerrar estas válvulas sin generar diferencias de presión. 2.4.3 Sistema de bombeo tolerante a ácidos. Las especificaciones técnicas de estas bombas establecían muy bajas alturas (no mas de 1 metro), resistencia a soluciones acidas y múltiples encendidos (proceso discontinuo). A nivel de prototipos de laboratorio se encontró que las bombas sumergidas para acuarios industriales cumplían estas condiciones, constituyéndose en una solución sencilla y económica. Se investigo el escalamiento a nivel industrial, encontrando que existen pocas bombas que cumplas con estas características. Se adjunta Anexo Técnico N°6 donde se muestran las características de una bomba que cumple las características para un diseño industrial. 2.4.4 Automatización. La automatización de los equipos se realizo en base reles de temporizadores y a reles de desfase de encendido. Los circuitos de automatización de válvulas se construyeron en corriente alterna de 24 volts, satisfaciendo condiciones de seguridad en un ambiente húmedo. Junto con la construcción de estos prototipos se confeccionó operación de estos, el que se adjunta en el Anexo Técnico N°7 un manual de Temas pendientes dentro de este capítulo: construcción de un prototipo a escala industrial para poder medir rendimientos y mejoras generadas en los prototipos de laboratorio. Si se realizan pruebas en paralelo para varias faenas, será necesario construir otro prototipo de laboratorio, tema que se evaluará oportunamente. 2.5 Realización de las pruebas de lixiviación con soluciones oxigenadas. A estas alturas del proyecto estamos en la etapa inicial de la primera prueba de lixiviación bacteriana, específicamente para la faena de Quebrada Blanca. Esta prueba fue diseñada en conjunto con profesionales de Quebrada Blanca y consiste básicamente en lo siguiente: o Pruebas de lixiviación bacteriana en columnas de 2 metros de altura, con un diámetro de 20 cm. o Pruebas realizadas con mineral extraído de la faena que se encuentra caracterizado en el Anexo Técnico N°1. o El aglomerado del mineral con ácido, el curado, riego inicial e inóculo con bacterias se realizó replicando las condiciones de Quebrada Blanca. o Para el regado de las columnas se utiliza una solución de refino traída desde la faena. o Se construyó un conjunto de tres columnas de lixiviación. Una de ellas corresponde a la columna de control, donde no se oxigenan las soluciones. En las otras dos columnas se oxigenan las soluciones con los prototipos construidos para este efecto. En una de ellas se incrementa el oxigeno en aproximadamente un 40% y en la otra en un 80%. o Lugar de las pruebas. Laboratorio metalúrgico GEOMET, ubicado en La Reina, Santiago, 726 metros de altura. Periodo de prueba 120 días. 2.5.1 Resultados Preliminares Los resultados obtenidos a los 40 días de lixiviación de las columnas con mineral de Quebrada Blanca, no muestran a la fecha mejoras en la cinética del proceso. El Anexo Técnico N°8 analiza con más detalle los resultados obtenidos a la fecha. Temas pendientes dentro de este capítulo: terminar pruebas de Quebrada Blanca, comenzar pruebas con minerales de otras faenas. 2.6 Control de Avance del Proyecto. El plan de trabajo propuesto para el proyecto fue el siguiente: ACTIVIDAD 1. Recolección 2. Desarrollo de la ingeniería conceptual Evaluación de equipo discontinuo Evaluación de equipo continuo Desarrollo de la inf,lenieria de detalle Determinación de volúmenes de proceso Memoria de cálculos estructurales Sistema de control automatizado Sisterna de seguridad Especificaciones técnicas 3. 4. 5. de información l 2 x x 3 4 x x x x 6 MES 7 8 x x 9 10 11 12 x x x x x x x x x Fabricación del prototipo Selección de maestranza Monitoreo y control Prueba de equipos x x x x x x Pruebas de lixiviación Pruebas Quebrada Blanca Informe de conclusiones Pruebas Escondida lnfonne de conclusiones Pruebas Codelco Norte Informe de conclusiones Análisis de cambios v mejoras Análisis desempeño equipos oxigenadores Análisis pruebas de lixiviación Análisis problemas efervescencia Estudio rediseño de procesos 7. Estrategia protección propiedad industrial. 5 x x x x x 6. 8. Contacto interesados. comercial x x x x x x x x x potenciales En la actualidad el proyecto se encuentra en el mes 8, habiendo cumplido con éxito y en los plazos indicados el total de las actividades n01, 2, 3, 4 Y n05 en lo referente a Quebrada Blanca. A esto se suma el cumplimiento de la actividad n06 en su 100%, no quedando a la fecha ninguna actividad programada en forma pendiente. 3 RESULTADOS Y CONCLUSIONES. A la fecha el proyecto se ha desarrollado 100% de acuerdo a lo planificado. En cuanto a los resultados que se han obtenido en los primeros 40 días de lixiviación, las pruebas no muestran un efecto significativo en la recuperación de cobre debido a la oxigenación de soluciones. Sin embargo, la literatura señala que la lixiviación bacteriana comienza a mostrar efectos significativos a contar del día 50, por lo cual es muy prematuro sacar conclusiones aún. Es importante señalar que este período de 50 días de completa activación de las bacterias es en las condiciones naturales de procedencia de las bacterias, es decir, Quebrada Blanca, por lo que en las condiciones ambientales de Santiago, podrían ser plazos poco mayores. Paralelamente, Grupo Latino S.A. ha tomado contacto con diversos expertos con una gran y reconocida trayectoria en el mundo de la hidrometalúrgia. Estos expertos convergen en sus opiniones y tienden a pensar que la oxigenación de soluciones para la lixiviación bacteriana debería mostrar mejoras en los procesos, y que en el caso de las pruebas de laboratorio que se encuentra desarrollando Grupo Latino, debido a las óptimas condiciones de temperatura y altura en que se encuentra Santiago, es posible que no se aprecien diferencias entre pilas lixiviadas con un refino que tenga equilibrio de oxígeno, con una que pila que tenga sobresaturación de oxigeno en el refino de lixiviación. Este argumento toma más fuerza aún al comparar el equilibrio de 6.5 ppm de oxígeno existente en las condiciones de Santiago, con los 4 ppm de oxígeno que existen en las condiciones de Quebrada Blanca. Los expertos que han sido consultados a la fecha son los señores Esteban Domic, Luis Trincado y Miguel Herrera. Durante este periodo nos hemos podido concentrar en monitorear algunos de los temas que eran relevantes para nuestro proyecto, específicamente los efectos de efervescencia y la penetración del oxigeno en la columna. En el Anexo Técnico N°9 se presenta un conjunto de curvas que señalan la disminución del nivel de oxigeno con el tiempo. En estas se puede apreciar que si la solución se mantiene en reposo, saturaciones superiores a un 150% permanecen por aproximadamente 60 minutos. Se han realizado intentos por medir la penetración del oxigeno dentro de la columna, lo que no ha sido posible a la fecha. Se ha medido el oxigeno a la salida de las columnas y este muestra valores muy similares a los observados en la columna de control. Más aun, la columna con mayores niveles de oxígeno en la cabeza muestra una tendencia a registrar niveles de oxígeno inferiores en la salida de la solución. Esto se podría explicar porque el oxígeno no alcanza a penetrar los 2 metros o por el consumo por las reacciones químicas y biológicas. Se ha tratado de tomar muestras de solución a un metro de profundidad de la columna. No ha sido posible pues la medición de oxigeno requiere de una muestra de 50 ce de solución la que no se puede obtener en periodos razonables. Se esta trabajando en la construcción de una columna de 60 cm de altura con el solo propósito de medir la penetración del oxigeno. Por último, se están estudiando estrategias de regado de las pilas para incrementar la penetración del oxigeno dentro de la pila. Dentro de estas destacan: riego intermitente con flujos mayores y riego con inyectores presurizados enterrados a diferentes profundidades de la pila. De los análisis que se obtengan de estos estudios, se diseñarán las pruebas para las próximas pruebas con minerales de otra faena. Anexo Técnico I ANEXO TECNICO N°1 Pruebas de lixiviación Quebrada Blanca Informe de avance Periodo: 11 a 26/12/06 Fecha: 26-12-2006 1. ACTIVIDADES PROGRAMADAS ? Recepción y Preparación mecánica del mineral Caracterización química y mineralógica. ? Preparación de inóculo a partir de refino de planta ? Marcha blanca prototipo, con agua y refino ? Cinética de oxidación de hierro, mediante oxigenación. 2. ACTIVIDADES REALIZADAS 2.1. Recepción y Preparación Mecánica del Mineral Homogeneización y cortes para obtención de submuestras para caracterización y pruebas metalúrgicas. Realizado 15 de Noviembre. 2.2.Caracterización Química Se realizó caracterización las muestras enviadas, tanto mineral de cabeza como refino de planta. También se analizó la cabeza por barrido ICP, los resultados se resumen en el Anexo A. En relación a la caracterización química de cabeza se observa que la razón de solubilidad es de 12,90 %, en relación a CuS/CuT. Respecto del refino, se aprecia que prácticamente todo el hierro contenido presenta como Fe+3, situación que deberá ser corroborada se con QS, a partir de refino fresco, pues es probable que en la solución enviada -la cual contiene alta población bacteriana- haya continuado el proceso de oxidación. En el supuesto que el refino fresco esté compuesto por Fe+2 en concentración mayor a Fe+3, para la prueba de oxidación se deberá adicionar Fe+2 en cantidad adecuada para obtener una solución semejante a la real. 2.3.Caracterización Mineralógica de Cabeza La caracterización mineralógica fue realizada, su informe se encuentra en anexo B. En resumen, los resultados obtenidos indican que la especie de Cu predominante es Calcosina, la cual representa el 83,7 %, 0,57% (sulfuros secundarios luego Covelina con 7,4% y Enargita lixiviables en ambiente oxidante). contenido de calcopirita es de 8,25%, correspondiente Por su parte el a sulfuro primario, de baja solubilidad. Respecto de la ganga, se aprecia alto contenido de sericita 28,33% la cual puede ser considerada como arcilla, por lo tanto el contenido de total de arcillas sería del orden de 33%. 3. FABRICACiÓN DE PROTOTIPO DE OXIGENACiÓN Instalación de prototipo de oxigenación: Realizada el 18 de diciembre 2006. >>- Entre 20 a 23/12/06 Marcha blanca con agua. 26/12/06 Adición de refino en razón 1:1 4. ACTIVIDADES >- PROGRAMADAS PARA MES DE ENERO Caracterización Química/Biológica de la solución de Refino Resultados 15 de Enero >- Determinación de la Cinética de Oxidación de Fe+2 a Fe+3 en función de O2 sin bacterias. Semana 8 de enero >- Determinación de consumo de oxigeno del mineral de cabeza 5. PRUEBAS DE LlXIVIACION EN COLUMNAS. Pruebas sobre tres columnas: ~ Columna base sin oxigenación. ~ Columna con oxigenación de la solución de riego ~ Columna con oxigenación del refino sin bacterias Avances y programación de actividades: ~ Armado físico de las columnas: Realizado con fecha 11/12/06. ~ Inoculo generado a partir de refino planta, adaptado a mineral. Realizado semana del 4/12/06. ~ Curado del mineral: Programado a contar del 20/01/07. ~ Instalación de prototipo 2 de oxigenación: Programada para semana del 15/01/07. ~ Comienzo pruebas de lixiviación en columna: Programadas 27/01/07. a contar del ANEXO A CARACTERIZACION QUIMICA TABLA N° 1. CARACTERIZACION Elemento Ley (%) CuT 1,31 QUíMICA CABEZA Cabeza CuS Sulfúrico CuS Cítrico 0,169 0,106 TABLA N° 2. CARACTERIZACION Fe Total 1,87 QUíMICA REFINO Fe total Fe++ H+ TKQBA Cu 1,41 1,33 0,053 5,24 TKQBB 1,36 1,35 0,053 5,20 REFINO TABLA N° 3. CARACTERIZACiÓN SAMPLE Cu Al Ca Fe 11 QUíMICA MINERAL DE CABEZA ICP DESCRIPTION ppm % % o/o K % Mg Na S Ti Ag As B Ba Be Bi Cd Ce Cr Ga Hg La Mn Me Ni P Pb Sb Se Sr TI % U V W Zn % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm 11 Cabeza >10000 0,76 0,07 1,85 0,23 0,18 0,02 1,68 0,02 1,2 5 <10 100 <0.5 <2 2,2 10 9 <10 <1 10 50 155 24 210 24 <2 3 37 <10 <10 14 <10 47 ANEXO B CARACTERIZACION MINERALOGICA INFORME 572/06 CARACTERIZACION MINERALOGICA DE UNA MUESTRA DE CABEZA GEOMET S.A. ATT. Sra.: Maybell Escanilla. Gerente-Ingeniera Mineralogía Aplicada a Metalurgia POR (M. A. M. Ltda.) Mineralogía Sr. Franco Barbagelata Mi neralogista Diciembre 26, 2006 INTRODUCCiÓN Se recibió de parte de GEOMET S.A., una muestra de mineral correspondiente a Compósito Cabeza P-159, proveniente de Quebrada Blanca, Grupo Latino. El estudio realizado estuvo dirigido al análisis mineralógico cuantitativo de los minerales opacos. METODOLOGíA EXPERIMENTAL Después de recibir la muestra, se preparó una briqueta para el estudio de minerales opacos (composición mineralógica de opacos) y una sección transparente para analizar los minerales no metálicos. Para preparar una briqueta se tomaron tres gramos de muestra, utilizando un cuarteador, la que, una vez montada se desbastó y pulió. Para determinar la composición mineralógica, se empleó el método estadístico de conteo de puntos utilizando una placa de integración, con una red métrica de 400 puntos (intersecciones), adosada a un ocular de 12,5x del microscopio óptico y objetivo de 16x. A continuación, contabilizados, se calculó el porcentaje utilizando el peso específico en peso de los granos de mineral de cada uno de ellos, y luego se extrapoló con el peso de la ganga hasta alcanzar los valores dados por los análisis químicos. La contribución de los elementos químicos contenidos en la fórmula de cada mineral es teórica, tomada de valores de la Bibliografía Mineralógica. La participación de los elementos químicos contenidos en la fórmula de cada mineral es teórica, tomada de valores de la bibliografía mineralógica. Los minerales no metálicos se cuantificaron utilizando el mismo método mencionado para los minerales opacos. Los resultados de este conteo se extrapolaron con el porcentaje de ganga no metálica determinada en el conteo de minerales opacos. El análisis de conteo de ganga no metálica es referencial, las fracciones muy finas de la muestra se eliminan al preparar la sección transparente, porque el espesor de la sección transparente debe ser de 38 11m,todo grano por debajo de este tamaño cambia la propiedad mineral. óptica que los identifica, impidiendo el reconocimiento del RESULTADOS Compósito Cabeza P-159 Minerales % Peso Calcopirita Calcosina Covelina Enargita Pirita Molibdenita Magnetita Hematita Rutilo Ganga 0.24 1.07 0.11 0.01 2.28 0.03 0.03 0.01 0.01 96.20 100.00 Total Distribución de minerales opacos y oxidados de cobre Cabeza P- 1-----..-----, • Compósito 159 <1l -<::: -5. O u ro Ü <1l <1l -(ji O u a; e ro Ü e > O o ~ .~ ro e <1l -<::: c::: UJ ¡Mineralesl ---- ~ ·c <ll U 'º(5 ~ .