LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS EN el ABRA

INSTITUTO DE INGENIEROS DE MINAS DE CHILE COMISIÓN DE PERFECCIONAMIENTO PROFESIONAL

VI EXPOSICIÓN MUNDIAL PARA LA MINERÍA LATINOAMERICANA EXPOMIN 2000-05-04 INSTITUTO DE INGENIEROS DE MINAS DE CHILE SEMINARIO INNOVACIÓN TECNOLÓGICA EN MINERÍA 10 AL 12 DE MAYO DEL 2000

LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS EN SCM EL ABRA

AV. PRESIDENTE BULNES 197, PISO 6º. TELÉFONO (56-2)673 0795. FAX (56-2)697 2351. SANTIAGO - CHILE e-mail: [email protected] – Web: www.iimchcpp.cv.cl

Perfil Profesional MANUEL CHAVEZ CONTRERAS Es Ingeniero Químico, y se desempeña como Superintendente de Metalurgia en Sociedad Contractural Minera El Abra. El Ingeniero Chávez comenzó su carrera profesional en la Empresa Minera del Perú U.P. Cerro Verde, en donde permaneció 19 años. Más tarde ingresó como Superintendente de Metalurgia a la Sociedad Minera Cerro Verde S.A., en ese cargo se desempeñó por 4 años. En Chile comenzó como Metalurgista Senior en Empresa Minera Escondida.

LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS EN SCM EL ABRA

Manuel Chávez C. Percy Mayta H. RESUMEN: Sociedad Contractual Minera El Abra, está ubicada en la II región, en la provincia de “ El Loa “, a 80 Km de la ciudad de Calama, a una altura de 3900 m.s.n.m. y es propiedad en un 51 % de Phelps Dodge y el 49 % El cuerpo mineralizado, está

compuesto

de Codelco Chile.

por mineral oxidado y sulfurado, y su

explotación es a rajo abierto a un ritmo de 145,000 Tm./día de mineral oxidado con una razón estéril mineral de 0.2 : 1.0. La producción de cátodos de cobre, a razón de 225000 TM/año, se realiza mediante procesos de chancado – aglomeración – lixiviación – extracción por solventes – electrodepositación. El tratamiento mecánico del mineral, se inicia en la mina con el chancado primario que reduce el mineral de 40 “ a un producto 100 % -8.0”, el que es transportado mediante una correa de 15 Km. hasta las etapa de chancado secundario y terciario, para obtener un producto final de 80 % menos 12 mm. El proceso de lixiviación se empleando

agua

y

da inicio con la aglomeración en tres tambores

ácido. El mineral aglomerado es acomodado en

dos

pilas

dinámicas con un ciclo de lixiviación definido en 45 días, entre riego continuo y alterno. Los licores de lixiviación, son sometidos a purificación en 4 módulos de extracción por solventes, entregando el cobre a la nave electrólitica con capacidad de 618 Tm/ día.

A la fecha la planta a tratado 117,594,538 Tm de mineral oxidado y a producido 716,889 Tm. de cátodos Se están realizado programas de estudios tendientes a la optimización de las etapas de aglomeración y lixiviación, mediante evaluaciones del sistema de aglomeración, pruebas de lixiviación en planta piloto y seguimiento de módulos de planta industrial. I.- DESCRIPCION DE LA PLANTA

Sociedad Contractual Minera El Abra, fue creada en Junio de 1994 por Cyprus Amax (ahora Phelps Dodge,con el 51 %) y Codelco Chile con el 49%; es la primera sociedad entre Codelco-Chile y una empresa privada extranjera, constituida para explotar un yacimiento y producir cobre. El yacimiento y planta de tratamiento de minerales se encuentran ubicados en la Provincia El Loa, II Región, a 75 Km. al norte de la ciudad de Calama y a una altura de 3900 m.s.n.m.. El Proyecto El Abra significó una inversión de 1.050 MM US$ y la vida útil del proyecto es de 17 años con reservas probadas de 800 M TM de mineral lixiviable con ley del 0.54%CuT. La capacidad del tratamiento es de 145.000 TM/día de mineral para producir mediante lixiviación- extracción por solventes- electroobtención 225,000 TM/año de cobre en cátodos de alta pureza. El depósito de mineral de oxidado de cobre es explotado a rajo abierto, en bancos de 18m. de altura, para lo cual se cuenta con los siguientes equipos principales: 2 palas eléctricas P&H 4100 A de 54 Yd3, 8 camiones Cat 793B de 270 TM, 2 Perforadoras BE49RII y DM-M2, 1 cargador Cat 994 Dresser y camiones aljibes. Las reservas alcanzan a 798 M TM de mineral oxidado de cobre, donde la especie mineralógica predominante es la crisocola y la ley promedio alcanza a 0.54 % de CuT. La razón estéril mineral es de 0.2:1.

