PROCESO EWTECH LED

Campo Técnico de la Invención

El campo técnico de la presente invención recae en la minería, específicamente en procesos de hidro-metalurgía, electro-obtención y/o electro-refinación.

Antecedentes de la Invención

La obtención de cátodos de cobre a gran escala es un proceso conocido en el estado de la técnica. Este proceso para que sea rentable, es intensivo para grandes volúmenes de material a obtener. La base de este proceso se basa en el utilizado por primera vez al sur de Gales en 1869, donde se probó la electro-refinación como un proceso de purificación de cobre metálico que se lleva a cabo en celdas electrolíticas y consiste en la aplicación de corriente eléctrica, para disolver el cobre impuro. De esta manera es obtenido el cobre electrolítico más puro posible, con un 99,99% de pureza, lo que permite su utilización como conductor eléctrico, entre otras aplicaciones. Chile es uno de los principales productores y refinadores de cobre en el mundo .

El proceso total para la obtención de cobre electrorefinado, es conocido por los técnicos en esta materia (figura 1/9 superior) y opera de la siguiente manera:

Chancado: en está etapa se reduce el material extraído a porciones cada vez más pequeñas y compactas .

- Lixiviación (LX) , técnica metalúrgica que consiste en regar las pilas de material mineralizado con una solución de agua con ácido sulfúrico, disolviendo el cobre contenido en los minerales oxidados y formando una solución de sulfato de cobre, las cuales son llevadas a las piscinas de PLS (solución de lixiviación cargada) .

Extracción por solvente (SX), es un método de separación de una o más sustancias de una mezcla, mediante el uso de solventes, obteniendo una solución rica en cobre.

- Electro-Obtención (EW) , es un proceso por el cual la solución de cobre (electrolito) es llevada a la nave de electro obtención donde se encuentran una serie de celdas dispuestas de forma tal, que cuando se le aplica una corriente, la solución de sulfato de cobre se descompone, quedando adherido el cobre sobre los cátodos. (Tal como se ve en la figura 9/9).

- Cátodo de cobre, corresponden a las placas de cobre que se obtienen en el proceso de electro obtención.

Las etapas previamente presentadas, en ese orden, revelan el proceso conocido. Cada una de las etapas individualmente posee sus propios problemas técnicos de los cuales queremos destacar los que se presentan a continuación.

Este tipo de procesos de hidro-metalurgia, electro- obtención y/o electro-refinación, siempre se han realizado en una locación fija, debido a la gran cantidad de equipos, soporte eléctrico, proceso intensivo y manejo de material de alto tonelaje que requiere esta operación.

Los procesos de extracción electrolítica se llevan a cabo en general en cubas electroquímicas indivisas que contienen un baño electrolítico y una multiplicidad de ánodos y cátodos, en tales procesos como por ejemplo la electrodeposición de cobre, la reacción electroquímica que tiene lugar en el cátodo (fabricado en acero inoxidable), conduce la deposición de cobre en forma metálica sobre el cátodo en sí. El ánodo, generalmente fabricado de plomo, se va consumiendo formando los lodos anódicos y produciendo oxigeno gaseoso, como elementos residuales (WO2013/060786) .

En general, lo conocido por el estado del arte menciona que este tipo de procesos utiliza corriente continua en paralelo por cada par ánodo-cátodo, tal como se menciona en la patente WO2013117805, de hecho se utilizan rectificadores para compensar la corriente continua de entrada del sistema con la corriente que requiere el proceso electroquímico por sí solo.

Otra de las etapas comunes del proceso total en la electro- obtención, pero previo al sometimiento del electrolito a la corriente, es la . etapa de concentración o enriquecimiento de mineral por extracción con solventes del mismo, etapa también llamada Pregnant Leach Solution (PLS) . Esta etapa es necesaria para llegar a concentraciones de cobre en el electrolito del orden de 7 a 48 gr/L de electrolito. Estas concentraciones son necesarias para que el proceso de electro-obtención sea viable económicamente en la mediana y gran minería.

Resumen de la Invención

En un primer aspecto de la presente invención es un proceso que permite obtener cátodos de cobre electrolítico, utilizando la solución cargada de lixiviación (PLS) directamente en la electro-obtención, evitando la etapa de concentración de mineral por extracción con solventes. (Figura 1/9 inferior)

Un segundo aspecto de la presente invención es que el proceso es montado en forma modular y el proceso completo puede ser movilizado dependiendo de la demanda del mismo proceso .

Un tercer aspecto de la presente invención involucra la corriente con que se refina el electrolito disuelto en la electro-obtención, del modo que en la presente invención se comporta como un circuito de corriente continua en serie y no en paralelo como se realiza actualmente.

Un cuarto aspecto de la presente invención permite a éste proceso trabajar con mayores volúmenes de solución cargada de lixiviación y con menores concentraciones de cobre disuelto. Los volúmenes del flujo de operación son del orden de 3 a 5 veces mayores con respecto al proceso que normalmente se utiliza hoy en día.

Un quinto aspecto de la presente invención presenta el sistema en donde se realizan los procesos previamente descritos (chancado y lixiviación) en donde el producto PLS pasa directamente a la electro-obtención sin pasar por una etapa se extracción por solventes (SX) , reduciendo los tiempos de producción, ahorrando reactivos y etapas, permitiendo producir finalmente cátodos de alta calidad.

Un sexto aspecto de la presente invención es lograr una alta velocidad de transferencia de masa hacia el cátodo con una baja superficie especifica del mismo (m ² /kg de cátodo) , con concentraciones bajas de cobre y altos caudales de entrada en la celda.

Un séptimo aspecto es utilizar una baja corriente continua en la celda con un menor consumo energético (aumentando la eficiencia de corriente en un 99%) porque los procesos tradicionales utilizan una alta corriente continua repercutiendo en un alto consumo energético.

Un octavo aspecto es que el consumo de corriente eléctrica se independiza del número de cátodos y ánodos.

Finalmente, el proceso EWTECH-LED genera un gran impacto en la pequeña y mediana minería dado el bajo costo de inversión y operación que requieren estas plantas y el poder subcontratar un proceso que se adecué a la capacidad de producción que posean por ser modular.

Los problemas técnicos que pretende resolver el presente proceso son:

- como lograr obtener cátodos de cobre con calidad electrolítica a partir de una solución saturada de lixiviación o Pregnant Leach Solution (PLS) sin el paso por la etapa de la concentración por extracción por solventes (SX) .

- como lograr que la corriente continua del sistema eléctrico de potencia sea exactamente la misma que la corriente que requiere el proceso electroquímico para electro-obtener cátodos de cobre, es decir el proceso de electro obtención es un circuito de corriente continua en serie . - como lograr electro-obtener cobre directamente desde una solución de lixiviación de mineral con baja concentración de cobre.

- como lograr disponer de un proceso intensivo en electro-obtención en donde sea requerido (físicamente), para las cantidades que sea requerido y en el menor tiempo posible y asi mismo, sea movilizada la planta cuando la faena ya no requiera de sus servicios.