~ Qí e OJ ro ~ ro .g E a: ro <ll I S Compósito Cabeza P-159 0/0 Peso Minerales 5.03 0.27 Arcilla Clorita Biotita Cuarzo Epidota Jarosita Plagioclasa Feld. potásico Sericita Turmalina 0.58 51.71 0.33 0.89 2.09 9.05 29.45 0.60 Total 100.00 Distribución de minerales no metálicos • Compósito 2 P-164 70.00 60.00 50.00 40.00 l% pesol 30.00 20.00 10.00 0.00 " 11 '" ~ .~ .~ -c () .~ o ro o N ~ :::> o --- o'" :t::> a. W I Minerales I ~ 'c;; 2 -,'" '" ~u en .2 O) '" o, o u 'c;; .~ o a. ~ (J) 1..L ~ '(3 'C:: (J) (fJ '" e ro E :::> r- MUESTRA: Compósito Cabeza P-159 Se observó la presencia de sulfuros de cobre como: calcopirita 1.07%, enargita 0.01% y covelina 0.24%, calcosina 0.11%. El contenido de pirita alcanzó a 2.28% y molibdenita 0.03%. También se detectó la presencia de mineral oxidado de fierro, magnetita 0.03%, y hematita 0.01 %. La ganga no metálica de la muestra, generalmente libre, cuyos valores son referenciales debido a la dificultad para el conteo, granos muy finos, bajo 38~m o bien a la escasez de estos. Se ponderó con la ganga no metálica calculada en la composición de determinaron los siguientes 0.32%, jarosita opacos versus ganga, minerales: 0.85%, plagioclasa determinada biotita como 0.56%, cuarzo 2.01%, feld. potásico un 49.75%, 8.71%, turmalina y sericita 28.33%. Se observaron minerales de arcilla, caolinita 96.20%. 4.84% y clorita 0.26%. Se epidota 0.58% MUESTRA: Compósito Cabeza P-159 eomposrcion Minerales Calcopirita Calcosina Covelina Enargita Pirita Molibdenita Magnetita Hematita Rutilo Ganga Total Cu Tot. Cu Tot. minera 1'· oqrca d e 100 0;(o d e M·mera es opacos % Peso % Vol. %S %Cu 0.24 1.07 0.11 0.01 2.28 0.03 0.03 0.01 0.01 96.20 0.16 0.52 0.07 0.01 1.25 0.02 0.02 0.01 0.01 97.95 0.09 0.22 0.04 0.00 1.22 0.01 0.08 0.86 0.08 0.01 100.00 100.00 1.57 omca d e10 C ompostcron minera 1'· Minerales o 0.02 0.01 e 1.02 0.11 1.13 Pirita Total 100.00 41.93 27.467 Enargita C omposicron Minerales Calcopirita Calcosina Covelina Enargita Total %Fe %Cu %S % Peso 1.17 0.02 0.002 mera es Su Ifura d os de Cuv Fe 2.266 22.998 2.044 0.158 Covelina 0.002 1.06 2.29 5.79 1.03 0.11 32.72 Calcosina 0.07 0.02 6.55 28.78 3.07 0.33 61.27 Calcopirita %Fe %Mo %As 1.99 0.06 28.55 30.54 minera 1'· oqica de 100 0;(o d e minera es su Ifura d os de C u %As %Fe %S %Cu % Peso 5.14 5.851 5.92 16.91 59.374 74.31 14.94 5.278 2.66 7.94 0.407 0.16 0.84 0.28 0.16 70.910 5.14 100.00 23.79 0.06 100 % Cu 8.25 83.73 7.44 0.57 100.00 Composición mineralógica de 100 % de Minerales de Fe (Oxidos e Hidroxidos) Minerales % Peso % Fe Muestra Total Magnetita Hematita Limonita 66.67 33.33 0.02 0.01 Total 100.00 0.03 Composición mineralógica de minerales % Peso % Ponderado Arcilla Clorita Biotita Cuarzo Epidota Jarosita Plagioclasa Feld. potásico Sericita Turmalina 5.03 0.27 0.58 51.71 0.33 0.89 2.09 9.05 29.45 0.60 4.84 0.26 0.56 49.75 0.32 0.85 2.01 8.71 28.33 0.58 Total 100.00 96.20 Minerales no metálicos %5 %5i02 2.32 0.08 0.20 49.74 0.08 0.20 %A1203 %CaO 1.99 0.05 0.10 0.04 0.29 0.11 0.11 %Fe 1.22 5.64 12.82 0.22 0.12 72.25 0.72 0.50 1.60 10.88 0.13 15.12 0.13 Análisis químicos GEOMETS.A ALS CHEMEX Análisis Químico de Cabeza Identificación de la muestra Compósito Grupo Latino P-159 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 SAMPLE Al Ca Fe K Mg Na S Ti Ag As Cd B Ba Be Bi Co Cr % Cu % Cu Sol. %Fe %S 1.16 0.106 1.87 1.68 DESCRIPTION % % % % % % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm Cabeza 0.76 0.07 1.85 0.23 0.18 0.02 1.68 0.02 1.20 5.00 2.20 <10 100.00 <0.5 <2 10.00 9.00 Análisis Químico de Cabeza ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 ME-ICP41 SAMPLE Cu Ga Hg La Ni Pb Mn Mo P Sb Sc Sr TI U V W Zn DESCRIPTION ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm Cabeza >10000 <10 <1 10.00 24.00 24.00 50.00 155.00 210.00 <2 3.00 37.00 <10 <10 14.00 <10 47.00 Formulario Minerales Sulfuros y sulfosales de Cu Calcopirita Calcosina Covelina Bornita Minerales de Fe y Ti, sulfuros, Pirita Hematita Limonita Rutilo Minerales de la ganga, silicatos Cuarzo Muscovita Plagioclasa Feld. potásico Sericita Turmalina I Fórmula Cu Fe S 2 Cu 2 S Cu S Cu 5 Fe S 4 sulfatos, óxidos Fe S 2 Fe 2 03 FeOOH Ti O 2 Si02 K AI2 (Al Si3 010 ) ( OH h (Ca, Na) ( Al, .Si ) Al Si 2 O 8 K Al Si 3 O 8 K Ab (Al Si3 010 ) ( OH h ( Na, Ca ) ( Mg, Fe, Li ) 3 Al 6 B Si 6 O 27(OH) Al 4 ( Si 4 O 10 ) (OH) 3 ( Mg, Al ) 3 ( Al Si 3 O 10) (OH) 2 Mg 3 (OH) 3 Arcillas Arcilla Clorita 6 4 Fotografía Compósito Grupo Latino P-159 380x. N 11. Calcosina Asociada a calcopirita. 380x. N 11. Calcopirita asociada a pirita, con una fina inclusión de calcopirita. Fotografía Compósito Grupo Latino P-159 380x. N 11. Calcosina asociada a pirita. 380x. N 11. Covelina y calcosina asociada a calcopirita. Fotografía Compósito Grupo Latino P-159 380x. N 11. Covelina y calcosina asociada a calcopirita ya no metálico. Anexo Técnico 11 Anexo Técnico 111 ¡------------------l I I I I NOD1EDGIUIA'IOITIIf.CfOIBD(~ I _._ I I~ I I I I I I I I I I I I I I IL -. _ . .. - - I - - LaJlOUl """' •••• 0Idgen0cIdn I etlplantlldepiOt»110 SIE I I ~ ----- - Anexo Técnico IV r------------------l b o ~ daJ O VAL VULA BOMBA PLASnCA SELENIDE $LI4ERGlDA V"'-WL.~ ¡l¡HTI REGULADCR RtTllRNJ PRES[DN TRAMA lIQUlllOS = L-- --- --- --- --- --- --- --- --- ~ Anexo Técnico V 1-------------------1 1 1 1 1 TUNlCO JIiS PAOronPO DE U •••• TtlUC te N:lCO 1 VtST~ JI 1 1 1 1 b V••••VIL. 1 " •• 1IC' •••• _ 1 <©_S\KRGIIIA 1 liI IIN.. VlI..A NilTI RElDRICl ~=~~SIllN Vlsr .•. U 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 L "", . SOLUCIllN 1 1 1 J Anexo Técnico VI ANEXO TECNICO BOMBAS PARA APLICACIONES N6 INDUSTRIALES STAINLESS STEEL AXIAL FLOW SUBMERSIBLE PUMPS Carry Pllmp~ are an economical solntion lo all yom water managemenr needs. These pumps are well suired for high vohune. low hend npplicarious like aquaculture t1'>11farnung, agriculrural field drainage. golfcourse watering systems. laudscaping waterfalls. arte .•.ian wells. aud fountains. municipal stonn water systeins. subdivisions, manufacrnred home couununiries. parking 10b. water transfer and sub-irrigarion. • • • • • • • • Corrosion Resisranr Srainless Steel Coustrnction Hizli Volume: 50 to 1.450 Gallons Per Minute Low Head: 2' to 25' of Total Dvnanuc Head Available in Single or Three Phase 12 '10 15 Horsepower 200. 230. 460 or 575 ''Ohs Axial-Flow lift for 511100111. low vibration. low prcssure Rated for up ro 30 cycles per hour 01' courinuous dury Economical and efficieur ro operare Water lubricared motor - environmenrally safe Pumps are a\';)¡¡'1\)1~III vertical 01' horizontal sryles with or withour srrainer screens. 1 r __ AII CaIT)' Pumps are built to la.•.t. With Stauiless Steel Consnucrion and durable Franklin Electric inorors and conrrols, your pump should give you mauy years of rrouble free operarion. All producrs come wirh a oue year limited warranry asamst manufac- t;:~':e~::"I::::::::':':::a call Carry Manufacturing Carry Manufaeturing, Typlcal Drníunge Iustallation free estímate, today; Ine. 1514 S. Knight Road Munger. MI 48747-9703 (989) 659-3500 or 1-800-492-2779 Fax: (989) 659-3506 V/v.fw.carrymfg.com STAINLESS STEEL AXIAL FLOW SUBMERSIBLE PUMPS , 1'- "",,- , IlofPELLER ••••• ~ 1"""0 ~; ,,~~ 1-2 HP pumps are available in eirher vertical or horizontal styles. These pumps can be single pila se. 2-wire in either 115 or 230 volrage. 3-wire in 230 volrage and tluee phase in 200. 230 or 460 volrs. ....•.... "'-,'" JJlJ'I-:JJ.f.·R " 2- Wire pumps do not require a control panel. These pumps can be wired direcrly 1"' uno a circuir breaker or outlet for operation. ~ ~ ..•Single phase. 3-wu·e and three phase pumps require a control panel. ., Q ~~~~~~~~~~~ Flow in l/.S. (;sJlons por Minute 112HP PERFOR'IAl~CE CrRVE Single Phase Control Panels are used for Three Phas e Control Panel; are used Single Phase. 3-Wire Pumps only These for Three Phase. ~OO.230 comrols conrain the start and run capaci- Pumps. These conrrols conram a motor tors starter ro operare available «íelux i with rhe motor or wuhour and a are switch available and Puml) DesCliptloll (Effectln 7006) Single Phase. 2-Wlre. 115 \01t Puwp 01lly Single Phase. 2-Wire, 230 Volr Pnnjp oníy Single Phase. _\-\Vire. 230 Volr Pump, Delux Three Phase, 200 Volr Pump. Delux Control Three Phase, 2.10 Vol! Pump. neiox Control Tlu·ee Pha,e. 460 '·olt Pump, Delnx Control -160Volt a rransfonuer aud 1\"1111 01' W1IhOUT 1'\11111' 11.111 01 a ;\\"1Ic11 DFD Floatv are' used with both <,ingle and Three Phase pumps and Control Panels. are devises ruru and with rhe water level Ih", These pump ou and off hght \ delux i Control Panel and DFD Floats Panel and DFD Floars Panel and DFD Floats Panel and DFD Floats '-t>11iclll Style $1.240,00 $1.300.00 SI.":'35,00 S2.5_~0,00 sz.sso.oo S2.480.00 Horízoural 5ty1e 51.190.00 51.245.00 51.680.00 52.4"'".00 52.4-".00 52.42:"',00 Anexo Técnico VII ANEXO TECNICO N7 MANUAL DE OPERACIONES EQUIPOS DE OXIG ENACION GRUPO LATINO 28/12/2006 1.- Generalidades. El equipo descrito trabaja en dos ciclos (batch). Durante un periodo el sistema recambia la solución existente en su interior, entregando solución con alto nivel de oxigenación y succionando la solución a ser oxigenada. Durante el otro periodo el sistema oxigena la solución contenida en su interior. Durante este periodo el sistema no intercambia líquidos con el exterior. En su primera versión el sistema se temporizo en periodos de 10 Y 10 minutos respectivamente. Esta temporizacion se podrá modificar posteriormente solo por personal de Grupo Latino. El equipo trabaja con aire comprimido, el que debe ser suministrado por un compresor externo. El equipo tiene un regulador de presión que permite fijar la presión de trabajo en forma independiente de la presión entregada por el compresor. 2.- Condiciones • • de seguridad. Presión máxima. El equipo esta diseñado para una presión máxima de trabajo de 6 bar. Válvula de seguridad. El sistema cuenta con una válvula de seguridad conectada a una manguera de presión. Esta válvula debe ser ubicada de tal manera que la solución y gases que escapen al producirse un incremento de presión, no representen un riesgo para el personal. La válvula se entrego calibrada a 5,5 bar. 3.- Encendido del equipo. El equipo cuenta solo con un enchufe, sin interruptor. Al conectar la energía, el equipo comienza sus ciclos de 2 y 5 minutos. Al momento de encender el equipo, este debe tener líquido en el recipiente desde donde succiona, en cantidad suficiente para llenar sus cavidades internas, 10 litros a lo menos. Durante su operación, al extraer y devolver solución al sistema se debe tener la precaución de que el nivel no baje y siempre se mantenga con holgura por sobre el nivel de succión. Si el equipo succiona una mezcla de solución y aire, funcionara mal y se podrán producir daños en sus partes y piezas. El equipo posee un flotador que se dispone en el recipiente donde se mantiene la solución a oxigenar. Cuando la solución disminuye de un nivel de seguridad el flotador interrumpe la entrega de energía al sistema. En su partida el sistema no debe ser cebado. El sistema se ceba automáticamente. Incorporación de aire comprimido. Antes de encender el compresor y suministrar aire comprimido al sistema, se deben esperar a lo memos tres ciclos completos (21 minutos) y verificar que la salida y entrada de liquido al sistema ocurre con naturalidad. 4.- Apagado del equipo. El equipo puede ser apagado (desenchufado) en cualquier momento de sus ciclos. Al enchufarlo nuevamente el sistema reinicia sus ciclos desde cero (sin memoria). Lo anterior es valido siempre y cuando se mantuvo el nivel de solución. Si el equipo se quedo sin suministro de solución se debe eliminar la presión antes de encenderlo. Para eliminar la presión se debe cerrar la lleve de paso instalada en el punto donde se conecta el compresor. En los dos equipos instalados existen diferentes formas de descargar la presión. En el fabricado en base a tubos plásticos, se recomienda utilizar la válvula de seguridad. Se debe ser cuidadoso pues por esta saldrá una mezcla de aire comprimido y algo de solución. En el equipo construido con cavidades de filtro, se debe abrir la llave de paso que no tiene manilla (utilizar una herramienta como alicate). Se cuidadoso al abrirla, abrir muy lentamente para permitir un escape paulatino del aire y solución contenidos. 5.- Purgado del sistema. Cuando sea necesario eliminar toda la solución del sistema, para cambiarla por otra o para suspender la prueba y guardar el equipo, se debe proceder de la siguiente manera: • • • • Apagar el equipo (desenchufarlo). Eliminar la presión de aire. Para eliminar la presión se debe proceder de acuerdo a lo señalado en 4. Volver a encender el equipo con el objeto de que este bote la solución contenida en su interior. Obviamente que en esta etapa el recipiente donde el equipo succiona debe estar vacío, sin solución. Con el objeto que la bomba que esta en este recipiente no funcione en vació, esta debe ser desenchufada (esta es la única bomba que tiene enchufe y que puede ser desenchufada). Suspender esta actividad cuando la bomba interna del equipo deje de succionar solución. Finalmente será necesario purgar la solución contenida en la bomba interna del equipo. Proceder de la siguiente manera: o Equipo construido con cañerías plásticas: • Apagar (desenchufar) definitivamente el equipo. • Desconectar conexión americana anterior y posterior a la bomba señalada, logrando independizarla del resto del equipo. Inclinarla de tal manera que la solución contenida en su interior fluya al exterior. o Equipo construido con cavidades de filtro. • Apagar (desenchufar) definitivamente el equipo. • Abrir todas las llaves de paso manuales. Inclinar el equipo para permitir la salida de la solución. 6.