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PROYECTO DE INNOVACIÓN TECNOLÓGICA
661.0623 M 664 1999
FONTEC N° 98-1428
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INFORME FINAL
RECUPERACIÓN DE COBALTO CONTENIDO EN RELAVES
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MAYO, 1999
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PROYECTO DE INNOV ACION TECNOLÓGICA FONTEC N° 98-1428
INFORME FINAL
RECUPERACIÓN DE COBALTO CONTENIDO EN RELAVES
MAYO, 1999
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PRESENTACIÓN
En el último decenio, se constata que el país ha sabido enfrentar con éxito el desafío impuesto por la política de apertura en los mercados internacionales, alcanzando un crecimiento y desarrollo económico sustentable, con un sector empresarial dinámico, innovador y capaz de adaptarse rápidamente a las señales del mercado.
Sin embargo, nuestra estrategia de desarrollo, fundada en el mayor esfuerzo exportador y en un esquema que principalmente hace uso de las ventajas comparativas que dan los recursos naturales y la abundancia relativa de la mano de obra, tenderá a agotarse rápidamente como consecuencia del propio progreso nacional. Por consiguiente, resulta determinante afrontar una segunda fase exportadora que debe estar caracterizada por la incorporación de un mayor valor agregado de inteligencia, conocimientos y tecnologías a nuestros productos, a fin de hacerlos más competitivos.
Para abordar el proceso de modernización y reconverSlon de la estructura productiva del país, reviste vital importancia el papel que cumplen las innovaciones tecnológicas, toda vez que ellas confieren sustentación real a la competitividad de nuestra oferta exportable. Para ello, el Gobierno ofrece instrumentos financieros que promueven e incentivan la innovación y el desarrollo tecnológico de las empresas productoras de bienes y servicios.
El Fondo Nacional de Desarrollo Tecnológico y Productivo FONTEC, organismo creado por CORFO, cuenta con los recursos necesarios para financiar Proyectos de Innovación Tecnológica, formulados por las empresas del sector privado nacional para la introducción o adaptación y desarrollo de productos, procesos o de equipos.
Las Líneas de financiamiento de este Fondo incluyen, además, el apoyo a la ejecución de proyectos de Inversión en Infraestructura Tecnológica y de Centros de Transferencia Tecnológica a objeto que las empresas dispongan de sus propias instalaciones de control de calidad y de investigación y desarrollo de nuevos productos o procesos.
De este modo se tiende a la incorporación del concepto "Empresa -País", en la comunidad nacional, donde no es sólo una empresa aislada la que compite con productos de calidad, sino que es la "Marca - País" la que se hace presente en los mercados internacionales.
El Proyecto que se presenta, constituye un valioso aporte al cumplimiento de los objetivos y metas anteriormente comentados.
FONTEC - CORFO
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
1.-
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6.-
7.-
INDICE
SINTESIS DEL PROYECTO
ANTECEDENTES GENERALES ................................................... ..
DESCRIPCIÓN DE LAS ACTIVIDADES DESARROLLADAS .. .
3.1.- CARACTERIZACION DE LOS RELAVES DE S.M.A.
a.- Muestreo de relaves
b.- Caracterización quúuica
c. - Análisis microscópico y mineralógico
d. - Caracterización fisica
3.2.- PROCESAMIENTO DE RELAVES S.M.A. .. .......................... .
a. - Deslamado
b.- Concentración Gravitacional
c.- Concentración por Separación Magnética
d.- Concentración por Flotación
e.- Tostación - Lixiviación
f. - Separación y Purificación de Soluciones
g.- Concentración de Co
3.3.- EVALUACION ECONÓMICA PRELIMINAR
a. - Antecedentes de Mercado
b. - Proceso Global
c. - Evaluación Económica Preliminar
PROBLE~SPRESENTADOS
CONCLUSIONES
REFERENCIAS BmLIOGRÁFIcAS ......................................... .
ANEXOS
ANEXO l
ANEXO 2
ANEXO 3
Pág.
1
3
4
4
4
12
20
22
26
28
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36
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73
86
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95
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\03
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112
113
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1.- SINTESIS DEL PROYECTO
NOMBRE DEL PROYECTO
EMPRESA SOLICITANTE
ENTIDAD EJECUTORA
LOCALIZACION DEL PROYECTO
RECUPERACIÓN DE COBALTO CONTENIDO EN RELAVES.
MINERA MICHILLA S.A.
INGENIERIA & DESARROLLO
LOS MANTOS DE PUNIT AQUI, IV
REGIÓN
Minera Michilla S.A. está interesada en estudiar la factibilidad técnica y económica de obtener
sulfato de cobalto ( CoS04 * 7 H20 ) desde los relaves de Santa Margarita de Astillas, empresa
minera que cede sin costo a Minera Michilla los relaves necesarios para efectuar la
investigación señalada, con el compromiso de negociar el traspaso de estos materiales en caso
de obtener resultados económicos positivos.