-como lograr una alta velocidad de transferencia de masa hacia el cátodo con una baja superficie especifica del mismo (m ² /kg de cátodo) , con concentraciones bajas de cobre y altos caudales de entrada en la celda.

-como utilizar una baja corriente continua en la celda con un menor consumo energético (aumentando la eficiencia de corriente en un 99%) porque los procesos tradicionales utilizan una alta corriente continua repercutiendo en un alto consumo energético.

-como se independiza el consumo de corriente eléctrica del número de cátodos y ánodos.

Descripción detallada del Invento

El proceso productivo de obtención de cátodos de cobre se inicia a partir del riego de pilas de mineral, donde el material previamente es procesado a través de una etapa de aglomeración y posteriormente es transportado y apilado en una cancha adicional para estos fines, en el área de Lixiviación (LX) . Estas pilas son regadas con una solución de refino que proviene de las soluciones gastadas de las celdas de E y luego con una solución recirculada de ILS que se forma a partir de las soluciones de lixiviación con baja concentración de cobre, agua de proceso y además de la adición de ácido sulfúrico que requiere el proceso para su enriquecimiento progresivo en cobre, el cual es enviado posteriormente al área de Electro-Obtención (EW) en categoría PLS.

En esta área, la solución de PLS es acondicionada en línea, con adición y reposición de los aditivos anódico y catódico (sulfato de cobalto y guar) , reactivos (ácido sulfúrico) y agua de procesos. Previo al ingreso a EW, la solución es acondicionada térmicamente para que el proceso se realice en condiciones operacionales óptimas. Superado el proceso de electrodeposicion, la solución es transportada hacia un estanque de traspaso (TK traspaso) , el cual deriva nuevamente la solución hacia la piscina inicial de impulsión en LX.

Esto último es efectuado una cantidad de veces determinada hasta bajar la concentración de cobre en solución a un valor establecido. Conseguido este objetivo, la solución electrolítica, al salir de la nave por enésima vez, es derivada al área de LX hacia la misma sección de piscina, pero en calidad de refino, para su re-enriquecimiento en cobre y volver al proceso electrolítico, manejando así volúmenes continuos de solución electrolítica.

Paralelo a esta operación, en tanto, la solución de PLS generada en LX es enviada simultáneamente hacia la línea de EW en sustitución a la anterior, completando de esta manera la operación fundamental y procesamiento de soluciones en la planta entre ambas etapas.

El producto final del proceso de EW, es cobre catódico en forma de planchas de lxl m de 42 kg de peso, con una pureza igual o superior al 98% de Cu, el cual es almacenado, empaquetado y despachado para su comercialización (F7) (Figura 2/9)

Proceso propiamente -tal

El proceso productivo de cátodos de cobre, a través del proceso LED (Lixiviación con Electro-Obtención Directa) , requiere del abastecimiento y procesamiento de mineral chancado previamente, por medio de terceros, con un tamaño de producto con el 100% bajo 1,27 cm. Éste mineral, de manera optativa e ideal, podría ser almacenado en un almacenaje apilado (Stock Pile) con autonomía de 7 días, el cual alimentaría a la etapa dé Aglomeración. Una vez aquí, el material es ingresado a un tambor rotatorio.

Simultáneamente, se adiciona al mineral un caudal de ácido sulfúrico entre 0,01 a 5 Ton/h, de preferencia 2,11 Ton/h, y agua, provenientes desde un estanque (TK ácido) y del punto de abastecimiento hídrico de la planta, respectivamente; todo con el fin de lograr una buena percolación y dispersión de la solución lixiviante en la etapa siguiente, hasta obtener un mineral aglomerado con un 10% de humedad como producto (Como se presenta en la figura 3/9) .

Posteriormente, el material resultante es evacuado del equipo por rebalse y es transportado a través de cintas transportadoras hacia la zona de carguío de camiones, que finalmente llevan el producto hacia el área de LX.

Proceso de Lixiviación

Transportado el mineral desde la zona de AG, los camiones descargan el material en el área de LX. Aquí, un equipo cargador se encarga de realizar el apilamiento del mineral en una cancha acondicionada para estos fines, apilando el material procesado diariamente hasta formar, finalmente, pilas de mineral. A medida que éste se realiza, las pilas preparadas para el proceso son regadas inicialmente con una solución de Refino (aprox. de 2 a 3 gr/L de cobre), proveniente de la Piscina Mixta (desde sub-piscina o Sección Refino de turno, específicamente) , a un caudal máximo en un rango de entre 40 y 80 m ³ /h. La solución resultante del riego, llamada ILS, es enviada a la Piscina ILS a través de un sistema de canaletas ubicada a un costado de la cancha de riego. Esta solución es recirculada en la pila entre 5 y 20 veces, para enriquecerse en Cu ²⁺ hasta conseguir una concentración final de entre 5 a 30 g/L de cobre. La solución resultante, llamada PLS, es enviada a la Piscina Mixta - Sección PLS de turno donde finalmente ésta será transportada vía tuberías a través de bombeo, hasta el área de EW.

Para que el proceso pueda tener una operación lo más continua y versátil posible, la Piscina ILS y Mixta poseen divisiones internas, formando sub-piscinas que permiten obtener un juego operacional dinámico entre éstas y el proceso de EW. Para el caso de la Piscina ILS, estas sub- piscinas permiten derivar solución hacia el riego de pilas como también solución ya en categoría de PLS a la Piscina Mixta, utilizando una eficiente dinámica de válvulas de distribución. En tanto, la Piscina Mixta permite derivar solución hacia el proceso de EW considerando distintas concentraciones de Cu ²⁺ , como también administrar e impulsar solución en calidad de Refino hacia las pilas simultáneamente, según sea la circunstancia operacional, otorgando una dinámica de tratamiento variable entre ambas etapas. Al momento del envió de PLS a la planta EW-LED, simultáneamente es retornada solución de PLS en recirculación (que sale del EW-LED) hacia la misma sección de impulsión de la Piscina Mixta, proveniente de las celdas de electro obtención, para asi continuar su proceso de recirculación hasta agotar la concentración de cobre a 4 gr/L aproximadamente, para posteriormente re-enriquecerse en Cu ²⁺ en su recirculación en las pilas hasta convertirse nuevamente en solución de PLS, completando de esta manera el circuito operacional en la etapa.

A pesar de no considerarse parte de la operación, cuando la pila en turno cumple con su ciclo de riego de 90 días, la pila debe ser lavada y drenada hasta extraer la totalidad de la solución retenida en ella, y posteriormente retirada y cargada en camiones para ser conducida a su disposición final en botaderos. El espacio habilitado por el material retirado, deberá ser rellenado con material nuevo para su proceso respectivo de riego, generando de esta manera una gran pila con material dinámico integrado en ella constantemente.

La piscina ILS, recibe flujo de reposición de ácido sulfúrico, si es requerido, y agua de procesos, por conceptos de consumo y evaporación natural respectivamente, en tanto que la Piscina Mixta sólo es proporcionada con agua de procesos por los mismos conceptos (figura 4/9) .