- Falla de funcionamiento. Si se produce una falla en las válvulas del equipo o en el controlador automática de este, el sistema dejara de realizar los ciclos y todas las válvulas se cerraran automáticamente. Esto se percibirá desde el exterior porque el sistema no succionara solución ni entregara solución oxigenada. En este caso desenchufar el equipo, cortar el aire comprimido y comunicarse con Antonio Bordeu Fono 097799850 Anexo Técnico VIII Lixiviación Columnas de Minerales de Cobre Caso 1: Quebrada Blanca, Súlfuros Secundarios De los análisis mineralógicos realizados al mineral, se obtuvo que la especie de Cu predominante es Calcosina, la cual representa el 83,7 %, luego Covelina con 7,4% y Enargita 0,57% (sulfuros secundarios lixiviables en ambiente oxidante). Por su parte el contenido de calcopirita es de 8,25%, correspondiente a sulfuro primario, de baja solubilidad. La Tabla n01 resume los resultados de disolución de cobre hasta el día n041 de las pruebas de lixiviación: Prueba Tiempo Lixiviación Condiciones de Riego Recuperación CuT Consumo Ácido Bruto N° Días Oxigenación gpt (%) (kg/t) C-1 41 Natural 6,5 33,47 10,06 C-2 41 Media 9,5 30,80 9,99 C 41 Alta 11 30,12 9,91 La evolución de la extracción de cobre a partir del mineral en lixiviación es la que se refleja en el gráfico n01. Adicionalmente en este gráfico es posible distinguir una evolución de las siguientes tres etapas de lixiviación: Inicio Etapa Día ° Lixiviación Tipo Predom inante Lixiviación Superficial Química Observación Lixiviación las de mineralógicas especies más solubles en ácido y presentes en el mineral, como la covelina y calcocina. Estas se encontraban en la superficie de la matriz de mineral por lo que tomaron rápido contacto con el ácido. Esta etapa inicial se caracteriza por una rápida cinética debido a la lixiviación superficial. Día 7 Día 15 Lixiviación Intersticial Química Lixiviación Bacteriana las Lixiviación de especies mineralógicas más solubles en ácido y presentes en el mineral, como la covelina y calcocina. Estas especies se encuentran ubicadas ya no en la superficie del mineral si no en la misma matriz, por lo que el ácido debe llegar a ellas mediante pequeñas fisuras existentes en la matriz del mineral. Debido a esto es su mayor tiempo de lixiviación y menor cinética. Etapa mixta de control superficial y difusional. Comienza una vez se activan las bacterias presentes en el sistema. Estas bacterias provienen de un e~ado de hibernación, y les toma algunos días sobrepasar el período de activación. Al comenzar la actividad bacteriana, se comienza a re- generar nuevamente el Férrico que permite mantener un potencial de oxidación sostenido para lixiviación las de la especies mineralógicas. Cinética de Disolución de Cu 50 ~----~------~------------~------------------- 40 -j------+-- -+-- Cu Rec CU QB Estándar -+-- C-2 Rec Cu Ox Media o -A-- C-3 Rec Cu Ox Alta A---~~--L---~--------~--~----~--~----~---- o 10 20 30 40 50 Tiempo de Lixiviación (días) Respecto al consumo de ácido, es posible observar en el gráfico n02 que no existen prácticamente diferencias entre una columna y otra: Cons umo de Acido (kg/t) 15 ~----------------------------------------------~ -+- Consumo -+- Consumo ---.- 10 Acido Bruto C-I de Acido Bruto C-2 Consumo de Acido Bruto C-3 5 0,0 20,0 10,0 40,0 30,0 50,0 Tiempo de Lixiviación (días) Respecto al Férrico, es interesante gráfico n03, debido a que es evidente 15- 16 de lixiviación. Es en este bacteriana, la que por características férrico por la reacción: Fe+2 + 112 O2 + 2H+ el comportamiento que se muestra en el el incremento que este posee a partir del día momento, donde comienza la lixiviación de la curva atribuíble a la generación de ión -7 Bacterias -7 Fe+3 + H20 Debido a los altos contenidos de Pirita existentes en el mineral, es posible concluir que las bacterias están generando Férrico a partir de la lixiviación de esta pirita y no de la calcopirita, debido a que esta última es mucho más refractaria que la primera. También es posible observar que a partir del día 30 el férrico se comienza a estabilizar en el PLS de la salida de las columnas. A la fecha, no es posible concluir que el oxígeno tenga un efecto, ya sea positivo o negativo, en la lixiviación bacteriana de sulfuros secundarios. Si se analiza un poco más al detalle, es posible observar que los puntos adicionales de recuperación de cobre obtenidos en la columna con oxigenación estándar, conversan de la mano con la leve mayor producción de férrico de esta columna. Fe+3 2 ~------------------,,-------------------------------, ----.-. ----.-. C- 1 Rec Fe+ 3 Ox Estandar C-2 Rec Fe+3 Ox Media ---+- C-3 Lixiviación Bacteriana Rec Fe+ 3 Ox Alta Lixivia ció n Química O 10 20 30 40 Tiempo de Lixiviación (días) Finalmente, respecto a la oxigenación de las pilas, es posible observar que el oxígeno de salida es muy similar para las 3 columnas, sin embargo es posible distinguir que el de entrada es diferente y en el caso de las columnas 2 y 3 bastante irregular. La razón de este comportamiento poco lineal fue la irregularidad del flujo de regadío y todos los intentos por hacerlo más estable. Adicional a esto, es relevante tener en cuenta los cambios de temperatura existentes en las condiciones de Santiago, lo cual afecta también la concentración del oxígeno existente en el refino de entrada. El comportamiento del oxígeno en las pilas de lixiviación se muestra en el gráfico n04. OXIGENACIÓN c-i, 2 y 3 20 -+- C-I QB 02 Entr -+- C-2 QB M 02 En -+- C-3 QB 02 Entr 18 Elc.. 16 ~ N C- 1 QB 02 Salida C-2 QB 02 Salida -<>- C-3 QB 2 Salida ~ rada ~ 14 O 12 1: .. -e -= Cj ••• 1: ~ 10 8 1: 6 U 4 Cj o 2 O • 0,0 10,0 20,0 Tiempo de Lixiviación (días) 30,0 40,0 Anexo Técnico IX Anexo N° 9 Gráfico de Efervescencia 3 2,5 t: 2 '0 o ca a... :J 1,5 ca en -t-Agua 1 ~ 0,5 O 0:00 0:14 0:43 0:28 Tiempo Agitada Agua poco agitada -'-Agua tranquila ~Solu. Poco agitada -Solu. Tranquila 0:57 1:12 ANEXO 2 Informe Final Código del proyecto 205-4900 Oxigenación de Soluciones de Lixiviación Minería del Cobre. Empresa beneficiaria Grupo Latino S.A. Informe Técnico Estado De Avance N°2 14 Febrero 2008 en íNDICE 1 ANTECEDENTES 2 DESCRIPCiÓN DE ACTIVIDADES DESARROLLADAS 2.1 GENERALES Lixiviación de Escorias 2 Montaje Experimental y Materiales 2 2.1 .2 Preparación del Mineral. 3 2.1.3 Carguío y Puesta en Marcha de la Etapa de Lixiviación 2.1.4 Resultados 2.1.5 Análisis Conceptual del Proceso de Solubilización de Oxígeno en 2.1.6 2.2 .4 5 10 Análisis de la Estructura Interna del Lecho Empacado y su Efecto en el Suministro de Oxígeno al Sistema ~ 2 2.1.1 Solución . 2 Adaptación de reactores de oxigenación 12 16 3 CONCLUSIONES 18 4 ANEXOS 19 INFORME TÉCNICO DE ESTADO DE AVANCE. 1 ANTECEDENTES GENERALES El proyecto comenzó a operar el 1 de Noviembre del 2006 y al 31 de diciembre de 2008 se cumplen 12 meses de desarrollo, con lo cual corresponde la entrega del avance N°2. Los objetivos definidos para esta segunda etapa y el grado de avance de cada una de ellas es la siguiente: 2 DESCRIPCiÓN DE ACTIVIDADES DESARROLLADAS Con el fin de lograr los objetivos mencionados se plantea la siguiente metodología de trabajo: 2.1 Lixiviación de Escorias Durante este período del proyecto la tecnología desarrollada se utilizó para evaluar su impacto en el mejoramiento de la recuperación de cobre en un proceso de lixiviación de escorias de descarte mediante la disolución de oxígeno en la solución de lixiviación. 2.1.1 Montaje Experimental y Materiales. En Figura 1 se muestra el montaje experimental utilizado en ésta segunda etapa del proyecto. En términos cualitativos, para llevar a cabo este estudio, se utilizaron 2 columnas de PVC de 20 cms de diámetro y 1 m de altura las cuales se montaron sobre una estructura metálica y nivelada de manera rigurosa con el propósito de evitar canalizaciones durante la operación. se oxigena mediante oxigenación los que permiten aumentar líquida. pulsos de alta presión La solución de lixiviación generados la concentración en la máquina de de oxígeno en fase En forma simultánea la bomba peristáltica capta solución del estanque y 2 la impulsa hacia la parte superior de la columna provocando solución a través del lecho empacado de escoria. Por otra parte, en la parte inferior de la columna se capta la solución (denominada cobre en solución. la irrigación de PLS) que contiene el A continuación se describe con mayor detalle cada etapa del proceso experimental, focalizado en la obtención de cobre y en estudiar el efecto del enriquecimiento de oxígeno por sobre la recuperación de cobre. • Figura 1: Montaje experimental para la lixiviación de escorias de descarte utilizando una maquina de oxigenación de solución ácida. 2.1.2 Preparación del Mineral. En el caso de cada columna se realizó un idéntico procedimiento de carguío, en el cual escoria previamente chancada a una granulometria bajo Y2 pulgada fué sometida a una etapa de roleo y cuarteo con el propósito de generar un cono de material bien mezclado, homogéneo y representativo. consideró una masa neta de escoria de 64.8 Kg; a esta Para la columna 1, se se midió el ángulo de reposo del cono para lo cual se determinó que la altura de cono es de 18.5 cm y el diámetro es de 60.5 cm resultando un valor de 30.1 grados. En el caso de la 3 columna 2, se repitió la misma metodología con una idéntica masa de escoria resultando un cono de 18.5 cm de alto y 63 cm de ancho lo que entrega un ángulo de reposo del material de 30.4 grados. Posteriormente, ambas fracciones de mineral se sometieron a un proceso de curado, el cual tiene como objetivo controlar la liberación de sílice durante la etapa de lixiviación evitándose así el problema de gelificación y posterior taponamiento de las columnas. La etapa de curado se realizó con una tasa de 185 kg de ácido sulfúrico/ton de escoria y 80 kg de agua/ton de escoria, lo que en otros términos se traduce en 7 litros de ácido y 10 litros de agua adicionados a la escoria. 2.1.3 Carguío y Puesta en Marcha de la Etapa de Lixiviación. En este proyecto se utilizaron 2 columnas de lixiviación, una operó con una solución rica en oxígeno y la otra columna operó con una solución de lixiviación con un contenido de oxígeno dado por el equilibrio termodinámico de Gibbs. Ambas columnas fueron cargadas y se procedió a curarlas a una tasa de irrigación de 10 lt/hrrr'. cementación Como consecuencia significativa del proceso de curado se produjo de la escoria lo que impidió el flujo estacionario solución lixiviante a través del lecho. Bajo estas circunstancias, una de se procedió a realizar una nueva operación de cargío utilizando para tal efecto 40 kg de la misma escoria en cada columna y se comenzó el proceso de lixiviación utilizando una solución de 80 gpl de ácido sulfúrico por un período de 88 días. Durante el período de lixiviación, se siguió un control exhaustivo de ésta a través del monitoreo de parámetros críticos del proceso como son: temperatura, flujo, pH, potencial de solución, consumo de ácido y concentración de cobre. El procedimiento de monitoreo de concentraciones se hizo mediante un control diario durante los primeros 22 días de operación, para posteriormente hacer control de soluciones en compósitos cada 3 días. En el caso de las otras variables, se hizo control diario. 4 2.1.4 Resultados. En Figura 1 se muestra los resultados de la recuperación de cobre en función del tiempo para ambas columnas. Se observa que ambas columnas siguen un patrón similar en la disolución de cobre. En los primeros 20 días existe un control químico en el proceso lo que es consistente con la disolución preferencial del cobre ubicado en la superficie externa de las partículas. A partir del día 20 la velocidad de disolución de cobre empieza a disminuir de manera sostenida lo que se asocia a que el proceso global empieza a ser controlado tanto por la lixiviación externa y el proceso de difusión de los iones en el interior de las partículas de escoria. Finalmente, a partir del día 60, el proceso es controlado prácticamente por la difusión intrapartícula. El nivel de recuperación de cobre alcanzado en 88 días de operación fue de un 90.64% para Columna 1 y un 85.48% para Columna 2. En Figura 2 se muestra la diferencia de recuperación definida como recuperación porcentual de cobre entre ambas columnas; de columna 1 menos la recuperación porcentual de cobre de columna 2. Se observa que en los primeros 5 días la diferencia es mínima debido a la salida de cobre solubilizado en la etapa de curado y el cobre superficial atacado por el ácido en la lixiviación. Entre los días 5 y 18 se observa un aumento de 4 puntos porcentuales y a partir del día 25 la diferencia se hace estacionaria en el orden de los 5 puntos porcentuales. 5 Figura 1: Recuperación de cobre vs tiempo en proceso de lixiviación de escorias. Diferencia de Recuperación de Cobre entre Columna 1 y Columna 2 6,0 \ ~ 5,0 rE -e .~ 4,0 ~ aI! 3,0 ~ ·11 ! 2,0 • :t:: e 1,0 0,0 ° 20 40 60 Ti..,o, 80 100 días Figura 2: Diferencia de recuperación de cobre entre la Columna 1 y Columna 2. Entre los parámetros críticos de proceso de ambas columnas la principal diferencia radica en que Columna 1 tiene un contenido más alto de oxígeno que la .» 6 Columna 2. Bajo ese escenario, se puede explicar la diferencia de recuperación a través del siguiente mecanismo de reacción el cual solo ocurre en ambiente ácido: 1. En esta reacción, una fracción del fierro contenido en la escoria se disuelve en solución ácida como ión ferroso y reacciona con el ión cúprico para dar como producto ión férrico y el ión cuproso. En presencia de oxígeno en solución, el ión cúprico reacciona para producir el ión CuO; mediante la reacción: Cu2+ + O2 ~ Cuo; 2. En ambiente fuertemente ácido, el ión CuO; reacciona con el ión H+ para restituir el ión cúprico y generar el ión HO~ mediante la reacción: 3. Por otra parte, simultáneamente el ión cúprico generado en reacción 1 se restituye para consumir protones y generar peróxido de hidrógeno el cual es un potente agente oxidante y catalizador. La reacción se representa como: 4. De especial relevancia en el análisis de los resultados establecidos es que los insumas 1 a 4 lo exógenos del sistema reaccional dado por ecuaciones constituyen el oxígeno y el ácido e implícitamente la temperatura. En el caso del ácido, se observa que el protón participa en 3 reacciones, y por lo tanto es importante hacer una comparación de las concentraciones entre ambas columnas. en la salida Figura 3 muestra la razón entre las concentraciones (Columna 2/Columna1) de ácido, observándose que ha partir del día 18 el valor 7 oscila en el entorno comportamiento de 1 lo que demuestra que en ambas columnas el del protón es similar y se puede inferir que en el sistema reaccional en fase líquida del lecho poroso el protón no es un reactante limitante. Razón de Concentraciones <V en !!! e el> o oc 'C:; '"'oc el> e '0 'C:; <V .b e el> u e o (,) el> oc e o N <V CE: 2,0 1,8 1,6 1,4 de Acido en la Salida COlumna 21Columna 1 ---- -,--...... ~--- 1,2 1,0 0,8 --+-0,6 -l---------c._0,4 •• • ..•. •• • • ••• -. • +----+-.•• +--- • + ---- -- 0,2 0,0 O 10 20 30 40 50 60 70 80 Tiempo, días Figura 3: Razón entre la concentración de protones en la salida de Columna 2 y la concentración de protones en la salida de Columna 1. En el caso de la temperatura, la Figura 4 indica que ambas columnas presentan un comportamiento similar, es decir, el calor generado por la exotermicidad de las reacciones es absorbido o disipado de manera similar en ambos sistemas. Esto se ratifica por la temperatura de la solución de salida en la columna. 8 Variación de la temperatura lixiviación de solución de 35,0 30,0 oo 25,0 j 20,0 af ~ --- - . •·_··a.