El mineral de mina, en colpas de tamaño máximo hasta 1m, es alimentado al chancador primario giratorio Fuller Taylor de 60 x 110, cuya capacidad de tratamiento es de 8.400 TM/h. El mineral es chancado en su totalidad a un tamaño bajo 8’’ , siendo transportado por correas, una distancia de 15 Km. hasta las instalaciones del chancado fino. El mineral chancado grueso es recepcionado en el acopio de gruesos que tiene una capacidad para 274,000 TM, desde donde es transportado a través de 3 líneas de alimentación a las etapas de chancado fino. La operación de chancado fino está constituido por 2 etapas: Chancado Secundario y Chancado Terciario. El Chancado Secundario está constituido por: 3 harneros secundarios de parrilla (General Kinematics de 3.1 x 7.4m), 3 chancadores secundarios Nordberg modelo MP 1000 estándar. Estos equipos están distribuidos en 3 líneas independientes constituidas por un harnero y un chancador que operan en circuito abierto. El producto del chancado secundario 100% -3” alimenta a 6 harneros terciarios Nordberg de 3.6 x 8.2m, donde el sobre tamaño es la alimentación de 6 chancadores terciarios Nordberg modelo MP 1000 cabeza corta y el bajo tamaño forma parte del producto final. (100% - 19mm) El mineral chancado fino es aglomerado en 3 tambores de 4.27 x 13.1 m con capacidad para 2.600 TM/hora, utilizando ácido sulfúrico a razón entre 15 y 18 Kg./TM y agua hasta obtener un aglomerado de aproximadamente 9 % a 10 % de humedad. El mineral aglomerado es transportado mediante correa hacia el apilador móvil Rahco para ser acomodado en pilas de lixiviación renovables de 7m de altura. Una vez terminado el ciclo de lixiviación el ripio agotado en cobre es retirado de la pila mediante una rotopala excavadora, a un ritmo de 9.000 TM/h y transportado mediante correas hasta el equipo esparcidor encargado de su disposición final en el botadero de ripios.

Las pilas de lixiviación son renovables y abarcan una superficie de (1.600 x 400 m) dividida en 40 módulos de 40 x 400m cada uno y que son las “unidades de riego”. Cada unidad de riego cuenta con instalaciones que le permiten alimentarse con solución de refino, solución intermedia y solución de lavado (agua). La red de alimentación al modulo se inicia con una línea de 8.0” de diámetro y termina en 2.0” de diámetro. Esta línea alimenta un sistema de mangueras de irrigación por goteo dispuestas en una malla para obtener una tasa específica de riego equivalente a 15 (l/h/m2). La colección de soluciones se realiza en 2 canales laterales a las pilas, cada canal se divide en 2 secciones, independizando las soluciones ricas de las pobres para conducirlas primero hacia cámaras de distribución, las que mediante tuberías de HDPE distribuyen el flujo hacía 2 piscinas desarenadoras que rebosan a la piscina de PLS o a la cámara de solución intermedia,(ILS) según sea el caso. El flujo total de riego a pilas es de 7.800 m3/h, compuesto por 6.000 m3/h de lixiviante refino, que tiene una concentración de 0.20 a 0.30 g/l de cobre y entre 11 – 13 g/l de ácido,