Electro-Obtención-LED (EW-LED)

Como se mencionó anteriormente, el PLS fresco generado en la etapa de LX es enviado via cañerías al área de EW-LED, en un rango de caudal mínimo de 3 litros por minuto por metro cuadrado de cátodo a un máximo de 25 litros por minuto por metro cuadrado de cátodo. En la línea, la solución es acondicionada con adición de ácido sulfúrico hasta obtener una concentración en solución de 90 a 140 gr/L y agua de procesos en reposición. Posteriormente, es derivado a un intercambiador de calor de placas electrolito/electrolito (E/E) con el fin de transferir la energía calórica desde la solución de PLS/Refino saliente del proceso hacia el PLS recirculante/fresco entrante, según el ciclo del electrolito, de manera de retroalimentar energéticamente la solución en turno. Luego el fluido es nuevamente tratado térmicamente en un intercambiador de calor de placas, esta vez .de electrolito/agua (E/A) , operado con agua caliente como fluido de aporte calórico en una operación de flujos en contracorriente sin contacto directo, al igual que en el equipo anterior, obteniendo un PLS acondicionado a una temperatura en un rango de 20 a 60 °C, de preferencia 45°C. A continuación, en la misma linea, se adiciona una solución de sulfato de cobalto y Guar previamente preparados en estanques agitadores (TK Sulfato cobalto y Guar) , el cual actúan como inhibidor de corrosión anódica y controlador de textura regular de depósito catódico, respectivamente. Culminado estos pasos, el PLS acondicionado es enviado finalmente hacia las celdas de EW- LED.

El sistema de electrodeposición de cobre E -LED, está constituido por un conjunto de celdas electrolíticas compuestas de una cantidad de módulos de EW conectados en serie. Cada módulo, cuenta con una cantidad de celdas (2 a 10) y éstas, a su vez están conformadas de un par ánodo- cátodo. Cada celda contiene un cátodo de área operativa de 1 m ² , del que también se obtiene como producto cúprico la misma área mencionada, y desde el ánodo se impone un rango de densidad de corriente mínima de 150 A/m2 y máxima de 510 A/m2, de preferencia 300 A/m2, el que es circulado y controlado en serie por cada celda y módulo consecutivamente. Este formato de operación con bancos en serie, abre la posibilidad de trabajar con densidades de corriente distintas en cada uno de ellos, considerando una corriente mínima de preferencia entre 150 a 170 A/m2, dependiendo la calidad química del PLS a procesar. En caso de que la planta trabaje a una misma corriente, ésta debe operar a una densidad de corriente nominal de 250 A/m ² , para lograr la producción normal planificada.

El material de fabricación de los electrodos, dependerá de la calidad del agua a utilizar en la planta. En caso de uso de agua con alto contenido de cloro activo, como el agua de mar, ambos electrodos serán a base de titanio, y en caso de uso de agua ligeras en cloruros o libres de él, como agua potable o agua desmineralizada, se utilizarán electrodos convencionales: acero inoxidable 316L como cátodos y aleación de plomo-calcio-estaño en caso de ánodos.

El PLS en circulación en la nave, es conducido de banco en banco por medio de un sistema de impulsión a través de estanques alimentadores , situados individualmente previamente en cada banco, adicionando paralelamente solución de Guar en reposición. Una vez tratado en los bancos, la solución saliente es enviada hacia un estanque de traspaso (TK Traspaso) , e impulsada hacia el intercambiador de calor E/E hasta la sub-piscina de PLS en recirculación de turno, cumpliéndose asi un ciclo de paso de PLS en la planta.

Esta operación de ciclos (envió y retorno de PLS en proceso desde LX) es realizada entre 3 y 15 veces, de preferencia 6 veces, hasta bajar la concentración de Cu ²⁺ al mínimo metalúrgico posible (alrededor de 4 a 5 g/L) , lo que dependerá de las condiciones físicas del electrolito en proceso, el que a su vez depende de las características del mineral procesado como también de la operación en ejecución.

Cuando la solución haya cumplido con la cantidad total de ciclos, en su última salida por la nave es enviada, en calidad de Refino, hacia el intercambiador de calor E/E y posteriormente hacia su sub-piscina, en el área de LX, impulsando simultáneamente PLS fresco desde otra sub- piscina proveniente de la Piscina Mixta, de tal manera de no perder la continuidad operacional en la etapa, realizando la totalidad del circuito descrito. Respecto al sistema de calentamiento de soluciones, éste se compone de un calentador de agua, un estanque acumulador de agua caliente, el intercambiador de placas E/E y el intercambiador de placas E/A. Este sistema opera, por una parte, con la recirculación de agua caliente enviada hacia el intercambiador E/A, para transferir su energía calórica en pos de aumentar y mantener la temperatura operacional del PLS enviado a la nave. El agua saliente del equipo, es recirculada al calentador para su re-acondicionamiento y enviada para su re-distribución al estanque acumulador. Paralelamente, se adiciona al calentador el agua de procesos necesaria, a temperatura ambiente, para suministrar agua caliente hacia los estanques de aditivos, la reposición por evaporación y descomposición en el proceso hacia la línea de PLS en recirculación y para el lavado de los cátodos cosechados. La fuente de energía del calentador es a través de la quema de petróleo diesel u otro combustible, la que es transmitida en forma de calor hacia el agua circulante en el equipo.

El producto final del proceso de EW-LED es cobre catódico en planchas de aprox. 42 kg, con área de 1 m ² y una pureza igual o superior al 98%; el cual es lavado, despegado del cátodo, enrolado y almacenado en patio de despacho para su comercialización (F7) (Figura 5/9). En resumen, la tecnología EWTECH-LED es un nuevo proceso hidrometalúrgico, que presenta cuatro grandes innovaciones, respecto del proceso convencional, que son las siguientes:

Permite electro obtener cátodos de cobre, donde la corriente continua del sistema eléctrico de potencia es exactamente la misma que la corriente que requiere el proceso electroquímico para electro obtener los cátodos. Es decir el proceso de electro obtención es un circuito de corriente continua en serie, mientras que la tecnología convencional es en paralelo.

La electro-obtención de cobre se hace a partir de PLS, diferenciándose del proceso convencional que requiere la etapa de extracción por solventes para obtener electrolito rico en metal, que alimenta las celdas de EW para electro obtener cátodos de alta calidad.

El flujo de PLS que alimenta las celdas de electro obtención, es sobre 5 veces el flujo de electrolito que requieren las plantas convencionales.

Se puede realizar la electro-obtención desde concentraciones de PLS bajas que van de los 5 a los 50 gr/L obteniendo cátodos con una alta concentración de cobre (desde 97%) .

La baja temperatura (30°C a 50°C) que requiere el acondicionamiento del PLS al entrar a la electro-obtención (menos de la mitad de la temperatura que se utiliza en la electro-obtención tradicional), redunda en una menor generación de gases corrosivos y su necesidad de extracción, y además de un menor consumo energético el cual ya está optimizado con los intercambiadores de calor.