~l.t ." ......... . . • . .. . -.- y-- • Columna 1 lIS ~ Q) a. 15,0 E Q) .... . Columna 2 10,0 5,0 0,0 . O 20 40 60 100 80 Tiempo, días Figura 4: Variación de la temperatura de la solución de salida de las columnas de lixiviación. Si se consideran las reacciones oxígeno en fase líquida. 1 a 4 se observa que en la reacción 2 participa el Este hecho hace que la aireación de las columnas en exceso de ácido, juegue un factor relevante en la disponibilidad fase líquida para la activación Durante esta experiencia, y funcionamiento la concentración de oxígeno en del sistema de reacciones. de oxígeno en la Columna 2 sin oxigenación fue de 7.2 ppm y en la Columna 1 la concentración estacionaria de oxígeno fue de 11,4 ppm es decir, se operó con una diferencia de concentración de oxígeno en fase líquida de 4,2 ppm que se tradujo en un aumento en la recuperación de cobre estacionaria entre 4 a 5 puntos porcentuales. hacerse hincapié que si la maquina de oxigenación capacidad, hubiese sido posible Debe hubiese operado a plena lograr mayor concentración de oxígeno en solución (-17ppm) y se hubiese obtenido una mayor diferencia en la recuperación de cobre. 9 2.1.5 Análisis Conceptual del Proceso de Solubilización de Oxígeno en Solución. La concentración de oxígeno en fase líquida depende de varias variables físicas y de la concentración de especies en solución. Si se considera la ecuación de Setchenow: se tiene que la razón entre la concentración de oxígeno en fase liquida en agua pura y la concentración de oxígeno en una solución acuosa en presencia de electrolito, depende del coeficiente k, Y de m la molaridad de la solución. El producto ksm es una medida del efecto de la interacción electrostática y de la concentración de iones por sobre la actividad real del oxígeno en fase líquida, lo que termodinámicamente se define como coeficiente de actividad y (02). De acuerdo a Long and McDevit, en términos analíticos el coeficiente k, se expresa como: k = V20(V3 s ~O) 2.303. f3 . RT - (6) en donde: v;' : Volumen molar del agua a dilución infinita v;O: Volumen molar de la solución ácida a dilución infinita. v; : Volumen molar de la solución ácida. p: Factor de compresibilidad del solvente. R: Constante universal de los gases. 10 T: Temperatura. Combinando ecuaciones (5) y (6), el valor de la concentración de oxígeno en la solución ácida de electrolito se puede expresar como: (7) En el caso específico de este estudio, Figura 4 muestra que ambas columnas presentan una temperatura de solución de entrada prácticamente idéntica de modo que el "efecto directo" de la temperatura por sobre la solubilidad del oxígeno en ambas columnas es el mismo. Por otra parte, la "fuerza motriz: V:, - V:,0" es mayor en la Columna 1 que en la Columna 2 debido a la mayor concentración de especies en solución. El mismo efecto se observa con la molaridad total de la solución m. Del análisis anterior, se desprende que según la expresión 7 la solubilidad del oxígeno debería ser mayor en la Columna 2 que en la Columna 1. Sin embargo, contrario a lo esperado, los resultados experimentales demuestran que el uso de la máquina de oxigenación, es capaz de compensar los efectos físicos, principalmente asociados al tamaño y la carga de los cationes y aniones por sobre la solubilidad del oxígeno en solución, sosteniendo una concentración de 11.4 ppm. Figura 5 muestra la variación del potencial de la solución de lixiviación a la salida de la columna (Pregnant Liquid Solution, PLS). El potencial de solución es una medida de la capacidad de la solución para provocar la oxidación (disolución) de un material. Se observa que el patrón de comportamiento es prácticamente idéntico para ambas columnas; durante los primeros 10 días se observa una disminución significativa la que se debe a la mayor liberación de ión ferroso que ión férrico durante la etapa de curado. Entre los días 10 Y 20 la solución experimenta un aumento significativo de éste alcanzando valores cercanos a lo 11 625 mV vs SHE (Standard Hydrogen Electrode) debido a una mayor presencia de elementos oxidantes en el sistema. potencial de oxidación recuperación embargo, Si bien es cierto, se esperaría que si el en la salida para ambas columnas es el mismo, de cobre debería haber sido la misma en ambas columnas. en su conjunto, el sistema reaccional potencial a través de reacción 1, sin embargo, la Sin 1- 4 explica el aumento de la reacción 2 es mucho más limitante en la Columna 2 debido a que el oxígeno se hace limitante de manera más significativa. oxigenación Lo anterior, valida plenamente la contribución de la máquina de al aumento de la cinética global del proceso de recuperación de cobre. Variación del Potencial del PLS (Pregnant Liquid Solution) 700 ~ w 650 s::: :2 ~.., u .2 w ::I: 600 o en Q) '"C en UJ > 550 ~ > .!! E 500 u e Q) 450 o no 400 - .. -.~ .~. .... •.... .. ....... .. ",";~~~~.'~. - • Columna 1 - .,.... . Columna2 ~~--~------- +-~~~~~~~~~~~~~~~~-- o 20 40 60 80 100 Tiempo, días Figura 5: Variación del potencial de solución de salida de las columnas. 2.1.6 Análisis de la Estructura Interna del Lecho Empacado y su Efecto en el Suministro de Oxígeno al Sistema. En la Figura 6 se muestra en forma esquemática el sistema de tres fases existente en las columnas de lixiviación de escorias. Es posible distinguir 3 fracciones: 12 sólida (escoria), líquida (solución ocupando una fracción espacial El +Egentre y gaseosa (aire), cada una respectivamente. Es,cI,E¡: cada uno de estos parámetros específicos a cada sistema. de lixiviación) físicos dependen Los valores típicos de de varias variables En general, la literatura reporta valores del orden 37-40% y Es es del orden 63-60%. Por otra parte, mediciones independientes encontradas en la literatura señalan que el valor de un 22 a 49%. y son Las estimaciones El varía entre teóricas de estas variables dependen de la granulometría del mineral así como tambien de las propiedades físicas del gas y de la solución lixiviante . ..--------- -- ------------- líquido 111 Figura 6: Esquema de las distintas fases al interior de las columnas de lixiviación. Si se focaliza la atención en Figura 6, se debe señalar que para que el oxígeno para poder llegar a la zona de reacción en fase líquida debe atravesar la interfase gas líquido. El flujo de oxígeno esta dado por una expresión proporcional a un 13 coeficiente de transferencia de masa" kg" el area interfacial líquido-gas" a", el gradiente de concentración entre el oxígeno en el seno de la fase gaseosa y el valor de oxígeno en la interfase, "C¿ -Co". 2bg 21 En términos analíticos, este flujo se puede expresar como: El flujo máximo de oxígeno hacia la interfase se tiene en la situación límite cuando la concentración de oxígeno en la interfase se hace nula. En tal caso ecuación 8 se puede expresar como: N 02X == kga . C 02hX (9) El valor de k, se puede obtener a partir de relación semi-empírica del tipo: kg == ¡(Re, Se) (10) en donde: Re: es el número de Reynolds Sc: es el número de Schmidt El número de Reynolds depende de variables geométricas (diámetro equivalente de las partículas, dp), variables hidrodinámicas (velocidad de la solución de lixiviación en la solución, v) y de una propiedad física del fluído (viscosidad, u). Por otra parte, el número de Schmidt depende solo de las propiedades del fluído. El mismo análisis se puede hacer para la difusión del oxígeno en la fase líquida. En tal caso se llega a: 14 (11) En ecuación (11), k, tiene la misma funcionalidad, pero las variables y propiedades físicas están referidas a la fase líquida. Debe enfatizarse que el flujo de oxígeno es continuo de modo que no existe acumulación en la interfase, de modo que: (12) Ya que ambas columnas funcionaron al mismo flujo, con una condición topológica similar (granulometria idéntica) y asumiendo que las propiedades de la solución ácida son idénticas para ambas columnas, se puede asumir que el valor de k.a es similar para ambas columnas. N N O2 , I Columna 02/IColumna Haciendo 1 2 De este modo se tiene: = k I a Columna 1 k I a Columna 2 . eO 2 b/ 1 . e (13) Columna O2 bI 1 Columna 2 (14) la razón de flujo máximo de oxígeno en fase líquida entre ambas columnas se tiene que: N 02/IColumnal N 02/1 Columna2 _ e 02b1IColumnal e (15) 02b/1 Columna 2 Ya que la concentración de oxígeno en Columna 1 es 11.4 ppm y en Columna 2 7.2 ppm se tiene que: 15 No I Columna 1 -~--=1.6 21 (16) N o2/IColumna2 Se tiene que en forma estimativa, el flujo máximo posible de transferencia de oxígeno en fase liquida en la Columna 1 es un 60% mayor que el flujo máximo en Columna 2. 2.2 Adaptación de reactores de oxigenación. Con el objeto de oxigenar las soluciones de lixiviación de escoria se adaptaron los prototipos diseñados y construidos en la etapa previa del proyecto. En esta nueva etapa, el diseño del proceso establecía la utilización de soluciones de acido sulfúrico con concentraciones muy superiores a las utilizadas en la lixiviación bacteriana de los súlfuros de Quebrada Blanca. En esta ocasión se utilizaron 80 gr de acido sulfúrico por cada litro de solución, lo que contrasta con los 5 gramos por litro caracterizados en los refinos de planta utilizados en la lixiviación bacteriana de Quebrada Blanca. El mayor nivel de acidez de la solución genero un conjunto de dificultades en la operación de los prototipos de oxigenación. Estos fueron materiales plásticos que presentaron un buen comportamiento de Quebrada Blanca, pero presentaron fallas construidos en en las soluciones en las nuevas condiciones. Buscando una solución, se cotizaron válvulas especiales tolerantes a estos niveles de corrosión. En Anexos, se presenta la cotización la que es de US$ 450 por válvula. Cada prototipo utiliza un conjunto de 4 válvulas, sumando 8 para los dos equipos, con un costo de US$ 3.600. Este valor esta fuera de nuestro presupuesto, por lo cual se decidió modificar los diseños de los prototipos. En Anexos se presenta automatización un diseño en el cual se independizo de válvulas, eliminando el acido el circuito de de los componentes mas susceptibles a la corrosión. La solución se implemento dentro de los presupuestos 16 establecidos realizadas en el proyecto y funciono adecuadamente durante las pruebas en lixiviación de escorias de fundición. Por su parte fue necesario modificar el punto de inyección de aire comprimido en los prototipos con el objeto de evitar de retornos de solución en las válvulas anti retorno. Adicionalmente una de las marcas de bombas sumergibles presento fallas en sus rotores plásticos. Para superar el problema se reemplazaron las bombas con problemas. Se calcula que el equipo de oxigenación de soluciones funcionó en un 70% de su tiempo durante las primeras 6 semanas, entregando oxigenaciones cercanas a los 9,6 ppm. Las últimas 6 semanas los problemas se incrementaron dada la modificación del diseño del equipo y se calcula funcionó en un 40% de su tiempo, sin embargo se lograron concentraciones mayores de oxígeno, cercanas a los 11,4 ppm. 17 3 CONCLUSIONES 1. La aplicación de la tecnología de oxigenación de soluciones a la lixiviación ácida de escorias de fundición de cobre, para el caso de este estudio, aumenta en 5 puntos porcentuales la recuperación de cobre con respecto a la lixiviación ácida de escorias sin oxigenación. 2. El aumento porcentual de 5 puntos se traduce en una disminución de los tiempos de lixiviación y por lo tanto tiene una incidencia positiva en la economía del proceso. 3. El mejoramiento observado se asocia fundamentalmente a que la tecnología aumenta la transferencia global de oxígeno en la interfase gaslíquido del sistema, permitiendo así mejorar la cinética química del sistema reaccional en fase líquida que determina la recuperación de cobre desde el lecho empacado de escoria. 4. La tecnología disponible puede ser aplicada a procesos de lixiviación química en donde la transferencia de oxígeno sea una etapa limitante del proceso global, como se vio en este estudio. 5. Siendo la difusión de oxígeno en fase líquida del orden de los 10-5 cm2/s, esto limita fuertemente cualquier cinética global. En este trabajo se demuestra que la aplicación de esta tecnología de aireación aumenta en un 60% el flujo de oxígeno en el sistema. 6. Las recuperaciones de cobre alcanzaron valores por sobre el 80% en ambos casos. Sin embargo los consumos de ácido son bastante relevantes dada la gran cantidad de fierro presente en la escoria, fierro que es lixiviado fácilmente por el ácido. 18 4 ANEXOS www.sta.teoDica.cl ~.rviei~~i~tecnica.c rana-tAl fD2f 3~a II~ le.::';) Sr. .t.moole e.o~ "-TENCIOII III~IJI' •. Gn.po D D~ lItno S.A. SOLlClnJlJ 1.2:de Oauto! F~:¡'(A PRI'I"AI\AIiA del 2t-v7 .\1a:¡LH:Une I"CfIce f\")R (O¡) 35 !5 005 EtMW"i1Wtift'. cl ••••• alf' rt~,.:';¿h::·1 '• .!.J~·.:.I_.!. [:€ '}(t_::rx:;¡[:E »«: .;t:! :.;.. ¡ u 11~' .,. :Jo .~" y~ «: '('~.(I~~l' ::.!~'''J .e ~'y.:~ : ~, .••• -:rd r: .~ ·1::SJ~·T::'..a...:. :~:""~J:;;11a lIP.>:ew 1.'2' t.-:.:'! L~·"'H:.I :. :~,;;II). =-':..:. [fe, r-_. .~*!,~":I•.- ~r C~ ~~ P..:.hic,,¡un ¡J1iI((11'- . F"'~ rli..~C~·H" I.!IiIIl (J~h't .lJmm1:ILo?n electro: o :: " ae E.llfj~ . Af" ,~".,,)o<•.•.•:~ 1) "fj H: o' ';: ti mml !IOII.UO De la IIresente ale a n.xemm: nour CONDIC.10.''US For a US1.ad le S' Lftl~C!: GfNEIlALES II de pago Yalo.-.s totlzado. Yal!d ¡ Lug.u r:kr ntr~;:¡ Ord n de ,ornpr~ S)~ CCfIorden ee ~. 50.., restalYle COlYlrolentr~. N.atOiS. en t>:JLAR. equlvalmtll IIn ~ os ·,aores 5011llar ellOl:al de la Su~~ IIn CoX1 llDOOII;:¡1II recr.:. ·::lerad:uroldOn. l:Ia::l otenollllil. sa-rtIIlQD SI 111¡ueseme cmlDe ~ es aapt01d01, a¡;n4ecern:l!i orden oe compn a nCltTobrede: cener.1r Slme Te.crdcll Ltd01. Psi D. <OQl'IQr~' Yel-as.quo:z RtlC <Olro CoMer<l-aIl:z;¡<l<ón Fono 6165,. L..1 Florld •• SilntlólOo. Ja..tU.e.OO t la", (02) y se Ido.s de IlHltl'\lrroontllc:l n 'ndIlSU1~1 J5 85 005 19 ! ArdWo !ciclón Ver ,...... HIr'rIrnIe\W :A f¡i¡ • .o Nol1on C,'OoxImon" n 310 AyuciIo ..:JH~" rl-. ~-·i~"';;_"'IN,,*,' ~c:.orre.v"-Ob·:-Hr;,¡;:- I~C. SeIlr9S\oIn•••• @!I1lti _I" ••• IQ••.. •• - . • O . "'" o •• .. ..'PíIIhI· tas ••• ,) __ Oodanes o De: FeHpe Jimenez R. [fjimenez@acennetcl) ED\1ado el: Jueves, 29 de No';embre de 2007 l2:~7 Para: abordeU@vtr.net AsaDto: R\': Cotizacion planchas acero inoxidable. De: Antonio Bordeu ["""Ito:obonl.u~tr.netJ Emriado el; Mortes. 27 d. llOvJ.mb", d. 2007 14:58 Para: fJlmenozl!Jacenmeld AIlanto: CottZOCJOfl planchas acero Inoxidable. Estimado Felipe Necesito que me cDl.ces lo siguiente • J Planchas de acera Inoxidable da 100x300em en 2mm espesor Aeero innx 304 S 182.496 mas lva . • Trozo ele acero Inoxidable 3tU de 35)(60 cm en 6 mm espesor Sin S 35.930 mas ¡va ~ dis.ponible solo en C¡na Matriz. matucana n~ 49) oIro particular Antonio Bordeu 097799850 Grupo Lltino SA RuI 99 560 lBO·k E.ari.to lillo tl7a uf 72 Lss ConO•• .:J ¡~iOO'" • !J.iI'!a.