impulsados por una batería de 6 bombas, 3 de bombeo y 3 de rebombeo y

1800m3/hora de solución intermedia ILS que tiene una concentración de 0.9-1.2 g/l de cobre y 5.5 – 6.5 g/l de ácido. El PLS (producto final de lixiviación), con

una

concentración promedio entre 4.0 a 5.0 gpl. de cobre , es la que alimenta a la planta de extracción por solventes. La planta de extracción por solventes cuenta con 4 trenes independientes cuyo flujo de alimentación es de 1.250 a 1.650 m3/h por tren. La configuración de cada tren es: 2 etapas de extracción, una etapa de lavado y dos etapas de reextracción. Cada etapa consiste en una celda del tipo perfil bajo formado por un cajón mezclador y un decantador. Operacionalmente la planta opera en dos líneas independientes. Cada línea está formada por dos trenes de extracción por solventes y sistemas de estanques de alimentación de solución, coalescedores de acuoso-organico y una batería de filtros de electrolito.

Para la recuperación de cobre se utilizan los reactivos extractantes MOC-80TD de Cognis y Acorga PT-5050 de Avecia, ambos diluidos al 18% en solvente Orfom SX-12 Phillips Petroleum. Para la eliminación de arrastres físicos de orgánico en acuoso tenemos instalados 4 coalescedores de 520 m3/h de orgánico en electrolito rico y 10 coalescedores de orgánico en solución refino. Para los arrastres físicos de acuoso en orgánico se tienen 10 coalescedores de 552 m3/h. Todos ellos Eimco/Wemco. Para la remoción de orgánico desde electrolito de avance a la nave electrolítica existen 2 baterías de filtros de arena, cada una con 6 unidades Spintek de 2064 m3/h de capacidad. La recuperación de orgánico de las borras se realiza en un tratamiento combinado de ruptura mecánica y centrifugado. El electrolito rico obtenido es de 51 gpl de cobre y 150 gpl de ácido, que es recepcionado en el tanque de alimentación a la nave electrolítica. La nave electrolítica esta formada por 4 secciones independientes denominadas “bancos” de 170 celdas de 13 m3 cada una, dando un total de 680 celdas. Cada celda contiene 66 cátodos permanentes de acero inoxidable y 67 ánodos laminados de plomo, calcio y estaño que reciben un flujo de electrolito de 2.250 a 2.350 m3/h por sección, impulsado por bombas Ingersoll- Dresser de 2.580 m3/h de capacidad. La concentración de cobre en el electrolito de alimentación a celdas es de 40 gpl. y 166 gpl de ácido y el cobre en el electrolito pobre es de 35 gpl. y 171 gpl de ácido. El circuito eléctrico es alimentado por 4 rectificadores/transformadores de 45.000 A y 409 V, cada unidad alimenta energía eléctrica en forma independiente a un banco de celdas electrolíticas, que operan a una densidad de corriente entre 290 a 310 A/m2. La nave electrolitica posee un sistema de manejo de cátodos que la ubica entre las más automatizadas en el mundo. Los equipos principales del sistema de manejo de cátodos

son: 4 puentes grúas automáticos Kunz, uno por banco ; 2 máquinas despegadoras de cátodos según proceso Kidd, con capacidad de despegue de 500 placas/hora. Entre las características principales de estas máquinas se pueden destacar las unidades de lavado de cátodos, estaciones de despegue, muestreo, corrugado de cátodos, pasaje y rotulado de paquetes de cátodos; todas ellas en línea y operando en forma automática. Una vez que los paquetes de cátodos abandonan la estación de rotulado son colocados sobre carros de ferrocarril para ser transportados al puerto de Antofagasta y desde ahí embarcados a los mercados internacionales. La producción de diseño anual es de 225.000 TM de cátodos de cobre a un ritmo de 616.4 TM por día. El 100% de la producción de cátodos cumple con las especificaciones de LME. Entre los insumos de procesos se pueden mencionar: el ácido sulfúrico con un consumo diario promedio de 1.400 TM, transportado vía ferrocarril desde el puerto de Mejillones, el diluyente Orfon SX12 con un consumo diario promedio de 5.800 Kg., extractantes con un consumo diario promedio de 1505 Kg., sulfato de cobalto con un consumo diario promedio de 300 Kg. y reactivo suavizante de depósito con un consumo diario promedio de 140 Kg. La figura N°1 muestra el diagrama de procesos para el tratamiento de minerales del yacimiento El Abra.