La tecnología EWTECH-LED

El flujo del PLS requerido en este proceso alimenta en forma paralela y serie a los distintos módulos de las celdas de electro obtención el cual debe contener entre 5 a 50 gramos de cobre por litro de solución, al momento de iniciar el proceso, a dicha solución se le incorporan reactivos como goma guar y sulfato de cobalto, la dosificación en del orden de los 320 gramos y 220 gramos por tonelada de cobre producido respectivamente, como aditivos para los cátodos y los ánodos respectivamente previo a ingresar a los módulos de las Celdas EWTECH-LED.

El PLS es re-circulado con un flujo en configuración paralelo-serie en el sistema hasta que es enviado a las pilas de lixiviación cuando se encuentra entre los 4 a 6 gramos de cobre por litro de solución.

Otro aspecto relevante para el funcionamiento óptimo del proceso E TECH Led es la temperatura del PLS que alimenta los módulos de las celdas EWTECH Led, esta debe oscilar entre los 30 y 50 °C.

Otro de los aspectos centrales de la presente invención es la nave donde se produce el proceso de EWTECH-LED, está nave está compuesta por una serie de bancos entre 1 a 20 bancos, de preferencia 4. A su vez cada banco contiene entre 1 a 15 módulos electrolíticos, de preferencia 7. Por lo tanto, una configuración de preferencia tendría 28 módulos en la nave.

Por otro lado, cada módulo de celdas de electro-obtención EWTECH LED comprende entre 2 a 12 celdas, con una configuración de preferencia en la nave que comprende 112 celdas operativas, volumétricamente independientes y compactas, conformadas por un cátodo y un ánodo cada una de las celdas; la distribución de las conexiones eléctricas en las celdas están conectadas en serie entre cátodos y ánodos e integradas, con el fin de mantener una corriente continua idéntica y densidad de corriente igual en todo el módulo e intermodulos ; el área operativa del cátodo está en el rango de 2 a 0,3 m ² de preferencia 1 m ² ; la densidad de corriente se regula en el módulo en un rango entre los 0 y 450 amperes, con una densidad de corriente operativa entre 150 y 300 amperes por m ² de cátodo; además existe una canalización con control independiente del flujo de PLS por cada celda y módulo; y un control del campo eléctrico independiente por cada grupo de módulos de celdas a través de la alimentación eléctrica por transformadores rectificadores.

Una de las partes importantes del módulo, es la canalización con control independiente del flujo de PLS que permite alimentar con un flujo variable de PLS, entre los 4 y 22 L/min/m ² de cátodo, a un grupo de módulos y en forma independiente a cada celda de electro obtención.

Descripción de las Figuras Figura 1/9

Esta figura presenta un esquema simplificado del proceso tradicional de producción de cátodos de cobre (esquema superior) versus un esquema simplificado del proceso de la presente invención (esquema inferior) . A: Chancado: en esta etapa se reduce el material extraído a porciones cada vez más pequeñas y compactas .

B: Lixiviación (LX) , técnica metalúrgica que consiste en regar las pilas de material mineralizado con una solución de agua con ácido sulfúrico, disolviendo el cobre contenido en los minerales oxidados y formando una solución de sulfato de cobre, las cuales son llevadas a las piscinas de PLS (solución de lixiviación cargada) .

C: Extracción por solvente (SX) , es un método de separación de una o más sustancias de una mezcla, mediante el uso de solventes, obteniendo una solución rica en cobre.

D: Electro-Obtención (EW) , es un proceso por el cual la solución de cobre (electrolito concentrado en cobre, luego de la extracción por solventes (SX) ) es llevada a la nave de electro obtención donde se encuentran una serie de celdas, que cuando se le aplica una corriente, la solución de sulfato de cobre se descompone, quedando adherido el cobre sobre los cátodos . E: Electro-Obtención Directa (EWTECH) , es un proceso por el cual la solución LPS (solución obtenida posteriormente a la etapa de lixiviación (LX) ) es llevada a los distintos módulos de las celdas de electro obtención modificados, previa incorporación de reactivos como goma guar y sulfato de cobalto ^' como aditivos para los cátodos, para finalmente quedar el cobre adherido a los cátodos.

Figura 2/9

Esta figura representa un diagrama general de proceso productivo de la presente invención.

En la línea de flechas de la parte superior del diagrama, se presentan los fenómenos físicos que sufre el agua en las diferentes posiciones del movimiento del mineral:

X : Bombas de impulsión

: Controladores de caudal y medidores de temperatura Fl : Evaporación en la piscina mixta

F2 : Evaporación piscina ILS

F3: Evaporación Pilas

F4 : Evaporación en E F5 : Descomposición de agua por electrólisis

F6: Agua de lavado a descarte

F7: Producción de cátodo de Cobre

En la linea inmediatamente inferior a las flechas de la parte superior, se presenta el comportamiento del material sólido en las diferentes posiciones del movimiento del mineral:

Gl: Mineral Aglomerado desde el chancador-aglutinador G2: Pila Dinámica

G3: Ripios a botadero

En la siguiente linea de flechas se presenta el manejo del ácido:

Hl: Ácido sulfúrico desde camiones

H2: TK ácido

H3: Ácido sulfúrico a aglomeración.

En la siguiente linea de flechas se presenta el manejo del agua de procesos:

II: Agua de procesos desde abastecimiento

12: Agua de servicios

13: Piscina ILS 14: Piscina Mixta

15: Piscina de Emergencia

La última línea presenta la red de calefacción del sistema:

Jl : Abastecimiento de Petróleo

J2: Caldera

J3 : Cámara acondicionadora del agua

JA: Intercambiadores de Calor

Existen otras partes asociadas a la adecuación y preparación del LPS antes del EWTECH Led

Kl: Producto químico Guar concentrado

K2 : Producto químico Sulfato de Cobalto concentrado

K3: TK Guar, este es un tanque en donde se diluye en agua, el Guar y se deja en una concentración óptima para ser aplicado al PLS que se envía a las celdas de

Ew

KA: TK Cobalto, este es un tanque en donde se diluye en agua, el Sulfato de Cobalto y se deja en una concentración óptima para ser aplicado al PLS que se envía a las celdas de Ew K5: K Banco 2, este es un tanque en donde sé recibe, en serie, el electrolito pasado una vez por el primer banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de electrolito llega al rango bajo 4gr/L) .

K6: TK Banco 3, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el electrolito pasado 1 vez por el segundo banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de electrolito llega al rango bajo 4gr/L) .

K7 : TK Banco 4, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el electrolito pasado una vez por el tercer banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de cobre en la solución de PLS llega al rango bajo 4gr/L) .