~ 14:39 ..l.I1l!l po l __ v.r AVOJdI rl· ~ _·¡!!ti~;;';;';~i"COo'ecIof..-Ob.¡~.¡~;~~••- •• I eo..tJelc~3~1·~" ~., .c''OoxImonI>nso_\oIn •••• ~ 9· rJ _"..,ctocu. .. oONol1on 3&IJ . ..., "PóghJo ,<}_ .•• Oodanes' De: \'icky Castillo R.i\·as [\icky.castiDo@bfc.cl) ED,·lado el: Jueves, JO de Agosto de 2007 17:12 Para: abordeu@ytr.net ASUBIo: cotización Bu ••••• rard>s Envio cotizacióo solicitada Pl Acero ÚIOlCidabIe30~1.SM:\11000X3000 \" aIor mas I\·A EnIr.ga ••• 8 días hábil es Validez cotizacióo J días ~s ATTE S.C__ n,~' cC:lm~R· Milla AdnIuria. C~JttP':talCc::t:PIpf"~ lrdaL~s.4."I"I,: •• 1.,.111', •••• ..., I"l'Jd#dcra ,\¡,;d-t2 ¡Han .1,5 •• ••••••• ~ •••• H 2 _" ""111', A,bIH 11 ClmIcciII155,Dl2x2l1,5= S2D&.683 Fono O"';.36190~_i6~'9-j .,L •••• B..nu Fax OJ~.16iJOl .:J """ ~ a_de_ ! ! ... '!l •.•• -..deT<Ib@8 ... i c.I<UodIr. 1.JInf'oomeN2 .- -:-:-~':- ~eo:;;;~'-- .- ..---~·iOO~-~· II.C:\--..•••••• s... • ¡«- oj¡~~. 14;)1 20 VISTA BD ff' a ANEXO TECNICO N2 PROTOTIPO DE LABORATDR'lD N2 SEPARACIDN DE VALVULAS rE AUTDMAT1ZACIDN V ~ V ULA PLA.'STlCI\ S(L[I>¡ID( PAR~ A [R( COMPI11totIDO VALVlJLA PL"'SflCA S[LE~lD[ P~RA i.tcuteu 80H~A Sur-t::RGID,q VAL VULA I\NTI RE:TORNO REGlV.DDR PRE$[(]N lRA"'~ LlCUIOOS COf"'lpresor VIS' A BB SOLlIClDN O:iIG:NADA 22 23 Código del proyecto 205-4900 Oxigenación de Soluciones de Lixiviación Minería del Cobre. en Empresa beneficiaria Grupo Latino S.A. ANEXO Informe Técnico Estado De Avance N°2 08 abril 2008 íNDICE 1 ANTECEDENTES GENERALES 3 2 Aclaraciones al Informe de Avance n02 3 2.1 Protocolos de Ensayos Realizados 3 2.1.1 Duración Pruebas de Lixiviación 3 2.1.2 Muestreo 3 2.1.3 Análisis Químicos 3 2.1.4 Variables Operacionales de la experiencia 4 2.1.5 Procedimiento de Lixiviación .4 2.2 Caracterización de las Escorias 5 2.3 BALANCE DE MASA 5 2.3.1 Balance de Masa por Soluciones 5 2.3.2 2. Balance de Masa por Sólido 7 2.3.3 Consumo de Acido 9 Resultados Experiencia N°1 1O 2.4 3 Anexo N°1 11 4 Anexo N°2 19 ANTECEDENTES GENERALES El presente Anexo corresponde a aclaraciones que se realizan respecto al segundo informe entregado a CORFO con referencia al proyecto de "Oxigenación de Soluciones de Lixiviación para Minería del Cobre", informe que fue entregado con fecha 14 de febrero de 2008. ACLARACIONES AL INFORME DE AVANCE N°2 1 CORFO ha solicitado a Grupo Latino S. A. (GLSA) aclarar los tres puntos siguientes: 1.1 Protocolos de Ensayos Realizados 1.1.1 Duración Pruebas de Lixiviación Las pruebas de lixiviación tuvieron una duración de 88 días. 1.1.2 Muestreo Se realizaron muestreos diarios los primeros 30 días. A continuación, se realizaron compósitos de 3 días. En total se tomaron un total de 50 muestras. 1.1.3 Análisis Químicos Los análisis químicos solicitados • Cobre. • Acidez. • Fierro. • Temperatura. • pH. y otras variables a medir del PLS fueron: • Potencial Eh de la Solución. • Oxigenación Estas variables fueron medidas para cada una de las 50 muestras. 1.1.4 Variables Operacionales de la experiencia 2 • Tasa de Regadío: 10 Itlhr/m • Acidez de la Solución: 80 gpl. • Tonelaje de Mineral: 40 kg/ columna; peso sin curado. • Columna N°1: Oxigenación de 11,4 ppm promedio. Oxigenación de 7,2 ppm promedio. 1.1.5 Procedimiento de Lixiviación. El procedimiento de lixiviación fue el siguiente: • Etapa de Curado con 400 kg de ácido por tonelada de escorias. • Reposo de 2 días. • Etapa de re-chancado de Escorias debido a cementación. • Roleo y Cuarteo del mineral de escorias. • Carguío del mineral en ambas columnas. • Etapa de Lixiviación. • Muestreos y Análisis. 1.2 Caracterización de las Escorias Las escorias con que trabajó GLSA para estas experiencias fueron escorias de descarte de fundición de cobre de Caletones, División El Teniente de Codelco Chile. Las escorias lixiviadas en la presente experiencia, poseían las siguientes leyes cabeza. Cobre: 1,03% Fierro: 45,80% Se adjunta estudio mineralógico realizado a escorias de descarte de fundición de cobre realizado el año 2006. Si bien este estudio está enfocado más al estudio del Molibdeno, el cobre también es considerado. Ver Anexo 2: Informe MAM 523/06: "Caracterización Mineralógica de muestras de escoria". 1.3 BALANCE DE MASA 1.3.1 Balance de Masa por Soluciones. Masa total de cobre acumulada en solución de salida: JQC dt 88 Al (t = 88días) = Donde: Q: Flujo volumétrico, Its/hr. C¡: Concentración diaria de cobre, gpl. dt: Variación diferencial del tiempo. i 1. En las experiencias realizadas, se consideró una variación temporal discreta, ~t; y un flujo volumétrico constante de tal manera que ecuación 1, se puede aproximar de la forma: ss M(t = 88días) = IQCi~t 2. o El flujo volumétrico se obtiene a partir de la relación: 3. Q=FA Donde: F: Flujo superficial de solución de lixiviación: tts/hrm'' A: Area transversal al flujo de solución: m2 Los valores de ~t están considerados en días. Por otra parte, la masa inicial de cobre se designa como Mo de modo que la recuperación porcentual puntual se determinó a partir de la relación: I Recuperación(t) = M(t) M() JQC,dt .100 = () .100 Mo 4. De este modo, la recuperación porcentual de cobre en 85 días es: Recuperación(t = 88) 5. En la Figura 1 se muestra el gráfico de recuperación de cobre vs tiempo para ambas columnas en operación, obtenida a partir de ecuación 1. Figura 1: Recuperación de cobre vs tiempo en lixiviación ácida de escoria de descarte. 1.3.2 2. Balance de Masa por Sólido. En el análisis de composición del sólido realizado por la Empresa Geomet, solo para la columna 1, se encontró que el material de cabeza tenía un 1,03 % de cobre. Este número no hace distinción entre cobre soluble e insoluble, por lo cual es la única referencia cuantitativa con que cuenta GLSA para efecto de balance metalúrgico. Para una carga de 40 Kg de escoria por columna y considerando que ambas cargas provienen de un material previamente roleado y cuarteado, el contenido inicial de cobre en ambas corresponde a 412 gr. Por otra parte, al residuo sólido de lixiviación se le hizo un estudio de ICP en la Empresa Acmelabs Código de Análisis LS08-00336 (documento adjunto), en el cual la cantidad de cobre en la muestra es de 4261 ppm y que en términos absolutos se traducen en 28,84 grs de cobre. Por lo tanto, la recuperación porcentual de cobre por sólido es: ,. 88 412 - 28,84 930/ Re cuperacion(t = ) = = /0 412 La determinación de los 28,84 grs de cobre surge del siguiente cálculo experimental: Altura total columna: 110,5 cm Diámetro de la columna: 19 cm Altura final de carga: 16 cm Altura de carga: 68,5 cm Densidad de lecho: 1500 Kg/m3 Volumen final de empaque: v= J[ (0,19)2 . O 16 = O 005m3 4 ' , Multiplicando por la densidad del empaque, se tiene que la masa final de material residual es de: 6,8 Kg. Finalmente, considerando el valor de 4261 ppm de cobre en el análisis resulta en un total de cobre residual de 28,84 grs. De los resultados se observa que tomando como referencia, el valor obtenido por análisis de sólido con respecto al análisis por solución existe una diferencia menor a los 3 puntos. Con relación a columna 2 no se hizo análisis de sólido del material residual de modo que la constatación anterior no es posible de llevar a cabo. Sin embargo, se estima que dado el comportamiento mostrado en Figura 1 sería plausible (admisible y recomendable) .esperar un resultado similar. 1.3.3 Consumo de Acido. En Figura 2 se muestra el consumo acumulado de ácido sulfúrico para ambas columnas. 16,0 I 14.0 -t----------------------:::~;:;._'--------- 12.0 +------------- .g 10.0 -t----- 'ü -ca ~ 8.0+--------~~----------------- 2 :5 6.0 +-------~---------"'------------------ 2.0 +-----.'-------------------------- 0.0 -l-----r-----r--------r-----r-----r-----r-----r-------, o 10 20 30 40 50 60 70 80 90 Días ¡-COlumna Figura 2.: Consumo acumulativo lixiviación de escorias. 1 -Columna2 de ácido sulfúrico para ambas columnas de Se observa que el patrón de consumo es idéntico. Sin embargo, a partir del día 30 existe un leve mayor consumo de ácido en la columna 1, lo cual es consistente con los resultados reportados en Informe 2 en el contexto del proyecto. 1.4 Resultados Experiencia N°1 De los resultados obtenidos en la experiencia n01, de lixiviación de minerales sulfurados de cobre mediante lixiviación en columnas, experimentalmente no se observaron diferencias en la cinética global del proceso de lixiviación, debido a que la mayor concentración de oxígeno no evidenció beneficios en el desarrollo de la población bacteriana dadas las condiciones en que se realizó la experiencia. Los resultados son lo que se muestran en el siguiente gráfico: Cinética de Disol ución de Cu 50 -+- Cu Rec CU QB Estándar -+- C-2 Rec Cu Ox Media o ---+--- C-3 Rec Cu Ox Alta ---~~-~--+--~-~--~-~--~-~--O 10 20 30 40 50 Tiempo de Lixiviación (días) ------------------------ -- ----------- Se adjunta en el Anexo 1 el informe técnico de la experiencia Técnico N°8". - n01: "ANEXO Lixiviación Columnas de Minerales de Cobre Caso 1:Quebrada Blanca, Súlfuros Secundarios De los análisis mineralógicos realizados al mineral, se obtuvo que la especie de Cu predominante es Calcosina, la cual representa el 83,7 %, luego Covelina con 7,4% y Enargita 0,57% (sulfuros secundarios lixiviables en ambiente oxidante). Por su parte el contenido de calcopirita es de 8,25%, correspondiente a sulfuro primario, de baja solubilidad. La Tabla n01 resume los resultados de disolución de cobre hasta el día n041 de las pruebas de lixiviación: Recuperación CuT Consumo Ácido Bruto Prueba Tiempo Lixiviación N° Días Oxigenación gpt (%) (kg/t) C-1 41 Natural 6,5 33,47 10,06 C-2 41 Media 9,5 30,80 9,99 C 41 Alta 11 30,12 9,91 Condiciones de Riego La evolución de la extracción de cobre a partir del mineral en lixiviación es la que se refleja en el gráfico n01. Adicionalmente en este gráfico es posible distinguir una evolución de las siguientes tres etapas de lixiviación: Inicio Etapa Tipo Lixiviación Observación Predominante Lixiviación de especies las mineralógicas más solubles en ácido y presentes como en el mineral, la covelina calcocina. Día O Lixiviación Química y Estas se en la encontraban superficie de la matriz de Superficial mineral por lo tomaron rápido que contacto con el ácido. Esta etapa inicial se caracteriza por una rápida cinética debido a la lixiviación superficial. Lixiviación especies de las mineralógicas más solubles en ácido y presentes como Día 7 Lixiviación Intersticial Química en el mineral, la covelina y calcocina. Estas especies se encuentran ubicadas ya no en la superficie del mineral si no en la misma matriz, por lo que el ácido debe llegar mediante a ellas pequeñas fisuras existentes en la matriz del mineral. Debido a esto es su tiempo de menor cinética. mixta mayor lixiviación y Etapa de control superficial y difusional. Comienza una vez se activan las bacterias presentes en el sistema. Estas bacterias provienen de un estado de latencia (fase lag), algunos Día 15 Lixiviación Bacteriana y les toma días sobrepasar el período de activación. Al comenzar la actividad bacteriana, se comienza a re- generar el Férrico nuevamente que permite mantener un potencial de oxidación la sostenido lixiviación para de especies mineralógicas. las -------- Cinética de Disolución de Cu 50 ~--~-~-~-~----~----~----I -~ 40 ----+----+-- - J- 30 ~ Cu Rec CU QB Estándar ~C-2 Rec Cu Ox Media ----A-- C-3 Rec Cu Ox Alta o 10 20 30 40 50 Tiempo de Lixiviación (días) Respecto al consumo de ácido, es posible observar en el gráfico n02 que no existen prácticamente diferencias entre una columna y otra: Cons nmo de Acido (kg/t) 15 ~------------------------------------------------ ---+- Consumo ---+- Consumo ---.-- 10 Acido Bruto C-l de Acido Bruto C-2 Consumo de Acido Bruto C-3 5 0,0 10,0 20,0 30,0 40,0 50,0 Tiempo de Lixiviación (días) Respecto al ión férrico, es interesante el comportamiento que se muestra en el gráfico n03, debido a que es evidente el incremento que este posee a partir del día 15- 16 de lixiviación. Es en este momento, donde comienza la lixiviación bacteriana, la que por características de la curva atribuible a la generación de ión férrico por la reacción: Debido a los altos contenidos de Pirita existentes en el mineral, es posible concluir que las bacterias están generando ión férrico a partir de la lixiviación de esta pirita y no de la calcopirita, debido a que esta última es mucho más refractaria que la primera. También es posible observar que a partir del día 30 el férrico se comienza a estabilizar en el PLS de la salida de las columnas. En el contexto de este proyecto, no es posible concluir que el aumento de oxígeno por sobre el equilibrio ambiente tenga un efecto, ya sea positivo o negativo, en la lixiviación bacteriana de sulfuros secundarios. Si se analiza un poco más al detalle, es posible observar que los puntos adicionales de recuperación de cobre obtenidos en la columna con oxigenación estándar, conversan de la mano con la leve mayor producción de ión férrico de esta columna. Fe+3 2 ,-------------------,,------------------------------~ -+- C-I -+- Rec Fe+ 3 Ox Estandar C-2 Rec Fe+3 Ox Media ----.- C-3 Rec Fe+ 3 Ox Alta Lixiviación Bacteriana Lixiviación Química o ~_A_7_~------'----'~-------. o __ ~~c__.~-----~---L -_._-~----' 20 10 40 30 Tiempo de Lixiviación (días) Finalmente, respecto a la oxigenación de las pilas, es posible observar que el oxígeno de salida es muy similar para las 3 columnas, sin embargo es posible distinguir que el de entrada es diferente y en el caso de las columnas 2 y 3 bastante irregular. La razón de este comportamiento poco lineal fue la irregularidad del flujo de regadío y todos los intentos por hacerlo más estable. Además, es relevante tener en cuenta los cambios de temperatura existentes en las condiciones de Santiago, lo cual afecta también la concentración del oxígeno existente en el refino de entrada. El comportamiento lixiviación se muestra en el gráfico n04. del oxígeno en las pilas de OXIGENACIÓN C-l, 2 y 3 e 20 ~---------------4----------------------------~ ----+- C-I QB 02 Salida -+- C-I QB 02 Entr 18 ---<>- C-2 QB 02 Salida -+-C-2 QB M 02 E ---<>- C-3 QB 2 Salida -+- C-3 QB 02 Entr 16 8 12 ~8; ~ 14 = .s =~ a= ~S 10 ~ 8 !i;5~~~~~~~~~~~~~~~~~~~~ 6~ 4 2 O O-----~----~--_f----~----~----------~--~ 0,0 10,0 20,0 Tiempo de Lixiviación (días) 30,0 40,0 ANEXO 3 Informe Final Código del proyecto 205-4900 Oxigenación de Soluciones de Lixiviación Minería del Cobre. Empresa Beneficiaria Grupo Latino S.A. 20 Mayo 2008 en íNDICE GENERALES 3 1 ANTECEDENTES 2 Evaluación Económica Lixiviación de Escorias (Etapa 2) 3 3 Etapa N°3 5 3.1 Lixiviación de Concentrados de Cobre 5 3.2 Objetivos y Alcances 6 3.3 Metodología 3.3.1 y Plan de Trabajo Metodología 6 6 3.4 Carta Gantt 8 3.5 Gastos Etapa 3 8 3.6 Plazos 8 ETAPA N°3 PROYECTO DE OXIGENACiÓN DE SOLUCIONES 1 ANTECEDENTES GENERALES El proyecto comenzó a operar el 1 de Noviembre del 2006 y al 31 de diciembre de 2008 se finalizó la etapa N°2, la cual fue aprobada formalmente por CORFO con carta entregada con fecha 07 de mayo de 2008. Adicionalmente, con fecha 29 de septiembre de 2007, Grupo Latino recibió la aprobación de CORFO para probar la tecnología "utilizando minerales concentrados y subproductos de cobre (polvos de fundición, escorias y minerales de relave) como material para realizar las pruebas" ... De la segunda etapa se concluyó que existen ventajas en lixiviar escorias de fundición de cobre con mayores cantidades de oxígeno, por lo que desde el punto de vista técnico, la tecnología cumple con las expectativas debido a recuperar en términos absolutos un 5% adicional. Sin embargo, los altos consumos de ácido hacen que el proyecto sea económicamente inviable, aún en los escenarios más óptimos como se demostrará en el punto 2. 