Mina EL ABRA Acopio Gruesos

Chancador Terciario y Harneros

Chancador secundario y Harneros

Chancador Primario

Tambor Aglomerador

Correas Transportadoras

Extracción por Solvente Pilas de Lixiviación

Catodos

F&B

Puerto Antofagasta

Electrodepositación

Figura 1: Diagrama de Procesos de Tratamiento de los Minerales de “El Abra”.

II.- LIXIVIACION DE MINERALES OXIDADOS EN EL ABRA

Las operaciones de lixiviación comenzaron en mayo de 1996 y a la fecha se han cargado en pilas de lixiviación, 118 millones de TMS de mineral con una ley promedio de 0.77 % de CuT. El mineral aglomerado con 15 a 18 Kg./TM de ácido y 70 Kg./TMS de agua es acomodado en módulos de riego de 400 m x 40 m de superficie, a una altura de 7 metros,

con una pendiente en la superficie de la pila equivalente a la pendiente del piso, vale decir 5%, y un ángulo de reposo del mineral de 38-40 grados. La densidad aparente del mineral apilado fluctúa entre 1.6 a 1.7 TM/m3, dependiendo del porcentaje de finos. El apilamiento se realiza mediante un sistema de correas y apilador móviles (Rahco), con capacidad de transporte de 8.250 TM/h de mineral. El apilador, se desplaza perpendicularmente al módulo en carguío sobre una estructura metálica soportada y trasladada por 20 orugas, las que tienen un desplazamiento sincronizado en un avance frontal y/o en el giro al finalizar el carguío de la pila. El carguío de un módulo toma un día y medio aproximadamente y una vez concluido se procede al tendido de la malla de riego, la que se inicia en una tubería matriz en HDPE de 8” de diámetro (en la unión a la línea matriz de solución refino, solución intermedia o agua) y con la finalidad de equilibrar las presiones originadas por el desnivel de 5% en la superficie, la línea eje va disminuyendo gradualmente su diámetro hasta alcanzar 2” y es sectorizada mediante válvulas dividiendo el módulo en 4 secciones. La malla de riego está compuesta por 870 líneas de 20 mm de diámetro, en la que están insertos goteros y aspersores. Los goteros de laberinto tiene una capacidad de 7.5 l/hr y se encuentran a una distancia de 0.46m entre ellos y los aspersores Wobbler son de boquilla #6 de bajo ángulo y están a una distancia de 8m. El ciclo de riego comienza 4 días después de iniciado el carguío del módulo, con un período de humectación de 48 hrs en un riego pulsante 4 x 4 hrs riego/reposo. Posteriormente se da inicio al ciclo de riego continuo durante los siguientes 30 días para finalizar la lixiviación con un ciclo de riego intermitente hasta completar al menos 50 días efectivos de riego. La malla de riego mixta (goteros y aspersores) y los ciclos de riego aplicados, han permitido alcanzar operacionalmente tasas de riego promedio entre 15 a 18 l/h/m2, lo que significa volúmenes específicos pasados entre 1.5 y 1.8 m3/TM.