K8 : Banco TK de traspaso, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el PLS pasado una vez por el cuarto banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración del PLS llega al rango bajo 4gr/L) . El PLS utilizado se transfiere a la piscina mixta. Ll: Banco EWTECH Led N°l L2: Banco EWTECH Led N°2

L3: Banco EWTECH Led N°3

L4: Banco EWTECH Led N°4

Figura 3/9

Esta figura representa un esquema especifico de las etapas previas al proceso LED

Figura 4/9

Esta figura representa un diagrama de flujos proceso Lixiviación

En las flechas de la parte derecha del diagrama, se presentan los fenómenos físicos que sufre el agua en las diferentes posiciones del movimiento del mineral:

^ : Bombas de impulsión

¾: Controladores de caudal y medidores de temperatura Fia: Evaporación en la piscina mixta, sección refino Flb: Evaporación en la piscina mixta, sección PLS F2: Evaporación piscina ILS

F3: Evaporación Pilas En la línea superior de las flechas, se presenta el comportamiento del material sólido en las diferentes posiciones del movimiento del mineral: Gl: Mineral Aglomerado desde el chancador-aglutinador

G2 : Pila Dinámica

G3: Ripios a botadero

En la siguiente línea de flechas se presenta el mane del PLS y una línea:

MI: PLS en recirculación / refino desde EWTECH

M2: PLS / PLS recirculado a EWTECH

En la siguiente línea de flechas se presenta el mane del ácido:

Ácido sulfúrico desde camiones

TK ácido

Ácido sulfúrico a aglomeración

Ácido sulfúrico a EWTECH

En la siguiente línea de flechas se presenta el manejo del agua de procesos: II: Agua de procesos desde abastecimiento

13: Piscina ILS

14: Piscina Mixta

15: Piscina de Emergencia

16: Agua de procesos a EWTECH

17: Ducha de emergencia LX

Además la siguiente numeración muestra:

1: Impulsión de Refino desde EW

2: Refino disponible desde EW (por balance)

3: Refino a riego

4: ILS a piscina

5: ILS en recirculación a riego

6: Agua de procesos a operaciones

7: Agua a servicio de emergencia LX

8: Agua a Piscina Mixta (Sec. Refino)

9: Agua a Piscina ILS

10: Ácido sulfúrico a operaciones

11: Ácido sulfúrico a Aglomeración

12: Ácido sulfúrico a Piscina ILS

13: Agua de procesos a EW

14: Ácido sulfúrico a EW

15: Evaporación Piscina Mixta (Sec. Refino) 16: Evaporación Piscina ILS 17: Evaporación Piscina Mixta (Sec. PLS)

18: PLS a Piscina Mixta (Sec. PLS)

19: PLS disponible a EW (por balance)

20: Impulsión de PLS a EW

Figura 5/9

Esta figura representa un diagrama de flujos proceso Electro-Obtención directa en serie EW-LED.

En la linea de flechas de la parte inferior derecha del diagrama, se presentan los fenómenos físicos que sufre el agua en las diferentes posiciones del movimiento del mineral:

F5: Descomposición de agua por electrólisis

F6: Agua de lavado a descarte

F7 : Producción de cátodos de Cobre

F8 : Evaporación del agua por ambiente

F9: Agua del lavado de cátodos

En la siguiente linea de flechas se presenta el manejo del ácido:

Bombas de impul ¾: Controladores de caudal y medidores de temperatura H : Ácido Sulfúrico a EW-LED.

En la siguiente linea de flechas se presenta el manejo del agua de procesos:

16: Agua de procesos a EW-LED.

17: Ducha de emergencia LX

18: Agua de servicio para consumo humano

La última linea presenta la red de calefacción del sistema :

Jl: Abastecimiento de Petróleo

J2 : Caldera

J3: Cámara acondicionadora del agua

J4: Intercambiadores de Calor

Existen otras partes asociadas a la adecuación y preparación del LPS antes del EWTECH Led

Kl : Producto químico Guar concentrado

K2 : Producto químico Sulfato de Cobalto concentrado K3 : TK Guar, este es un tanque en donde se diluye en agua, el Guar y se deja en una concentración óptima para ser aplicado al PLS qué se envia a las celdas de Ew.

K4 : TK Cobalto, este es un tanque en donde se diluye en agua el Sulfato de Cobalto y se deja en una concentración óptima para ser aplicado al PLS que se envia a las celdas de Ew.

K5 : TK Banco 2, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el PLS pasado una vez por el primer banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de PLS llega al rango bajo 4gr/L) .

K6: TK Banco 3, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el PLS pasado una vez por el segundo banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de PLS llega al rango bajo 4gr/L) .

K7 : TK Banco 4, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el PLS pasado una vez por el tercer banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de PLS llega al rango bajo 4gr/L) .

K8 : Banco TK de traspaso, este es un tanque en donde se recibe, en serie, el PLS pasado una vez por el cuarto banco del sistema EWTECH Led. (Sin restringir la cantidad de bancos a utilizar a excepción de cuando la concentración de PLS llega al rango bajo 4gr/L) . El PLS utilizado se transfiere a la piscina mixta. Ll: Banco EWTECH Led N°l

L2: Banco EWTECH Led N°2

L3: Banco EWTECH Led N°3

L4: Banco EWTECH Led N°4

En la siguiente linea de flechas se presenta el manejo del PLS y una linea:

M3: PLS / PLS recirculado desde LX

M4: PLS recirculado / refino a LX

Además la siguiente numeración muestra:

21: PLS a acondicionamiento

22: Ácido sulfúrico a linea

23: Agua de procesos a linea

24: PLS a intercambiador de calor E/E

25: PLS a intercambiador de calor E/A

26: Sulfato de cobalto a TK Sulfato Cobalto

27: Guar a TK Guar 28: Solución de sulfato de cobalto

29: Solución de guar a distribución

30: Solución de guar a Banco EW 1

31: Solución de guar a Banco EW 2

32: Solución de guar a Banco EW 3

33: Solución de guar a Banco EW 4

34: PLS a Banco EW 1

35: PLS a Banco EW 2

36: PLS a Banco EW 3

37: PLS a Banco EW 4

38: PLS a TK Traspaso

39: PLS en recirculación a piscina

40: Agua caliente desde calentador

41: Agua caliente a TK Sulfato Cobalto 42: Agua caliente a TK Guar

43: Agua caliente a intercambiador de calor

44: Agua caliente a lavado de cátodos

45: Agua caliente en retorno 46: Agua de procesos a servicios y operación 47: Agua a servicio de emergencia EW-LED 48: Agua de servicio a consumo humano 49: Agua de procesos a reposición 50: Agua a calentador

51: Petróleo a calentador 52: Evaporación de agua en nave 53: Descomposición de agua en nave 54: Cobre catódico 55: Impulsión de Refino a LX

Figura 6/9

Esta figura presenta en sus dos esquemas superiores las pruebas Iso-pH en material de Bella Andina

Los dos esquemas inferiores presentan las pruebas Iso- pH en material de Chiapa

Figura 7/9 En esta figura se describe las pruebas de sulfatación en el material ITE (gráfico inferior) y en el material compósito (gráfico superior) Figura 8/9

Esta figura presenta dos gráficos. El gráfico inferior presenta la relación entre el porcentaje de extracción de cobre y la razón de lixiviación. Se ve claramente que la extracción no es la óptima con respecto a la presentación del PLS a la exposición a EW tradicional, que logra concentraciones de 48 gramos por litro de cobre en el electrolito aproximadamente. El gráfico superior presenta la relación entre el consumo de ácido neto y la razón de lixiviación.