2 EVALUACiÓN (ETAPA 2) ECONÓMICA LIXIVIACiÓN DE ESCORIAS Para efectos de la evaluación económica, se dan los siguientes supuestos: • Ley Cobre: 1% • Precio Ácido: 50 US$/ ton • Precio Escorias: Sin costo • R% Cobre Lix: 90% • R% Cobre Sx: 95% • Consumo de Ácido: 800 kg ácido/ ton escorias • Escorias: 800.000 ton! año • Período Evaluación: 15 años • Cálculo de consumo de ácido se basa en lo siguiente: Consurro Acido 0,35 0,3 0,25 0,2 0,15 0,1 0,05 o o 10 20 40 30 I-+- 60 50 Consurro Acido 70 80 90 I Dado este gráfico, a los 80 días se tiene un consumo de 683 kg de ácido! ton de escorias. Si se le suma el ácido consumido en la etapa de curado que fue de 110 kg de ácido! ton de escorias (el curado fue con 185 kg de ácido! ton de escorias), da un consumo total aproximado a los 80 días de operación de 800 kg de ácido! ton de escorias. Dados estos supuestos, la evaluación económica es la siguiente: o INGRESOS IngresOsCobre - - COSTOS Curado! Aglomeracio_n _ -- - - Lixiviación Sx Cobre Electro Obtención Cu Administración Depreciación Amortización ---- Utilidad antes de Impuesto ¡mpuesto(17o/~ - ---. --- - - Utilidad despues de Impuesto + Depreciación V Amortización INVERSION Inversión Planta Inversión Investigación y Desarrollo Terreno Capital de Traba o Valor Residual 'FFcc --- - -30.000.000 VAN (12%) TIR 15 22.613.040 22.613.040 41.498.866 4.400.000 27.600.000 6.030.144 904.522 64.000 41.498.666 4.400.000 27.600.000 6.030.144 904.522 64.000 38.998.666 4.400.000 2r600.000 6.030.144 904.522 64.000 2.500.000 2.500.000 O 2.500.000 O ·21.385.626 -21.385.626 O -21.385.626 2.500.000 -21.385.626 O -21.385.626 2.500.000 -16.385.626 O -16.385.626 O O O O 2 22.613.040 22.613.040 41.498.666 4.400.000 27.600.000 6.030.144 904.522 64.000 41.498.666 4.400.000 27.600.000 6.030.144 904.522 64.000 41.498.666 4.400.000 27.600.000 6.030.144 904.522 64.000 2.500.000 O 2.500.000 O -21.385.626 O -21.385.626 2.500.000 -21.385.626 O -21.385.626 2.500.000 O O 25.000.000 25.000.000 O O 5.000.000 -18.885.626 O - Ó -21.385.626 2.500.000 O ------c~ -18.885.626 ~18.885.626 -155.725_833 #¡DIV/O! ......... 22.613.040 22.613.040 4 3 22.613.040 _ ~.613~ 22.613.040 -22.613~640 1 22.613.040 22.613.040 -18.885.626 -18.885.626 -16.385.626 US$ Dada esta evaluación, se concluye que los altos consumos de ácido hacen inviable el proyecto. Además, se debe tomar en cuenta que la evaluación está hecha con un valor de ácido de 50 US$/ ton, siendo que los precios actuales alcanzan hasta los 320 US$/ton. Dados los resultados obtenidos en las etapas anteriores, la conclusión de GLSA ha sido no seguir estudiando la lixiviación bacteriana por razones técnicas, ni la lixiviación de escorias por razones económicas. En función de esto, GLSA ha buscado alternativas de manera rigurosa, que desde el punto de vista innovativo, tengan un alto potencial de impacto. 3.1 Lixiviación de Concentrados de Cobre GLSA tiene planificado para su Tercera Etapa el realizar "Lixiviación Concentrados de Cobre en Reactores Inundados", de cuyo sustento se basa en las siguientes razones de fuerza: • Teóricamente el oxígeno es un potente agente oxidante que es relevante en las reacciones químicas involucradas en la hidrometalurgia de metales no ferrrosos. • Empíricamente también está demostrado que el oxígeno es un potente oxidante. • El oxígeno como agente oxidante en solución, debe ser utilizado en reactores inundados y no en reactores tipo pila debido a la efervescencia que genera el efecto cascada en este tipo de lixiviación. • Al ser un reactor inundado, es posible elevar en forma efectiva las concentraciones de oxígeno presentes y por ende el poder oxidante de la solución, generándose así un efecto similar a un reactor tipo "alta presión", pero con un costo más bajo y más eficiente que un reactor de lecho fijo. Esto potencialmente puede generar diferenciación y la generación de nuevos procesos. • No existen actualmente alternativas aplicadas industrialmente a la pirometalurgia para concentrados de minerales sulfurados de cobre, por ende el proyecto propuesto podría generar un alto impacto desde el punto de vista innovativo. 3.2 Objetivos y Alcances El Objetivo principal es lograr lixiviar concentrados de cobre, de manera de buscar un reemplazo al proceso pirometalúrgico, el cual es altamente contaminante. El alance de este proyecto es estudiar el desarrollo de un proceso hidrometalúrgico para el procesamiento de concentrados de cobre, basado en la generación de un alto potencial de oxidación, mejor cinética global, lo que lo hace altamente atractivo como solución intermedia entre la lixiviación bacteriana y química en reactores agitados y los procesos de alta presión. 3.3 Metodología y Plan de Trabajo 3.3.1 Metodología El protocolo de la experiencia de lixiviación considera realizar lixiviación en un reactor inundado y agitado, agregando los siguientes agentes oxidantes: Experiencia 1: Oxígeno con saturación del 200% Tiempo: 72 horas Análisis Químicos correspondientes Experiencia 2: Oxígeno con saturación del 200% Adición de ión Férrico. Tiempo: 72 horas Análisis Químicos correspondientes Experiencia 3: Ozono con saturación del 200% Adición de ión Férrico. Tiempo: 72 horas Análisis Químicos correspondientes El Set Up Experimental es el siguiente: f:::------~~\ -----------------, i i: Ozonificador : :.... - ... -f- Maquina: Disolución de Gases t: Q) m UO .- t: Solución Pobre en Oxígeno ~Q) t:C') '0'- .- >< uQ ;j o en Sistemas de Reactores para Decantación de Sólidos. I~-----------------~ 3.4 Carta Gantt Mes 2 ~ IDiseñoPruebas Diseño Diseño y (', Mes Z Mes ~ 21 41121341 Mes 4 222222222 Mes 5 ~I_~~-+-+~~~~~-;~~~~ i I Set Up Pruebas de Ejecución . 1 • t-~:~~s~~6n =f"" ,,,nc~ 2 I~A~n~álli~SiS~~~y~E~~~~1~ Ejecución Experiencia 3 ~rlÍ!lisis Metaúrgicos Experiencia 3 ~--~~-f--__+'_--~I---~-+__ ~~_ --~--~+-~-+~I~_~~-r-1 Análisis 1 Experiencia 2 13 Informe Final Confección y Redacción Informe Etapa 3 4 ti~~~Y~'R~eda~CCiió~nl~lnfo~rme~,F~inal~==jt=t=j==t=~=t~==t=l==t=l==~t=~=C:¡:1 ~ 1 1 3.5 Gastos Etapa 3 ••••••,·u:ot:N~ 2008 M.11 PARTI)AS Personal 1.1_ ~-1.3 l.' 2.2 2.3 Diraccion ~_~C?~del 4.708.823 e Investigadon Proy~cto ~88.235 941.176 _.----- ~rto en Mlnena E~p~rto~_q~genadon Experto ¡--'"647.059 1.132.353 Metaíurqico Personal de Apoyo Técnico 1 431,818 431.818 Me82 4.708.823 988.235 941.176 1.647.059 1.132.353 431,818 431.818 4,708.823 4.708.823 ~23.5_._ 941.176 1.647.059 1.132.353 ~~~ 1.647.059 1.132.353 431.818 431.818 431.818 431.818 1.147.745 555.438 Me. 6 MuS Subtotallnfonne Final 23.544.115 4.941.175 4.705.880 8.235.295 5.661.765 4.708.823 ._~"?35 941.176 1.647,º!>!1__ 1.132.353 431.818 431.818 2.159.090 2.159.080 Tecnicc 2 Servicio de Materiales y Otros 3.1 3.2 3.3 34 3.5 3.6 3.7 3.8 39 Me54 Me. 3 721.152 150.000 Labcratcoos Molienda Mineral 528.845 Am31isis Químicos Materiales Equipos 100.000 - ---'-5Q.QQll Oxicenacón Bombas Pileta de intercambio Estanque ------ de oxigenacion -- 26.593 de Oxigeno so De menes 1.703.182 ----- ae capnat oe proprecac empresa TOTAL $ De a ~.------ -- 721.152 150.000 528.845 100.000 150.000 53.185 26.593 131.250 131,250 131.250 131.250 131.250 5.271.891 5.271.891 6.419.636 5.827.329 5.271.891 658.250 27.406.367 3.6 Plazos GLSA solicitará amplitud de plazos para realizar las pruebas y terminar los informes comprometidos para mediados de agosto. Argumentos conceptuales para el estudio de lixiviación de concentrados de cobre con altos contenidos de calcopirita. 1. Propiedades lixiviación. físicas y químicas de los minerales sulfurados y su implicancia en los procesos de Para el desarrollo de este trabajo en primer lugar se ha considerado revisar algunos aspectos fundamentales de las propiedades físicas de los minerales sulfurados en particular la calcopirita y de su comportamiento bajo distintas condiciones de lixiviación. Desde el punto de vista de las propiedades físicas es relevante referirse a la naturaleza semiconductora de estos minerales y en particular a su estructura de bandas, las que siendo muy complejas, definen la mayor o menor tendencia del sulfuro a disolverse o no. También se ha considerado pertinente hacer una muy breve revisión de los aspectos termodinámicos de estos súlfuros con relación a su comportamiento bajo diferentes condiciones de potencial y de pH de solución. Por otra parte, las características de las soluciones lixiviantes utilizadas para disolver estos minerales bajo distintas condiciones termodinámicas, son analizadas en términos de sus propiedades físicas, químicas, requerimientos de manejo, producción, etc. La naturaleza y los mecanismos de transformación de fase de los minerales sulfurados son muy importantes ya que tales variaciones alteran las propiedades eléctricas de los materiales y también su comportamiento en la lixiviación. Así, para determinar la factibilidad de un proceso hidrometalúrgico y en particular su eficiencia, importa tener una idea fundamental de la cristalinidad, inclusiones u otros elementos que pudiesen intervenir en las propiedades. En este escenario, los sulfuros presentan una variedad de propiedades magnéticas, eléctricas y físicas las que están asociadas a la estructura electrónica de estos materiales. Entre los sulfuros es posible encontrar estructuras electrónicas con electrones altamente deslocalizados del tipo encontrados en los metales hasta aquellos característicos de los aislantes. De acuerdo a los antecedentes existentes en las plantas concentradoras, la composición de los concentrados de cobre cuenta con las algunas o todas de las siguientes especies sulfuradas de cobre y otras que no lo contienen: Calcopirita, Calcosina, Covelina, Bomita, Enargita, Pirita, Molibdenita, Limonita, y Ganga. Los sulfuros son esencialmente cristales semiconductores los que cuando son sometidos a un proceso de oxidación, sufren una destrucción, la que esta principalmente asociada a una pérdida de electrones y a una ruptura de enlaces en la estructura cristalina, lo que provoca un desbalance electrónico en ésta. La idea fundamental es que el agente oxidante estimula la liberación de los electrones desde la estructura cristalina del mineral oxidado, los electrones pasan así a la esfera del agente oxidante participando en el proceso de reducción. El trabajo realizado para la transferencia de los electrones desde la estructura cristalina dependerá fundamentalmente de las características del cristal: tipo de enlace, estequiometría de la composición, y ordenamiento; en resumen de la naturaleza de distribución del campo cristalino. Durante el proceso de oxidación, todos los súlfuros poseen una estabilidad propia, existiendo súlfuros que pueden ser más o menos estables que los otros frente a un oxidante dado. Respecto a la estructura cristalina de los súlfuros, en general se puede decir que es extremadamente compleja, y aunque se han aplicado varias clasificaciones estructurales conocidas, una clasificación única aún no existe. En la pirita, el Fe2+se encuentra en coordinación octaédrica con azufre, el que se encuentra en estado 5=2 . La calcopirita contiene al cobre y al fierro en una coordinación tetraédrica con azufre. Aunque existe algún desacuerdo entre los estados de oxidación de esta estructura, en general se acepta que la calcopirita es: Cu+Fel+52_ En la covelita el cobre existe en coordinación triangular y estrictamente tetraédrica. El 66% de los átomos de azufre están combinados en unidades dianiónicas del tipo 52-2. La configuración propuesta es Cu2+ (Cu-) 52- (52- )2, en el cual, Cu+2 ocupa un sitio triangular y el Cu' un sitio tetraédrico. En la calcosina se tiene una estructura en la cual el cobre existe en dos tipos de coordinación triangular. El mejoramiento y la innovación en el tratamiento de los minerales sulfurados de cobre pasan por un entendimiento robusto de los mecanismos involucrados en las reacciones anódicas de disolución, en la estructura del sólido y en la teoría electroquímica de los materiales semiconductores. En general, los minerales naturales presentan estructuras policristalinas con un alto grado de impurezas. Además, es un hecho que los minerales provenientes de diferentes orígenes poseen diferentes comportamientos de lixiviación y de flotación las que están asociadas a diferencias en la estructura del sólido, propiedades semiconductoras, densidad de carga, etc. (Herrera, Mirza, 1994). En los materiales sólidos la conducción eléctrica no se puede llevar a cabo por bandas de energía que estén completamente llenas o completamente vacías. Como consecuencia de lo anterior, para que exista conducción eléctrica, los electrones libres deberán moverse sólo a través de las bandas de energía parcialmente llenas. Por otra parte, entre las bandas llenas y vacías existe una región de energía prohibida, ~E, la cual en el caso de los materiales aislantes es muy ancha de modo que es imposible, a temperaturas físicamente posibles, excitar térmicamente un electrón desde el nivel de mayor energía de la banda inferior llena, al menor estado energético de la banda superior vacía. De este modo, las bandas están llenas o vacías y por lo tanto no puede fluir corriente de electrones libres a través del sólido. En el caso que la extensión de la energía prohibida sea muy pequeña, se tiene una probabilidad estadística significativa de que los electrones puedan ser excitados a estados energéticos superiores. Los electrones que llegan al nivel superior van a poder contribuir al transporte de corriente, constituyendo así parte