El ciclo de humectación se hace con solución ILS, a una tasa de riego de 10 lt/hr/m2, después de 48 horas de humectación el módulo tiene un período de reposo de 24 horas después del que se da inicio al ciclo de riego continuo, también con ILS, hasta alcanzar una razón de lixiviación de 0.3 –0.4 m3/Tm. de mineral. Luego se continúa con solución de refino en riego continuo hasta alcanzar la razón de lixiviación de 0.8-0.9 m3/Tm. de mineral; para finalizar la operación del módulo con riego discontinuo de 24 x 24 hrs. La solución percolada de los 35-36 módulos que están bajo riego, es colectada en las 4 secciones en que están divididas las canaletas colectoras de solución de las pilas este y oeste; cada una de las secciones entrega la solución en forma independiente a una caja de distribución, en donde las soluciones se direccionan a dos piscinas desarenadoras con capacidad de 5.000 m3 cada una, con lo que se logra mantener una concentración de sólidos suspendidos no mayor a 10 ppm. De igual manera el cajón de distribución permite efectuar una clasificación de las soluciones en función de la concentración de cobre, buscando mantener una concentración constante en el producto final que alimenta a la planta de extracción por solventes, dividiendo los percolados por concentración como solución intermedia de lixiviación (ILS)y solución final (PLS). III.- INNOVACIONES TECNOLOGICAS EN EL PROCESO DE LIXIVIACION Consideramos como innovaciones tecnológicas a todas las modificaciones implementadas para la optimización del diseño operacional del proceso de lixiviación. 3.1. HOMOGENIZACION DEL MINERAL ALIMENTADO A LOS TAMBORES. La posición actual de los feeders de alimentación a las tres líneas de aglomeración (Figura 2), genera una diferencia en las características granulométricas del mineral alimentado a los tambores DR-161, DR-162 y DR-163 (Figura 3), producto de la segregación que se genera en el silo.

Figura 2: Posición de feeder de alimentación a tambores aglomeradores así por ejemplo, el alimento al tambor DR-161 siempre tiene más partículas de tamaño intermedio y grueso y poco fino para aglomerar, mientras que en los tambores DR-162 y DR-163 hay más partículas de tamaño fino y pocas partículas gruesas y de tamaño intermedio para aglomerar los finos.

100.00 90.00

[%] PASANTE ACUMULADO

Correa CV-161 80.00 Correa CV-162 70.00

Correa CV-163

60.00 50.00 40.00 30.00 20.00 10.00 0.00 10

100

1000

10000

100000

ABERTURA MALLA [um]

Figura 3: Análisis granulométrico de la alimentación a los tambores aglomeradores antes de la modificación de la posición del deflector de la correa CV-153 – 65% de nivel en silo. Se analizó el problema y se modificó la posición de la placa deflectora de la descarga de la CV-153 (correa de alimentación al silo) a una posición inclinada (Figura 2) para contrarrestar el efecto de segregación. Los resultados de la

evaluación indican que con una operación del silo a 30% de nivel, la segregación persiste (Figura 4), principalmente en tamaños intermedios, pero diferente a lo observado anteriormente, mientras que con una operación del silo a 70% de nivel la segregación desaparece (Figura 5). 100.00 90.00 [%] PASANTE ACUMULADO

Correa CV-161 80.00 Correa CV-162 70.00 Correa CV-163 60.00 50.00 40.00 30.00 20.00 10.00 0.00 10

100

1000

10000

100000

ABERTURA MALLA [um]

Figura 4: Análisis granulométrico de la alimentación a los tambores aglomeradores después de la modificación de la posición del deflector de la correa CV-153 – 30% de nivel en silo. 100.00 90.00

Correa CV-161

[%] PASANTE ACUMULADO

80.00

Correa CV-162

70.00

Correa CV-163

60.00 50.00 40.00 30.00 20.00 10.00 0.00 10

100

1000

10000

100000

ABERTURA MALLA [um]

Figura 5: Análisis granulométrico de la alimentación a los tambores aglomeradores después de la modificación de la posición del deflector de la correa CV-153 – 70% de nivel en silo.

Actualmente la recomendación es operar el silo a niveles del 70% con la cual se logra homogeneizar las granulometrías de alimentación a los tambores y la calidad del aglomerado de los tres tambores son muy similares. 3.2. EFECTO PUNTO DE ADICION DE AGUA A TAMBORES. Se estudió en laboratorio y planta industrial el efecto de la humectación previa del mineral alimentado a los tambores aglomeradores con la finalidad de ayudar a una buena difusión del ácido hacia el cobre en el mineral durante el proceso de aglomeración y maximizar la sulfatación en el proceso que ayudará a la cinética y recuperación de cobre en las pilas de lixiviación. La Figura 6, muestra los resultados de pruebas a nivel de laboratorio del efecto de la humectación previa del mineral en la sulfatación de cobre y consumo unitario de ácido, respecto a la aglomeración normal (adición secuencial de agua y ácido) para diferentes dosis de agua. 45