Figura 9/9

Esta figura presenta una fotografía de un cátodo de cobre extraído por la técnica de EW directa, objeto de la presente patente. Ejemplos de Aplicación

Experimentalmente, se prepararon 2300 kgr de mineral chancado, y se tamizó hasta un tamaño de producto bajo los 1,27 cm o media pulgada, con una granulometria P80.

Éste mineral, se almacenó para ser utilizado a medida que se desarrollaban las pruebas, al igual como sucede en la realidad donde se almacena en un almacenaje apilado (Stock Pile) . Una vez aqui, el material que fue utilizado para las pruebas se separó en sub-lotes de 50Kgr. Uno de los sub- lotes fue utilizado para realizar una caracterización química (500 gr) , isopH (1000 gr) y metalúrgica.

Una muestra de 5 kg de un sub-lote fue chancada y agitada en un tambor rotatorio con el fin de obtener muestras representativas de 250 gr.

Las pruebas realizadas a estas muestras son:

a.- Análisis Químicos de Cabeza

^• CuT, CuS, FeT, Al, Mg, Mn, Na, K, Cl y CAA (Consumo de Acido Analítico) .

Para efectos de cuantificar los elementos contaminantes en la muestra mineral, se realizaron análisis por ICP (plasma de acoplamiento inductivo) de 31 elementos, en la muestra de cabeza. b.- Pruebas Metalúrgicas Preliminares

Se realizaron pruebas metalúrgicas preliminares, con el objetivo de obtener resultados de parámetros metalúrgicos de lixiviación. c- Test de Iso-pH

Estas pruebas se realizan empleando 1 kg de mineral con granulometria adecuada, por un periodo de 48 h y con un porcentaje de sólidos de 33 %. Las pruebas son realizadas en un reactor de plástico de 10 L de capacidad, el cual, gira sobre un rodillo a 55 rpm. , especialmente diseñado para realizar esta labor.

La solución lixiviante se mantiene en todo instante a pH de 1,5, situación que se alcanza mediante la adición constante y permanente de ácido H ₂ S0 ₄ , el cual se reporta como consumo de ácido neto y bruto.

Con una frecuencia de 2, 4, 6, 8, 10, 24, 48 hr. , se toman muestras de pulpa (con un 10% de humedad) para llevar el seguimiento de la cinética de extracción de Cobre y consumo de ácido. Al final del periodo de lixiviación, la pulpa se filtra y lava obteniendo solución rica y de lavado. El queque mineral (ripios de lixiviación), se seca, pesa, disgrega y analiza por Cu Total (CuT) y Fe Total (FeT) , para finalmente, sobre la base de pesos, volúmenes de soluciones y análisis químicos, realizar un balance metalúrgico. d.- Test de Sulfatación

Las pruebas de sulfatación se utilizaron para determinar las dosis de ácido a emplear en las pruebas de lixiviación en columnas. Esta protocolo integró un set de 4 pruebas de sulfatación, que emplearon un tiempo de reposo de 48 h. Terminado el tiempo de reposo, la muestra fue lavada para obtener la solución y caracterización por Cu, ácido libre. De los resultados obtenidos en las 4 pruebas de sulfatación, se determinó la dosis de ácido en curado, bajo el principio de emplear la menor cantidad de ácido, sobre la cual empieza a quedar ácido remanente. Esta dosis de ácido fue empleada para curar el mineral previo a la etapa de lixiviación en columna. e.- Pruebas de Lixiviación en Columnas

El objetivo de las pruebas de lixiviación en columnas fue la de obtener soluciones de PLS con contenidos de Cu ponderado de entre 8 a 10 g/L, ya que a este nivel, es lo requerido para usar en pruebas de EW.

El programa metalúrgico realizó 9 pruebas de lixiviación en columnas de 20,32 cm (8 pulgadas) de diámetro y 3-5 metros de altura. Cada prueba empleó una tasa de ácido en curado determinada en función de las pruebas de sulfatación. La tasa de riego fue de 10 L/h/m ² . Además, el tipo de agua constituyó una variable, motivo por el cual, 6 columnas emplearon solución lixiviante compuesta por agua potable acidulada y 3 columnas con agua de mar acidulada.

Las razón de lixiviación fue de 2 m ³ /ton, o bien hasta obtener la concentración de 8-10 gr/L de Cu.

El control de las experiencias incluyó análisis diario por:

Cu, FeT y H+, durante los primeros 5 dias, para luego continuar con muéstreos dia por medio, hasta el término del ciclo de riego.

Los resultados de estas experiencias fueron los siguientes Para la caracterización química se tomaron 3 muestras de mineral proveniente de Perú, que corresponden a las minas Bella Andina, ITE y Chiapa, yacimientos que se encuentran muy cerca de Arica

Con las muestras de Bella Andina y Chiapa, se realizó un compósito, los cuales fueron caracterizados mediante técnicas de absorción atómica e ICP, cuyos resultados se muestran en la Tablas I y II.

Tabla I

Los resultados obtenidos muestran que ambos minerales poseen alta ley de Cu Total 2,45 y 3,17%, para Bella

15 Andina y Chiapa, respectivamente, mientras que el CuS fue de 2,0 y 3,05% (Bella Andina y Chiapa), indicando una razón de solubilidad de 81,6% para (Mina Chiapa), mientras que para (Bella Andina) un 96,2 % de razón de solubilidad. Las muestras presentaron alto de FeT, 10,7 y 6,7%, para BA y

20 Chiapa, respectivamente. Respecto de los cationes analizados (Al, Mg, Na, K) , ellos presentan niveles normales, Al entre 3,7 y 5%, Mg entre 0,22 y 1,81%. Luego en concentraciones inferiores a 1%, se sitúan Na, K, Cl, estos últimos elementos, son indicativos de ausencia de sales solubles en ambos minerales.

Tabla II

Esta tabla presenta los resultados del ICP

Elemen Unida Bella Chiap

to Andina

K 0, 02 0, 05

Na 0,03 0, 10

Ti 0,19 0, 12

S 0,34 2, 53

Mg 1,22 0.14

Al 3, 03 1, 95

Fe 5, 22 8, 82

Ca 10, 86 12, 68

>1000

Cu (ppm) >10000 00

Zn (ppm) >10000 250

Mn (ppm) 4076 1416 As (ppm) 2899 49 10

P (ppm) 939 3713 385

Ni (ppm) 289 35 43

Pb (ppm) 260 126 45 I (ppm) 218 64 <10

Sr (ppm) 140 157 15

V (ppm) 133 25 84

Cd (ppm) 114 2 3

Ba (ppm) 66 <10 19

Zr (ppm) 50 13 8

Cr (ppm) 44 57 60

Co (ppm) 38 21 84

La (ppm) 38 <10 <10

Sb (ppm) 28 <5 <5

Li (ppm) 26 16 4

Y (ppm) 23 18 3

Ga (ppm) 18 16 22

Ta (ppm) 15 9 24

Ag (ppm) 11 19 <1

Se (ppm) 10 4 <1

Bi (ppm) 9 <5 10

Mo (ppm) 9 8 20

Be (ppm) 3 <1 <1

Th (ppm) <5 <5 <5 Nb (ppm) <10 <10 <10

Se (ppm) <10 <10 <10

Sn (ppm) <10 <10 <10

Te (ppm) <10 11 20 ü (ppm) <10 <10 <10

W (ppm) <10 <10 <10

Hg (ppm) <1 <1 <1

Respecto de los elementos analizados por ICP, destaca el contenido de Calcio en ambas muestras, indicativo de un alto consumo de ácido.