de la banda de conducción, mientras que los espacios libres dejados en la banda inferior permiten que esta banda contribuya al flujo de corriente eléctrica a través del mecanismo de conducción por huecos. Cuando la concentración de electrones en la banda de conducción es alta el material recibe el nombre de semiconductor tipo n. Por otra parte, cuando la concentración de huecos es alta, el material recibe el nombre de semiconductor tipo p. La probabilidad de un electrón de ocupar una de las bandas de conducción esta gobernada por una Distribución del Tipo Fermi - Dirac. En la Figura 1 se muestra de modo esquemático un diagrama de bandas de energía para un material aislante, un semiconductor, y un metal. Distribución de Fermi·Dirac mblpna$? WL!enaW o (01 Aislador (bl Semiconductor (el Metal (Banda parcial· mente llena) Metal (Banda superpuesta' (di Figura 1: Diagrama de bandas de energía para distintos tipos de materíales. En el caso de los minerales sulfurados de cobre, muchos de ellos existen como compuestos no estequiométricos y esto afecta sus propiedades electrónicas (Mirza y Herrera, 1992). Una especie como la calcopirita, representa un semiconductor del tipo n, mientras que una especie rica en aniones debería presentar un comportamiento del tipo p. Daiger y Gerlach, 1982, demostraron que los minerales del tipo p tales como el NiS y las FeS tienen velocidades de disolución mayores que los minerales tipo n tales como la esfalerita y la calcopirita. En la Tabla 1 se muestran algunas propiedades eléctricas y semiconductoras Fierro. Tabla 1: Propiedades eléctricas y semiconductoras Mineral Formula Pirita Calcopirita Calcosina Covelita Esfalerita FeS2 CuFeS2 CUS2 CuS ZnS Resistividad nm 0.1-3.10-2 0.2-9.10-3 10.2.10.5 10-4- 10~ 105 - 107 de minerales sulfurados de cobre y de minerales sulfurados. Tipo de Semiconductor n,p n P metálica p - Potencial de Reooso V 0.63 0.53 0.44 0.42 -0.24 2. Transferencia de carga entre un material semiconductor y una solución de lixiviación. La transferencia de electrones ocurre sólo entre estados del mismo nivel energético, es decir, sin intercambio de energía con los alrededores o mediante radiación. Para que la transferencia electrónica pueda ocurrir, el potencial redox de la solución debe estar lo suficientemente cercano a los bordes de la banda de conducción. En ese sentido, el tener una idea cuantitativa de los valores relativos entre las bandas de conducción y el potencial redox puede servir para ver la posibilidad de ocurrencia de una reacción de lixiviación o no. En la Figura 2, se muestra un esquema análogo que trata de darificar el mecanismo de transferencia electrónica entre dos niveles idénticos de energía. CONDICION DE TRANSFERENCIA EPI = EP2 Movimiento de electrones EPI CONDICION DE TRANSFERENCIA NO SE CUMPLE EPI ~ EP2 EPI EP=O Figura 3: Diagrama explicativo de la incompatibilidad de niveles de energía. La diferencia en los niveles de energía inhibe el flujo de electrones. En términos ilustrativos, un par redox tal sólo una de las bandas de conducción electrones va a depender del número desocupados en el electrolito (solución energético. como el Fe3+/Fe2+ es capaz de efectuar un intercambio de electrones con del sólido. De acuerdo a lo anterior, la velocidad de transferencia de de estados ocupados en el sólido (mineral) y al número de estados lixiviante) con la restricción de que deben estar en el mismo estado En términos analíticos, la corriente total de electrones desde el mineral hacia la solución, va a ser la integral de probabilidad sobre todo el rango posible de estados o niveles energéticos: F = - q fv-(E)Dsc(E)f(E - Esc)Dox(E)dE donde: D se(E): es la densidad de estados en el semiconductor. f(E-Ese): es la función de Fermi que describe cual de los estados energéticos se encuentran ocupados. Dox(E): es la densidad de estados del agente lixiviante en la solución. v(E): es el coeficiente de transmisión. Por otra parte: donde: Cnx:es la concentración de agente lixiviante en la solución. Wlix:es la probabilidad de que el nivel energético se encuentre en un estado de activación E'. 2.1 Función de Probabilidad de los Estados Energéticos, Wlix. La representación de iones en solución en la forma de niveles de energía es mucho mas complicada que la representación para los sólidos. Los niveles energéticos de un ión en solución están distribuidos como resultado de las fluctuaciones térmicas de los dipolos en el cinturón de solvatación que rodea al ión (Bockris, J.O.M and Khan, S.U., J. Electrochem. Society., 132 (1978) 228. La distribución se postula que es parabólica, es decir, una distribución del tipo Gaussiana. La probabilidad de que ocurra una transferencia electrónica entre un sólido y un ión en solución depende de los niveles de energía del ión en el instante de la transferencia; la energía requerida para que el ión alcance un estado activado es la diferencia entre el agente oxidante, Ehxy E', Y la probabilidad, Wlixde que los niveles energéticos de las especies sea E". Esta probabilidad esta dada por: donde: A: es la energía de reorganización, la cual incluye la contribución energética desde los enlaces de estiramiento en la esfera interna de coordinación y la rotación de las moléculas de solvente en la esfera externa. Estas fluctuaciones energéticas no son despreciables y la desviación estándar (AkT)1/2puede tomar valores de varios eVo En al Figura 4 se muestra una comparación entre los niveles energéticos del mineral en su superficie y los niveles energéticos de los iones en solución (Frank Crundwell, 1996). Cuando un mineral sulfurado y una solución oxidante están en equilibrio, lo que ocurre es que el potencial electroquímico de un electrón en el mineral es idéntico al potencial electroquímico en la solución; dicho de otro modo, el nivel de Fermi es idéntico al potencial redox de la solución. De este modo, cuando se sumerge un mineral sulfurado en un electrolito se produce una redistribución de carga en la región interfacial, de modo que un exceso de densidad de carga en la solución es balanceado por una igual densidad de carga en el sólido en el estado de equilibrio. Considerando los aspectos anteriores resulta relevante describir como ocurre la disolución de un mineral sulfurado en la presencia de un agente oxidante. El enlace entre átomos vecinos en un cristal se debe a la interacción entre los orbitales enlazantes de los átomos vecinos. Los estados energéticos de los electrones de enlace están definidos por la banda de valencia del sólido, y la presencia de un "hueco" o "espacio vacío" en ésta significa que uno de los electrones ha sido removido y por lo tanto la unión entre los átomos se ve fuertemente debilitada. Los huecos pueden ser inyectados en la banda de valencia por un agente oxidante. VaL'tlUIII walc (~V) IJl'(IUm, rl'" in I1I ," ••1.-(VI al ti vacuum Di,lrihuII()I) ,\1 ~1I('r~\ in Ihe rl"lh't\ d(,\'ulll~le hll'r!'~ lc.~\d, al Ih~' vcrniconductor 'Uf tace 11.-\('1, Figura 4: Superposición de niveles de energía de algunos solidos semiconductores y la distribución energética del agente oxidante en solución. Un análisis para el caso de la calcopirita (CuFeS2), se observa que esta requiere de un ambiente oxidante con un sistema redox con una distribución lo más amplia posible de la distribución de niveles de energía en la solución lixiviante. Este hecho es fundamental para la aplicación del concepto de oxidación usando potente agente oxidante como es una solución ácida sobresaturada en ozono. Con esto se logran dos efectos positivos sobre la cinética de disolución de la calcopirita: en primer lugar, la banda de distribución de energía se hace más ancha y por lo tanto se cuenta con una mayor cantidad de energía medida en eV, permitiendo el salto de los electrones de la banda de valencia a la de conducción. En segundo lugar, se generan radicales libres altamente oxidantes que van a mejorar la cinética intrínseca de oxidación de la calcopirita. En términos más detallados, el proceso de disolución de un mineral sulfurado se puede visualizar de la siguiente manera: s- 15Sea MS un mineral sulfurado el cual se puede representar de la forma: M S Sean además X e Y dos especies iónicas en solución, de tal modo que se tiene la siguiente interacción: (M5+S5-)S +X ~MX+ +S; +e- 5 M +S5- +X +h+ ~ MX+ +S; + e" S; +y ~(Syt +e- (sr)' S; + S; ~ (S- S)s S; + Y + h' ~ La teoría predice que el elemento más electropositivo debería ir a solución mientras que el más electronegativo debería sufrir una reacción de recombinación la cual lo debería llevar a un estado elemental. 2.2 Análisis de la Disolución de Calcopirita, CuFeS2 Con todos los antecedentes anteriores, surge la pregunta acerca del como se puede solubilizar la calcopirita de modo de tener un proceso rápido y que genere pocas impurezas? Para responder a esta pregunta, es necesario analizar todas las rutas permisibles que lleven a la disolución de éste mineral mediante el uso del Diagrama Termodinámico de Pourbaix. De acuerdo a este diagrama las zonas de descomposición de la calcopirita se pueden obtener de las siguientes maneras: • Soluciones oxidantes: CuFeS2 + 40x ~ Cu2+ + Fe2+ + 2S + 4Ox• Soluciones fuertemente ácidas: Este tipo de disolución es conducente a la formación de H2Sy cobre y fierro en solución. A este respecto se postulan las siguientes reacciones: 5CuFeS2 + 4H+ ~ CuSFeS4 + 2Fe2+ + 2FeS2 + 2H2S CuFeS2 +4H+ ~CU2+ + Fe2+ +H2S CuFeS2 + 2H+ ~ CuS + Fe2+ + H2S En las ecuaciones anteriores la última es la más favorable desde el punto de vista termodinámico. En el caso de los experimentos programados por GLSA se trabajará en soluciones oxidantes a valores de pH entre 0.5 a 2.0 de modo de direccionar el sistema reaccional a la zona de soluciones fuertemente oxidantes. En un estudio realizado por Parker, 1981, se analizó la lixiviación de calcopirita utilizando diferentes agentes oxidantes, los cuales ordeno de acuerdo a un diagrama de niveles de energía. Para que exista una captura o inyección de un electrón en el sólido, el potencial de la solución debe superponerse con los niveles de las bandas de conducción o de valencia respectivamente. Conducrion band Fe .1<1 - ('u" /(u· -I,d _ NO, iNO 1l,,¡lIr - O,/II:!) 3d S 31' ('U lIprl" valence hand Figura 5: Superposición de niveles de energía de la calcopirita y la distribución energética de diferentes agentes oxidantes en solución. Se observa que en particular el par Cu2+/Cu+ y el par BrzlBr se encuentran en niveles muy similares a los niveles energéticos de las bandas de conducción y de valencia respectivamente. Por lo tanto, se podría esperar que ambos sistemas se reduzcan con una cinética rápida, no así el par Fe3+/Fe2+el cual se encuentra en un nivel correspondiente a la banda prohibida del sólido. energía será más favorable. En el caso del uso de ozono, la superposición de niveles de En el análisis anterior se puede constatar que no aparece el uso de ozono como agente lixiviante, de ahi que surge el interés particular en este proyecto de analizar el desarrollo de un proceso que permita comparar su viabilidad técnica y económica frente a otros procesos de lixiviación de concentrados de cobre ricos en calcopirita. A continuación se hace una breve discusión de diferentes alternativas tecnológicas de lixiviación de concentrados de cobre. 3. Alternativas Tecnológicas para la Lixiviación de Concentrados de Cobre. Existen hoy un número de procesos viables para el tratamiento de concentrados de cobre; algunos de ellos son específicos para algún compuesto en particular y otros pueden atacar en forma inespecífica todos los compuestos sulfurados (Hernandez, F. y Herrera, M., 2003; Rosas, F. y Herrera, M., 2003). En la Tabla 2 y 3 se rnuestra en forma resumida algunas de las caracteristicas y costos de capital y de operación más importante de estos procesos, referida a una producción de 100000 t anual al año 2003. PROCESO alimentación Preparación 464,989 Remolienda O Espesamiento Rujo lixiviante 20,666,162 Lixiviación Lavado O de gases 14,466,313 Enfriamiento/calentamiento 10,333,081 Rttrado 10,333,081 Neutralización Uxiviadón 452,318 452,318 457,473 2,813,262 22,686,144 24,637,726 13,559,605 13,659,605 2,846,290 3,099,924 Rltrado 4,133,232 Extracción por solventes O O 589,458 1,475,136 32,015,387 27,367,177 1,048,843 898,119 559,284 40,562,506 20,886,288 16,656,185 1,953,978 1,165,096 O O 3,533,246 754,926 O O 831,951 762,874 34,535,205 4,189,354 3,530,215 O 4,806,525 10,309,461 41,838,251 3,039,744 3,792,972 1,459,180 3,036,039 4,084,065 O 8,233,005 8,312,108 2,138,954 8,333,402 12,665,793 O 1,505,478 2,994,872 O O 3,123,407 1,970,882 O O 1,433,472 6,435,279 5,934,223 O 4,982,924 1,125,913 46,595,985 3,709,790 10,174,375 28,091,685 18,724,668 18,724,668 18,724,668 18,724,568 23,405,835 60,698,285 O 92,997,729 60,698,285 60,698,285 60,698,285 60,698,285 60,698,285 12,399,697 23,869,417 23/869,417 23,869,417 23,859,417 23,869,417 Manejo O de refino Piedra caliza Roculante 44,904,261 103,331 8,381,613 Total (U5$) O 176,954,012 20,083,774 O 2,056,516 154,996 O O 3,099,924 S-X mineral 760,681 2,511.240 2,960,571 5X/EO tanques O 439,315 O Electroobtención 5 O O 1,459,251 1,141,198 22,244,532 O O O 3,439,628 O Oanñcaoón CESl DYNATEC 452,318 2,066,616 secundaria BIOX 452,318 O Espesamiento NENATECH 452,318 O 568,319 Presi6nO ACTlVOX TOTAlPOX INTEC O 21,163,343 O 8,513,885 23,869,417 O O 21,985,955 20,240,734 251,067 753,591 402,833 513,072 693.050 1,476,401 570,930 9,585,832 1,236,843 1,886,811 154,996 154,996 154,996 2,599,995 2,599,995 2,599,995 2,599,995 3,108,691 245,000,372 200,545,658 203,811,443 273,823,974 202,915.226 202.130,572 Tabla 2: Costos de capital de distintas tecnologias para la lixiviación de concentrados comparación una producción anual: 100.000 t), 154,996 154,996 154,996 3,900,644 de cobre. (Base de Además de las alternativas tecnológicas mencionadas en Tablas 2 y 3, existen otras tecnologías alternativas al tratamiento pirometalúrgico de concentrados de cobre que resultan atingentes de mencionar. El proceso Arbiter/Escondida (Lossin, 2004) fue desarrollado con el propósito de lixiviar especificamente Calcosina, quedando un residuo insoluble de CuS. Posteriormente el cobre solubilizado se recupera por extracción con solvente y elecíroobtención. Eventualmente el residuo insoluble conteniendo Covelina se puede procesar por la ruta pirometalúrgica. En forma muy resumida, el proceso consiste en la extracción del concentrado con amonio y oxigeno en reactores con agitación de acuerdo a la siguiente ecuación: INTEC TOTAL POX ACTlVOX NENATECH BIOX DYNATEC CESL 0,0002 0,0002 0,0002 0,0002 0,0002 0,0002 0,0002 Remolinenda 0,0000 0,0035 0,0304 0,0307 0,0\7\ 0,0\7\ 0,0035 