9 Leyes : CuT = 0.66 % CuS = 0.56 % Dosis Acido = 15 Kg/TM

AGLOMERADO CON HUMECTACION PREVIA 8

AGLOMERADO NORMAL

39

7

36

6 AGLOMERADO NORMAL

AGLOMERADO CON HUMECTACION PREVIA

33

CONSUMO ACIDO Kg H+/Kg CuT

COBRE TOTAL SULFATADO [%]

42

5

30

4

45

50

55

60

65

70

75

80

85

DOSIS AGUA [KG/TM]

Figura 6: Efecto de la humectación del mineral previa a la aglomeración, en pruebas a nivel de laboratorio, en la sulfatación de cobre y consumo de ácido en KgH/Kg CuT a diferentes dosis de agua.

Se aprecia que la sulfatación de cobre es mayor (44.2 % vs. 42.7% para 80 Kg/TM de agua) y los consumos unitarios de ácido son menores (4.9 vs. 5.1 KgH+/KgCuT para 80 Kg/TM de agua) cuando el aglomerado se realiza con el mineral humectado previamente. Estos efectos son más favorecidos cuando la dosis de agua se incrementa. Para las pruebas de planta industrial se habilitó el tambor DR-162 con los siguientes puntos de adición de agua: • Chute de alimentación de mineral al tambor, al que previamente se le colocó 4 baffles de mezcla agua/mineral antes de llegar al tambor. • Boca de entrada del tambor, detrás del chute de alimentación de mineral, orientado en sentido contrario al movimiento del mineral dentro del tambor. • Flauta de adición de agua. La Figura 7, muestra los resultados de planta del efecto del punto de adición de agua al tambor en la sulfatación del mineral durante el proceso de aglomeración para diferentes dosis de agua. Los mejores niveles de sulfatación y menores consumos unitarios de ácido en KgH+/KgCuT (Figura 8), se obtienen con una adición combinada de agua al tambor (chute de alimentación + boca entrada tambor +flauta) respecto a adiciones de agua sólo en chute + boca entrada tambor y flauta (3% más de sulfatación y 0.12 KgH+/KgCuT menos de consumo de ácido para a 65 Kg/TM de adición de agua). 70.00

67.50

Leyes: Cu T = 0.75 % Cu S = 0.73 %

67.01 AGUA A CHUTE Y FLAUTA

64.79

% SULFATACION Cu

65.00

64.11 62.35

63.84

62.50 AGUA A FLAUTA

60.04

60.00

59.80

59.25 AGUA A CHUTES

57.50

57.33

55.00 45

50

55

60

65

70

DOSIS AGUA EN TAMBORES AGLOMERADORES, Kg/TM

Figura 7: Efecto del punto de adición de agua en la sulfatación de cobre a diferentes dosis de adición de agua a tambor aglomerador DR-162. Dosis de ácido = 16 Kg./TM.

3.75

Leyes: Cu T = 0.75 % Cu S = 0.73 % 3.50

CONSUMO ACIDO, Kg H+/Kg Cu

3.50

AGUA A CHUTES

3.45

3.34 3.31 3.25 AGUA A FLAUTA

3.09 3.03 3.00 2.99 AGUA A CHUTE Y FLAUTA

3.00 2.91

2.75 45

50

55

60

65

70

DOSIS AGUA EN TAMBORES AGLOMERADORES, Kg/TM

Figura 8: Efecto del punto de adición de agua en el consumo de ácido en KgH+/KgCuT a diferentes dosis de adición de agua a tambor aglomerador DR-162. Dosis de ácido = 16 Kg./TM. 3.3. REDISEÑO DE FLAUTAS DE ADICION DE AGUA Y ACIDO A TAMBORES.