Uno de los aspectos relevantes en la caracterización química es la determinación de los contenidos de sales solubles en las muestras y su consumo de ácido, para lo cual se realizó lixiviación de mineral con una granulometría del0#, con 1 litro de agua caliente (hirviendo), la cual se agitó durante 1 hora.

La solución obtenida fue analizada para Na, Cl y K, cuyos resultados se muestran en la Tabla III siguiente.

Tabla III

Esta tabla presenta la disolución de sales en agua caliente. Se observa también que la concentración de sales disueltas es baja en los 3 casos, no existiendo la posibilidad de concentraciones significativas de ácido clorhídrico in situ.

El siguiente paso en las pruebas fueron las pruebas metalúrgicas en las cuales se realizaron pruebas de Iso-pH, Sulfatación y lixiviación en columnas. La primera prueba se realizó para las muestras de Bella Andina (1940 gr) y Chiapa (1946 gr) , a pH constante de 1,5.

Los resultados de esta prueba se ven en la figura 6/9 y en la tabla siguiente IV.

Tabla IV

Esta tabla presenta un resumen de los resultados de la pruebas Iso-pH, también se observa que las muestras presentan altos niveles de extracción de Cu, siendo 94% para Bella Andina y 89% para Chiapa. Por su parte, el consumo de ácido presentó los mayores niveles para Bella Andina, 185 kg/t, mientras que para las muestras ITE y Chiapa, el consumo Neto fue de 23 kg/t.

Por otro lado, la prueba de sulfatación se realizó en función de los resultados obtenidos en el consumo de ácido en las pruebas isopH, se realizaron las pruebas de sulfatación con concentraciones de 35, 45, 55 y 65 kg/t, cuyos resultados se reportan en la en la Tabla N° 6. figura 7/9.

-En función de los resultados presentados en la figura 7/ los niveles de acidez en el aglomerado fueron obtenidos partir de las pruebas de sulfatación.

Como paso siguiente, se realizaron las pruebas de lixiviación en columnas, las cuales consistieron en obtener una solución PLS, con contenidos de Cu de entre 8 a 10 gr/L. Los resultados de esta prueba se ven claramente en la tabla V y figura 8/9.

De acuerdo a los resultados obtenidos, se observó una baja extracción de Cobre, cuyo valor máximo fue de 58% (C-l y C- 2) para las columnas de 3 m (altura de lecho) y 45% para las columnas de 5 m (C-3 y C-4), realizadas con compósito mineral (25% Bella Andina y 75% Chiapa) . Las columnas con mineral ITE (C-10 y C-ll) , presentaron 47% de extracción de Cu, estas pruebas llegaron solamente a una Razón de Lixiviación de 2 m ³ /t. Todos estos resultados fueron inferiores a la razón de solubilidad, que en todos los casos fue superior a 90%, motivo por el cual, fue necesario realizar ciertos ajustes en la operación experimental.

El bajo nivel de extracción observado en todas las experiencias, fue el resultado de no operar bajo condiciones optimizadas para una lixiviación por percolación en base a:

• Granulometria : Se empleó al natural y fue obtenida en Planta Industrial en Arica. El material venía segregado, con la componente de material fino muy bajo. • La condición de término de la experiencia fue la concentración de Cu en PLS y no el nivel dé extracción máxima (lo cual no se busca por el proceso posterior de EW)

En función de lo anterior, se cargó una columna adicional para generar el volumen y concentración de Cu requerido para que la prueba de EW pudiera ser llevada a cabo.

La solución PLS, en los primeros días presentó concentraciones altas en Fe (30 a 40 g/L) , las cuales no son adecuadas para el proceso de EW. Por este motivo se procedió a recircular el PLS en la misma columna, con lo cual, disminuyó el aporte de hierro como el consumo de ácido.

Respecto de la concentración de Cu, las columnas realizadas con el compósito (Bella Andina y Chiapa) , presentaron concentración de 8 a 9 gr/L, ponderado, mientras que las pruebas realizadas con mineral ITE, la concentración fue de 22 gr/L. Con mezclas de ambas soluciones se consiguió obtener la solución PLS para las pruebas de EW.

En consumo de ácido Neto fue de 33 kg/ton, para las columnas C-l y C-2 (3m), mientras que para C-3 y C-4 (5m) , el consumo fue de 24 kg/ton, realizadas con el compósito (Bella Andina y Chiapa) . Las pruebas C-10 y C-ll, realizadas con mineral ITE, presentaron bajo niveles de consumo ácido neto de 16 kg/ton. Las pruebas realizadas con agua de mar, se iniciaron desfasadas de las pruebas con agua potable, las columnas C- 5, C-6 y C-7, con muestra de compósito (5m), alcanzado solamente la razón de lixiviación 2 m ³ /ton. Estas presentaron bajos niveles de extracción de Cu (30%), la concentración de Cu (ponderado) , fue de 8 gr/L. Por su parte el consumo de ácido neto fue de 17 kg/ton.

Dado que el objetivo de las pruebas fue para la obtención de PLS, las soluciones fueron almacenadas en función de la concentración de Cu, para lo cual, se dispuso en tambores separados por concentraciones entre 10 y 20 gr/L, 5 y 10 gr/L y menor que 5 gr/L.

Como es posible observar, los resultados obtenidos en las 9 experiencias, son la consecuencia de un proceso para obtener solución PLS de condiciones requeridas para ser utilizadas en un proceso de EW directo. Por ello, los resultados metalúrgicos obtenidos, no son la consecuencia de un proceso optimizado de lixiviación por percolación. Tabla V

O ación as

Por otro lado, se prepararon soluciones de electrolito para ser expuestas al proceso de EW. Se preparó electrolito para 2 experiencias (Pl y P2), siendo la primera de 400 L, para calibración y posteriormente una de 800 L, para la prueba -de EW propiamente tal, a las cuales se adicionó ácido en los niveles requeridos (150 gr/L) . De acuerdo a lo anterior, se caracterizó la solución vía EAA por Cu y Fe T, Cl por Volumetria y análisis multi-elemento vía ICP.

La Tabla VI muestra la caracterización química de ambos electrolitos a la entrada del proceso de EW, mientras que la Tabla VII, muestra en análisis de impurezas de la solución P2.

Tabla VI

Tabla VII

Por su parte, la Tabla VIII muestra la composición multi elemento de las soluciones PLS (en medio agua potable agua de mar) , antes de agregar ácido para transformarse en solución para electrowinning.