Espesamiento 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0002 0,0008 0,0003 0,0002 0,0003 0,0004 0,0004 tccvrecón 0,0073 0,0090 0,0051 0,0053 0,0233 0,0065 0,0058 presión 0,0000 0,0008 0,0008 0,0000 0,0000 0,0007 0,0005 de gases 0,0034 0,0000 0,000\ 0,0000 0,0000 0,0002 0,000\ EnfriamieI'ltrJ/calentamiento 0,0332 0,0059 0,0035 0,0070 0,0\92 0,0030 0,0025 Espesamiento 0,0022 0,0115 0,0007 0,0011 0,0006 0,0007 0,00\0 Filtrado 0,0030 0,0000 0,0023 0,0023 0,0006 0,0023 0,0037 Neutralización 0,0012 0,0000 0,0011 0,0024 0,0016 0,0004 0,0003 Lixiviación 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0008 Clarificación 0,0009 0,0000 0,0008 0,0016 0,0014 0,0007 0,0007 Filtrado 0,0011 0,0000 0,0014 0,0003 0,0133 0,0010 0,0030 ExtracdÓl'l por solventes 0,0000 0,0061 0,0041 0,0041 0,0041 0,0041 0,0051 Electroobtención 0,0740 0,0672 0,0672 0,0672 0,0672 0,0672 0,0672 SX/EO tanques 0,0071 0,0296 0,0138 0,0194 0,0151 0,0135 0,0131 5 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 O 0,0052 0,0525 0,0151 0,0155 0,0338 0,0174 0,0\56 0,0000 0,0037 0,0001 0,0002 0,0001 0,000\ 0,0002 Piedra caliza 0,0063 0,0000 0,0042 0,0011 0,0413 0,0033 0,0058 Aoculante 0,0006 0,0031 0,0006 0,0008 0,0007 0,0000 0,0008 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0000 0,0111 0,0000 MA relave 0,0222 0,0111 0,0111 0,0111 0,0111 0,0111 0,0111 Cátodo 0,0322 0,0322 0,0322 0,0322 0,0322 0,0322 0,0322 0,2886 0,1847 0,1746 PROCESO Preparación alimentación Surge/Feed Lavado MabeJo Llenado Total Ieach secundaria de reñno S-X Y mercado sin venta de acido (US$ ¡IIJCu) Total con neutralización ácido (US$¡IIJ Total con venta ¡IIJCu) de Cu) de áCido (US$ 0,1562 0,2270 0,1961 0,2041 0,1562 0,290\ 0,1985 0,2117 0,2917 0,1905 0,1746 0,1562 0,0392 0,1556 0,2261 0,2792 0,1563 0,1746 Tabla 3. Costos de Operación de distintas tecnologias para el proceso cobre. (Base de comparación una producción anual: 100.000 t). de lixiviación de concentrados de En la actualidad, este proceso no esta en operación al menos en forma industrial. El proceso Cuprex (Lossin, 2004) utiliza FeCb para la oxidación del cobre desde la Calcopirita, obteniendo este en forma soluble como CuCIz de acuerdo a la siguiente reacción: Mediante extracción por solventes se separa el fierro del cobre, los cuales luego se someten a un proceso de electrólisis utilizando celdas con membrana, donde en el cátodo se recupera cobre en polvo y en el ánodo se produce FeCb que se recicla al proceso de oxidación. El proceso lntec (Hernandez, F., 2001; Rosas, F., y Herrera, M., 2002) mencionado en Tablas 2 y 3, realiza la lixiviación de cobre (y otros metales) con una solución de NaCI/NaBr a 85°C. de acuerdo a la siguiente reacción: CuFeS2 +4CuCl~ +302 +2H20 ~8CuCI+4FeOOH +8S El lixiviado se trata con CaO y el sobrenadante se somete a electrólisis utilizando celdas con membrana, donde en el cátodo se obtiene cobre en polvo y en el ánodo se produce BrCI' que reciclado hacia el proceso de oxidación en conjunto con Cu+2. Este proceso se ha desarrollado hasta el nivel de planta piloto, sin embargo no queda claro su efectividad para lixiviar Calcosina y Covelina. El proceso de Lixiviación con oxígeno presurizado (Lossin, 2004) es capaz de solubilizar cobre a partir de concentrados que Sornita, Calcopirita y Calcosina. Los concentrados son tratados en la presencia de ácido sulfúrico con 8 bares de presión de 02 a 200°C. Se obtiene una recuperación de cobre del 99% con cinéticas muy rápidas de hasta una hora. El cobre obtenido se recupera por electroobtención. Este procedimiento esta siendo evaluado en plantas Industriales (Minería Chilena, Junio 2004; Minería Chilena, Enero 2005). El proceso de Sulfurización (Padilla, 2003) transforma concentrados de cobre sulfurados en un mezcla homogénea de Covelina (CuS). Este mineral es posteriormente lixiviado con una solución salina de ácido sulfúrico a 85-90oC, desde esta solución se puede obtener el cobre por extracción por solvente y electroobtención. El proceso de Sulfurización se lleva a cabo con azufre elemental a una temperatura de 350°C. Este proceso sólo se ha evaluado al nivel de laboratorio. Existe una versión alemana de este proceso conocida como Proceso Agrícola la cual sólo está desarrollada a nivel piloto. Los antecedentes antes expuestos han servido como base para que las empresas mineras promuevan la búsqueda de alternativas tecnológicas para abrir opciones de alternativas tanto hidrometalúrgicas como biohidrometalúrgicas que permitan tener otras opciones de tratamiento para sus concentrados, con la singularidad de contener Cu FeS2 . Es en este contexto, en el cual se ha estado realizando este estudio el que se puede escribir en términos genéricos como: X[Conclu/inslácido + Y[Oxidante] ~ X[Conc']CUISOllácidO + Y[Reductor] Simultáneamente ocurre una reacción de regeneración de las especies oxidantes. X[ Re ductor] ~ X[ Oxidante] Dado el diseño del sistema el equilibrio estará siempre desplazado hacia la formación de especies oxidantes. Por otra parte, Cross, D. Hernandez, F y Herrera M, 2005 estudiaron la lixiviación de concentrados ricos en CuFeS2 con fijación simultánea de arsénico provenientes de la División El Teniente de Codelco Chile. Fue posible desarrollar un proceso hidrometalúrgico técnicamente factible, pero económicamente no factible, debido al alto consumo de energía lo que no le fué posible competir con la ruta pirometalúrgica. Durante el desarrollo de las pruebas se pudieron constatar los siguientes hechos: • • • La lixiviación de concentrado Teniente con preacondicionamiento electroquímico es prácticamente instantánea. La lixiviación de concentrado Teniente produce calor y por lo tanto hay presencia de reacciones exotérmicas en el proceso. El nivel de lixiviación que se observa en el concentrado Teniente sin preacondicionamiento electroquímico no guarda relación con el acondicionamiento ni la agitación, probablemente se trata de una fracción de Cu que se ha oxidado por las mismas condiciones de tratamiento en la producción del concentrado. En este estudio se pudo establecer desde ya algunas diferencias y características con relación a los procesos citados anteriormente: • • • • • • • • Es un proceso que con el precio actual de la energía requiere de mayor optimización para hacerlo atractivo desde el punto de vista del negocio. Por la composición del concentrado Teniente se ve que el proceso puede atacar distintos minerales sulfurados. Desde el punto de vista de la operación se incluyen una o dos etapas fundamentales. No produce cobre metálico. Produce un concentrado (o pulpa) modificado que es altamente soluble en ácido. El proceso entero esta basado en un sistema de electrólisis directo a la pulpa. Se recupera uno 80 al 90% del cobre. No se detecta disolución de arsénico lo que permitiría fijarlo en la matriz residual de concentrado. 4. Desarrollo de un proceso para la lixiviación de concentrados ricos en calcopirita mediante el uso de soluciones sobresaturadas en gases altamente oxidantes (oxígeno y ozono). Dada la naturaleza de los concentrados producidos en las plantas concentradoras de la industria minera en Chile en general se opta por la ruta pirometalúrgica, sin embargo, los procesos pirometalúrgicos llevan asociados procesos de contaminación por volatilización de varios elementos químicos, lo que ha obligado al tratamiento de los gases de las fundiciones para abatir principalmente el azufre y arsénico entre otros. En este escenario, se hace necesaria la búsqueda de alternativas tecnológicas innovadoras que permitan superar estos desafíos en forma sustentable y es en ese contexto, en que Grupo Latino S.A. ha venido realizando esfuerzos por nuevos desarrollos tecnológicos metalúrgicos. En esa perspectiva, se propone el desarrollo de un tratamiento potencial hidrometalúrgíco de concentrados de cobre y de pirita a través de un proceso de lixiviación con un alto potencial y una banda ancha de energía en la solución de modo de promover de manera más efectiva el salto de los electrones de la banda de valencia a la de conducción en los súlfuros presente y en particular el caso de la calcopirita CuFeS2. El proceso involucra la utilización de agentes altamente oxidantes oxígeno y ozono en un medio ácido de modo de liberar en forma selectiva el cobre y otros elementos desde la matriz de la partícula. Considerando lo anterior, el objetivo general de esta Etapa 3 del Proyecto CORFO: "Oxigenación de Soluciones de Lixíviación en Minería del Cobre", código 205-4900 es determinar la potencialidad real de este nuevo proceso hidrometalúrgico para el tratamiento de concentrados de cobre ricos en calcopirita mediante el uso de una tecnología basada en la sobresaturación oxígeno y ozono de soluciones de lixiviación. El logro exitoso de los objetivos de éste proyecto debería generar los siguientes impactos: Sentar las bases para el desarrollo de una nueva tecnología para el tratamiento de concentrados de cobre ricos en Calcopirita. Disminución y control de las emisiones gaseosas, liquidas y sólidas en las fundiciones de cobre. Producción de residuos sólidos estables. 5. Objetivos. El objetivo principal de la Etapa 111del proyecto es demostrar en forma práctica que la tecnología desarrollada por GLSA es tecnológica y económicamente factible para la lixiviación de concentrados de cobre ricos en calcopirita. 5.1 Objetivos Específicos. De especial relevancia será el establecer la cinética global de lixiviación de los concentrados y las condiciones que determinan una fijación sustentable de los residuos generados. Determinar las modificaciones o transformaciones que sufren las diferentes especies mineralógicas presentes en el concentrado, (DRX), espectroscopia de absorción atómica y/o microscopía electrónica (EDS). Establecer relaciones entre la cinética de disolución de las especies y de consumo de energía con las transformaciones en fase sólida que sufran las especies mineralógicas presentes en el concentrado. Determinar el consumo energético global en el proceso de transformación del concentrado. Determinar y evaluar criterios de diseño del proceso que permitan un desarrollo técnico, económico y sustentable. ANEXO 4 Informe Final ------- - INFORME 731/08 CARACTERIZACION MINERALOGICA DE DOS MUESTRAS DE MINERAL: PIRITA Y CALCOPIRITA ATT. Sr.: Miguel Herrera M. Grupo Latino S.A. Mineralogía Aplicada a Metalurgia POR (M. A. M. Ltda.) Mineralogía Sr. Franco Barbagelata Mineralogista Noviembre 18, 2008 ~ 'lIS o~10(;1>••• 10 L.w..NDE:S ~ FONO fA¡( lS6-:V 2 o 2 'f1Z4 &.d ~ ------------------_.~ HAH~ INTRODUCCiÓN Se recibió de parte de el Sr. Lorenzo Reyes, dos muestras de minerales correspondiente a un concentrados de pirita y otro un concentrado de calcopirita. El estudio realizado estuvo dirigido al análisis mineralógico de los minerales opacos y ganga no metálica. METODOLOGíA EXPERIMENTAL Después de recibir las muestras, se prepararon dos briquetas para el estudio de minerales opacos (composición mineralógica de opacos). Para preparar una briqueta se tomaron un gramo de muestra, utilizando un cuarteador, la que, una vez montada se desbastó y pulió. Para determinar la composición mineralógica, se empleó el método estadístico de conteo de puntos utilizando una placa de integración, con una red métrica de 400 puntos (intersecciones), adosada a un ocular de 12,5x del microscopio óptico y objetivo de 16x. A continuación, se calculó el porcentaje en peso de los granos de mineral contabilizados, utilizando el peso específico de cada uno de ellos, y luego se extrapoló con el peso de la ganga hasta alcanzar los valores dados por los análisis químicos. La contribución de los elementos químicos contenidos en la fórmula de cada mineral es teórica, tomada de valores de la Bibliografía Mineralógica .- MINERALOGY BY IVAN KOSTOV (1968) . .- DANA'S NEW MINERALOGY octava edición (1997) .- GLOSSARY MINERAL SPECIES 1991 ~ C$ ~ 1~ 1':...10 lMuNDS SANfWP FONO FAX (S(.2J t1'2II E-.d ~ z oz HAH~ RESULTADOS Tabla de distribución de minerales de la muestra , 100% Peso Muestra Calcopirita % Peso 89.80 8.72 0.64 0.22 0.22 0.16 0.23 100.00 Muestra Pirita % Peso Minerales Calcopirita Somita Pirita Magnetita Hematita Limonita Ganga Total 98.73 0.21 1.07 100.00 I Distribución Mineralógica % pesol 100.00 90.00 80.00 70.00 60.00 ~ Pirita 50.00 1% Pesol Calcopirita Bornita 40.00 Ganga •• Limonita Hematita Magnetita ~ CZ1S ~ 1OE:P:...10 IM.JJDS ~ FONO FAX (S6.2J 2 02 'Wl4 E-:l ~ IMineralesl HAH l:lk Muestra: Concentrado Pirita El contenido de pirita alcanzó a 98.73%. También se detectó la presencia de mineral oxidado de fierro, magnetita 0.21%. La ganga no metálica de la muestra 1.07%. Composición Min. De Minerales Opacos versus Ganga (100 % Peso) %5 %Vol % Peso Minerales I I 52.72 97.85 98.73 Pirita 0.20 0.21 Magnetita 1.96 1.07 Ganga 52.72 100.00 Total 100.00 I I I T %Fe 46.01 0.15 I I 46.16 Muestra: Concentrado Calcopirita Se observó la presencia de sulfuros de cobre como: calcopirita 89.80% y bornita 8.72%. El contenido de pirita alcanzó a 0.64%. También se detectó la presencia de mineral oxidado de fierro, magnetita 0.22%, limonita hematita 0.22%. 0.16%, y La ganga no metálica de la muestra 0.23%. oqica de 100 % de Mmerales opacos Compostcron mmera 1'. Minerales Calcopirita Bornita Pirita Limonita Magnetita Hematita Ganga Total % Peso 89.80 8.72 0.64 0.16 0.22 0.22 0.23 100.00 % Vol. %S %Cu % Fe 91.24 7.30 0.55 0.18 0.18 0.18 0.36 100.00 31.43 2.23 0.34 31.07 5.52 27.30 0.97 0.30 0.10 0.16 0.16 34.00 36.59 28.98 oe. ~ 6t15 106":"'10 IM..NDES S4~ FONO FAX~2l 2 o 2 'H2IfE-.d ~ Formulario Minerales I Fórmula Sulfuros de Cu Cu Fe S 2 Calcopirita CUs Fe S 4 Bornita Minerales de Fe y Ti, sulfuros, sulfatos, óxidos Pirita FeS 2 Magnetita Fe304 Hematita Fe203 FeOOH Limonita ~ aJS FOOO FAX ~2J o~1~ P;...10 IM..NDES 2 o 2 t'/'Z4 f...,.;1 ~ S4NM~ Fotografías Muestra Pirita. 320x. N 11. Piritas libres de tamaños 85~ m hasta 5~ m y menores. 320x. N 11. Piritas libres y grano de ganga no metálico. ~f$oe.1D' 1>.10 t....NrS FONO fM !S&-2J2 o 2'f1r211 E..,.:L ~ ~ HAHUk Fotografías Muestra Calcopirita. 320x. N 11. Calcopirita entre crecida con bornita (color rosado). 320x. N 11. Bornita incluida en calcopirita. ~ aJS FONO FM ~2J oe. 1~ 1>.10 t......NDE5 WJrI,4QO 2 o 2 'H'24 E-;L ~ HAH~ Fotografías Muestra Calcopirita. 8OOx.N /l. Calcopirita envolvente a limonita. 320x. N /l. Hematita libre y calcopiritas libres. ~ Q)S "'" 1~ P:...10 1M uNOE5 WJII,4Q) FONO FAX~2J 2 o 2 mtf E.wo:l ~ Fotografías Muestra Calcopirita. 320x. N 11. Pirita asociada a ganga no metálica y piritas de 5J.1 m y menores. 320x. N 11. Hematita asociada a ganga no metálica. ~ 6:Z1S ~ 1'" p~ 10 1M uNIJS SNIfIAl1J f{1NO FM ~ZI 2 2 E-.:L ~ o -mtf