El diseño original de las flautas de adición de agua y ácido a los tambores originaba que la mayor parte de los flujos de agua y ácido alimentados a los tambores se descargaban en la mitad de la longitud del tambor, lo que producía: una disminución del tiempo de retención del mineral en contacto con el agua y el ácido a aproximadamente la mitad, un excesivo desgaste del revestimiento del tambor en esta zona, una mezcla previa de agua/ácido con generación de vapores ácidos y una mala calidad de aglomerado. Por lo anterior y considerando que una buena sulfatación de los minerales del Abra se logra con una humectación previa del mineral se diseñaron nuevas flautas de adición de agua y ácido, que principalmente toma el concepto de distribuir homogéneamente el agua y el ácido a todo lo largo de las flautas y adicionar el agua y ácido en el primer tercio de la longitud del tambor. La Tabla 1, muestra la comparación de los dos diseños. Tabla 1: Comparación del diseño actual de las flautas de adición de agua y ácido vs. el diseño original, para los tambores de 4.267 m de diámetro por 13.106 m. de longitud.

CARACTERÍSTICA

Diseños Originales

Diseños Actuales

Flautas.

Flautas.

FLAUTAS Diámetro, pulg. Longitud Total, mm. Longitud desde entrada de

Agua 8 7000 5500

Acido 4 8800 7300

Agua 6 3500 2000

Acido 4 4400 2900

tambor, mm. Longitud útil con hoyos,

4800

4500

1600

1700

mm. Distancia entre primeros

450

hoyos agua/ácido, mm. Diámetros Hoyos, mm.

20

800 10

25, 20, 10

15, 10

3.4 IMPLEMENTACIÓN DE SISTEMA DE RIEGO MIXTO: Basados en la observación de la superficie de lixiviación así como en los resultados de los análisis de las muestras sólidas tomadas en los sondajes se estableció complementar la mallas de riego por goteo con una malla de riego por aspersión, con aspersores Wobbler # 6 de bajo ángulo; los aspersores se instalan en un diámetro de 8 metros, haciendo un total de 250 aspersores en el módulo de 400 por 40 metros La aplicación del riego mixto ha permitido incrementar los niveles de extracción del mineral, junto con una mayor cinética, en función del incremento en la tasa de riego, que en éstas condiciones es de 18 lt/hr/m2 y la razón de lixiviación alcanza valores de 1.7 – 1.8 m3/ Tm de mineral. La selección del tipo de aspersor paso por la evaluación del tipo de boquilla del aspersor así como el ángulo de aspersión.

3.5 IMPLEMENTACIÓN DE LOS CICLOS DE RIEGO Basados en la cinética de lixiviación que nos muestra que el 80% del cobre es extraído en los primeros 10 días de operación y respaldados por los resultados de columnas paralelas a los módulos, se definió el siguiente esquema de lixiviación: - Inicio de riego: Con soluciones de ILS e incremento progresivo de las presiones en la línea de riego desde 100KPa a 200KPa (10 a 15 Lt /hr/m2), esta operación de riego continuo se realiza durante los cinco primeros días solo con la malla de goteros y tiene como finalidad garantizar la estabilidad del glómero. - Inicio del riego mixto(gotero - aspersor): Al sexto día de lixiviación continua se instala la malla de aspersión Wobbler, incrementando la tasa de riego hasta 18 l/hr/m2, que tiene como finalidad homogeneizar el riego en la superficie del módulo. - Cambio del riego continuo con ILS a riego continuo con refino: A partir del décimo día o cuando la razón de lixiviación sea igual a 0.35 m3/Tm se efectúa el cambio de ILS a refino, en riego continuo hasta que la razón alcance 0.8 m3/Tm. - Cambio a riego intermitente de 24 x 24 hrs de riego /reposo: A partir de la razón de 0.8 m3/TM hasta finalizar el ciclo de lixiviación a los 45-50 días bajo riego; alcanzando 1.7-1.8 m3/Tm. - Lavado del modulo : Con esta etapa se da por concluido el ciclo de lixiviación y se realiza con agua industrial por un periodo de 48 hrs y tiene la finalidad de recuperar el cobre y el ácido retenido en la humedad de saturación del mineral lixiviado.