Tabla VIII

Finalmente, para las pruebas de EW (2), les fue realizada su caracterización química, por Cu ⁺⁺ , H ⁺ , FeT y Cl ^~ , cuyos resultados se muestran en las Tablas IX y X.

Tabla IX

Tabla X

Prueba Cu++

Hora H+ FeT Cl- N° (g/L) (g/L) (g/L) (g/L)

P2-0 14, 78 149, 5 0, 57 0, 69

P2-1 19: 10 13, 89 158, 6 0, 60 0,76

P2-2 20: 10 14, 14 158, 6 0, 62 1, 09 P2-3 21: 10 13, 37 157, 9 0, 61 0, 87

P2-4 22:10 13, 37 158, 9 0, 64 0, 98

P2-5 23: 10 13, 76 158, 3 0, 62 0, 64

P2-6 0: 10 13, 11 159, 4 0, 64 0, 42

P2-7 1: 10 12, 79 160, 6 0, 65 0, 64

P2-8 2:10 12, 72 162, 5 0, 62 0, 30

P2-9 3: 10 12, 14 160, 0 0, 66 0, 87

P2-10 4 : 10 12,07 162, 4 0, 63 0,76

P2-11 5: 10 11, 82 162, 0 0, 60 0, 64

P2-12 6: 10 11, 37 161, 9 0, 65 0, 53

P2-13 7:10 11, 37 161, 7 0, 66 0, 87

P2-14 8:10 10, 53 162, 8 0, 60 0, 64

P2-15 9: 10 9, 95 166,2 0, 64 0, 42

P2-16 10: 10 10, 14 170, 5 0.63 0.42

P2-17 11: 10 10, 01 170, 0 0, 65 0, 53

P2-18 12:10 9,82 170, 1 0, 65 0, 53

P2-19 13:10 9, 95 169, 4 0, 63 0, 60

P2-20 14:10 9, 56 166,2 0, 61 0,26

P2-21 15: 10 9, 56 168, 6 0, 63 0, 60

P2-22 16: 10 9, 11 167, 0 0, 62 0, 48

P2-23 17:10 8,20 166, 6 0, 62 0, 55

P2-24 18:10 9, 04 172, 3 0, 60 0,37

P2-25 19: 10 8,20 171, 1 0, 62 0,48

P2-26 20: 10 8,01 172, 5 0, 63 0, 55

P2-27 21:10 8, 01 171, 9 0, 62 0, 60

P2-28 22: 10 7,81 173, 8 0, 64 0, 62

P2-29 23: 10 7, 69 174, 9 0, 63 0, 50

P2-30 M-1 23: 40 7,43 177,0 0, 63 0,26

P2-30 M-2 23: 40 7, 56 176, 0 0, 65 0, 60

P2-30 M-3 23:40 8, 11 177, 0 0, 62 0, 62

En estas tablas se ve claramente que efectivamente el Cu disminuyó en concentración desde la solución electrolito, lo cual es un indicador del depósito electrolítico. Congruente con lo anterior, la concentración de ácido aumentó .

Las variables eléctricas y volumétricas aplicadas en esta prueba fueron la aplicación de una densidad de corriente de 250 Amperes por m ² de cátodo y con un caudal de pasada de PLS por celda de 15 L por minuto por m ² de cátodo.

Luego de estas experiencias, se realizaron dos pruebas más denominadas El y E2, las cuales se condujeron de igual forma, con la diferencia que estas pruebas tuvieron una duración de 24 horas aproximadamente, teniendo como resultado final un cátodo, el cual pudo ser despegado y caracterizado. (Tal como se muestra en la figura 9/9) .

Dada la poca masa, el cátodo tuvo bajo espesor deshaciéndose al despegar, tal como lo indica la fotografía (figura 9/9) , no obstante lo anterior, se tomaron 3 muestras desde el cátodo, superior, media e inferior, para los análisis químicos respectivos, tal como se presenta en la tabla XI.

Tabla XI En función de los resultados obtenidos (análisis directo) , la pureza del cátodo, determinada por electrogravimetría fue en promedio 99,80%, pudiendo decir que fue parejo respecto de la profundidad, ya que la pequeña diferencia observada, pudiera estar relacionada más bien a error experimental. Respecto del contaminante, Pb principalmente, se observa claramente estratificado, cuyo origen no puede ser otro que desde el ánodo, toda vez que el PLS no tenia este elemento en la cantidad como para depositar lo analizado .

La conclusión de estas pruebas fue que comenzando con un mineral de baja ley o un PLS con concentraciones iniciales de cobre comerciablemente bajas de entre 8 y 22 gr/L, si se acondiciona adecuadamente el PLS y se opera el sistema de Electro-obtención Directa se pueden obtener electrodos de cobre de alta calidad sin requerir la concentración del cobre con solventes (SX) . El producto final del proceso de EW-LED fue un cobre catódico en planchas de aprox. 42 kg, con un área de 1 m ² y una pureza igual o superior al 98 %.

Ejemplo de Aplicación 2

En una prueba real de planta piloto se requirieron diariamente 83,3 toneladas de mineral, con un tamaño del 100% bajo 1,27 cm y se acumula en una pila de stock (con una autonomía de 7 días y 583 toneladas de reserva) .

Luego este material molido y tamizado es aglomerado hasta tener un 10% de humedad con una dosificación de ácido sulfúrico de 10Kg/ton, generando un flujo de mineral húmedo de 92,5 ton/día. Estos datos generales se pueden ver en la siguiente tabla XII.

Tabla XII

La lixiviación en este proceso es una operación continua las 24 horas al día, con un tiempo de procesamiento anual de 358 días de mineral. Con un ciclo total de 100 días de procesamiento de mineral por pila. Para poder cumplir esto se manejo un flujo seco diario de mineral de 83,3 ton/dia, con igual flujo de ripios al botadero.

Los requerimientos reales de mineral en la lixiviación, en planta piloto, fueron los siguientes según la tabla XIII

Tabla XIII

(*) Refino fresco desde EW.

(**) Caracterización de solución considerando hasta el ciclo anterior al envió final a EW.

(***) Caracterización de solución en calidad de PLS. Una vez realizado el proceso de lixiviación y preparación del PLS para su electro-obtención, este último proceso requiere de una operación continua de 24 horas al día, con el mismo tiempo de procesamiento anual de mineral de 358 días. Los ciclos catódicos en el proceso EWTECH-LED son de 5 días, con una obtención de 42 kgr de cobre por cátodo de pureza superior a 97%, una densidad de corriente operacional de 300 A/m ² . El caudal de PLS de entrada a la nave es de 30,2 m ³ /h, con 6 ciclos del volumen de PLS entrante en la nave. Los datos y características para la operación del proceso de E TECH-LED están descritos en las siguientes tablas XIX y XX.

Tabla XIX

TK Guar .JL

Tabla XX

Refino a LX *** ^

(*) Refino fresco desde LX.

(**) Caracterización de solución considerando hasta el ciclo anterior al retorno final a LX.

Refino . Bajo las condiciones previamente descritas se obtienen cátodos de cobre de 42 kgr de alta pureza, sobre un 97%, tal como los vistos en el ejemplo de aplicación 1.