100.0 CURVA EXPERIMENTAL M-61 90.0

CURVA AJUSTADA M-61 CURVA EXPERIMENTAL M-58 CURVA AJUSTADA M-58

RECUPERACION COBRE TOTAL, (%)

80.0

70.0

60.0

50.0 CONDICIONES DE CARGA COLUMNAS RESPALDO MODULO 61 - CICLO 4 %CuT %CuS %CuS/%CuT 0.82 0.71 0.87 PARAMETROS DE AJUSTE DATOS EXPERIMENTALES: A1 = 0.7063 A2 = 0.2937 R1 = 0.2220 R2 = 0.0084

40.0

30.0

CONDICIONES DE CARGA COLUMNAS RESPALDO MODULO 58 - CICLO 4 %CuT %CuS %CuS/%CuT 0.68 0.60 0.88 PARAMETROS DE AJUSTE DATOS EXPERIMENTALES: A1 = 0.6852 A2 = 0.3148 R1 = 0.2442 R2 = 0.0054

20.0

10.0

0.0 0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

30.0

35.0

40.0

45.0

50.0

DIAS EFECTIVOS DE RIEGO, DIAS

100 CURVAS EXPERIMENTALES

90

CURVA PREDICHA

80

RECUPERACIÓN DE COBRE TOTAL (%)

70 60

CONDICIONES DE CARGA COLUMNAS RESPALDO MODULO 26 - CICLO 7 %CuT %CuS 0.64 0.59 DATOS PARA CALCULO PARAMETROS CINETICOS RAZON CuS/CuT = 0.92 PARAMETROS CALCULADOS: A1 = 0.7023 A2 = 0.2988 R1 = 0.2457 R2 = 0.0054

50 40 30 20 10 0 0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

30.0

35.0

40.0

45.0

50.0

DIAS NETOS DE RIEGO, DIAS

100 90 CONDICIONES DE CARGA COLUMNAS RESPALDO MODULO 44 - CICLO 7 %CuT %CuS 0.79 0.72 DATOS PARA CALCULO PARAMETROS CINETICOS RAZON CuS/CuT = 0.91 PARAMETROS CALCULADOS: A1 = 0.7242 A2 = 0.2750 R1 = 0.2457 R2 = 0.0045

RECUPERACIÓN DE COBRE TOTAL (%)

80 70 60 50 40 30 20

CURVAS EXPERIMENTALES

10

CURVA PREDICHA

0 0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

30.0

35.0

40.0

45.0

50.0

DIAS NETOS DE RIEGO, DIAS.

Fig.: 9,10 y 11; muestran los resultados obtenidos con los cambios efectuados en el proceso de lixiviación

Historia de Ley de Cobre en PLS y Refino 7.00

PLS 6.00

Ley de Cobre

5.00

4.00

3.00

2.00

Refino 1.00

Raffinate

9 ov

p-

-9

N

S e

Ju l

-9

99

9

9 -9 ay M

M

Ja

ar

n-

-9

9

9

9

8 -9

98

ov N

S e

Ju

p-

l- 9

8

8 -9 ay M

M

Ja

ar

n-

-9

9

8

8

7 -9

7

ov N

S

Ju

M

ep

l- 9

-9

7

7 -9 ay

ar M

Ja

n

-9

-9

7

7

0.00

PLS

Figura 12:muestra la evolución del cobre en el PLS y Refino. Producción Histórica de cátodos 50000000 45000000

Producción de cátodos

40000000

35000000 30000000 25000000 20000000 15000000 10000000 5000000

Figura 13:muestra la evolución mensual de la producción de cátodos.

9 9 ic D

ct O

A g

o

-9

-9

9

9

9 n -9 Ju

A b

r-

9

9

9

F

e

b

-9

8 c9 e

D

O

ct

-9

-9

8

8

8 A u g

98 r-

n -9 Ju

8 -9 b e

c9

A p

7 F

e

ct

-9 D

O

A u

g

-9

7

7

7 n -9 Ju

A p

r-

9

7

7

6

-9 b e

F

c9

D

e

-9 ct O

A u

g

-9

6

6

0