Las reservas medidas de estos relaves alcanzan a las 500.000 toneladas con un contenido de
cobalto de o. \3 %. Estudios previos realizados en Intec ( 1986), muestran la factibilidad técnica
de ser procesados por métodos convencionales tales como : concentración gravimétrica,
flotación, tostación, lixiviación y precipitación, obteniendo óxido de cobalto comercial. Sin
embargo, económicamente se muestran resultados no atractivos ( VAN al 12% = US$ 96.400 ;
TIR = 14.4 %).
Hoy en día, con la utilización de tecnologías innovativas, nos permiten revertir los resultados
económicos haciendo atractivo el negocio tal como muestran los parámetros económicos (VAN
al 12% = US7.644.911 ; TIR = 102.5 %).
La tecnología innovativa que se utiliza en este caso, corresponde a la Tecnología de
Reconocimiento Molecular ( MRT ), entregando como producto sulfato de cobalto
heptahidratado ( CoS04 * 7 H20 ).
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 1 PROYECfO FONTEC N° 98-1428
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El producto obtenido, de alto valor comercial, es de consumo permanente y fundamental en
todas las plantas de SX - EW de cobre.
Los procesos comúnmente utilizados en el tratamiento de soluciones con contenidos de cobalto,
incluyen combinaciones de: aditivos químicos, neutralización, floculación, sedimentación y
filtración, para remover el elemento de interés; además de bastante costosos, estos procesos
resultan en la producción de grandes volúmenes de baja concentración.
El problema básico es que el tratamiento de estas soluciones, usualmente suponen la remoción
de bajos niveles de la especie útil (ppm o ppb), desde matrices de especies no deseables las
cuales pueden ser químicamente muy similares y que pueden exceder a la especie útil 106 o más
veces.
El proceso MRT (Molecular Recognition Technology), mejora significativamente el proceso
convencional de co-precipitación de soluciones lixiviadas ricas en Cobalto, debido a que es
capaz de separar especies metálicas específicas o individuales en forma eficiente y selectiva, las
cuales pueden estar presentes en rangos extremadamente bajos de concentraciones, en grandes
volúmenes de solución, y concentrar estas mismas especies en pequeños volúmenes de solución
a altos niveles de pureza o concentración.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 2 PROYECfO FONTEC N° 98-1428
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1.- ANTECEDENTES GENERALES
El proyecto "Recuperación de Cobalto contenido en Relaves", de una duración de 6 meses, se
inició el O l de Octubre de 1998 y contempla la entrega de un informe de avance (10 de Enero
de 1999), y el informe final el (10 de Marzo de 1999),
El programa de ejecución está representado por la siguiente Carta Gantt, resumida con las
actividades principales de acuerdo a los términos de referencia,
CARTA GANTT PROYECTO RECUPERACiÓN DE COBALTO CONTENIDO EN RELAVES
"" AClMDI\O PLAZO OCT rcN De ENE FHl MAR
1 CARACllRIZACON LE RElAVES lEAS1llLAS 2 r.slES I 2 1EST CE aAGN:l:mro ffiCX:ESA~ CE CCEAllO 2 r.slES
3 1N=CfM: [EAVAt-a f't 1 112/S .. 4 lESTtE VA~OONCCN:E.rlRA.OÓN CE o:BAllO 112/S • 5 TE5TCEVAL~(X)rHosTAaéf..lY UXIV1AcO--l 1/S
6 lESHEVAlQl\ClÓNpp Q¡ y AOOCElCNal.OO'lOl 1 r.sl
7 fRlEBAS Ft.OID 3 r.slES
8 ItI'<HJE F""l (láf,Ii'll EE. """"E<:'lq 1 /S I
Las actividades 1, 2 y 3, correspondiente a la primera etapa del proyecto fueron realizadas con
un 100% de cumplimiento, la ejecución de las actividades restantes tuvo un desfase de 1 mes,
producto del retraso de los proveedores del material Superlig.
A la fecha de la entrega de este informe se puede concluir que las actividades fueron realizadas
satisfactoriamente.
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3.- DESCRIPCIÓN DE LAS ACTIVIDADES DESARROLLADAS
3.1.- CARACTERIZACION DE LOS RE LA VES DE ASTILLAS
El programa experimental se inició con la CARACTERIZACION DE LOS RELAVES DE
ASTILLAS, ubicado a 40 Km al noroeste de la ciudad de Vallenar.
Esta etapa contempló:
a.- Muestreo de relaves
b.- Caracterización química
e.- Análisis microscópico y mineralógico.
d.- Caracterización Física.
a.- MUESTREO DE RELAVES
a.l.- DESARROLLO DE METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
La metodología de la etapa de MUESTREO consistió en definir la ubicación de los puntos a
muestrear utilizando para esto apoyo topoj,rráfico, en una malla de 50x50 metros, realizando
además una topografia del relave originando de esta manera el plano de curvas de nivel y el
trazado de perfiles para su cubicación. (ver figuras N°1, N°l, N°3, N° 4 Y N°S)
Los equipos de sondaje utilizados fueron equipos neumáticos Wagon Drill y Track Dril! (Ver
figuras N°6 y N°7), los cuales utilizaron sondas y espirales como elementos de penetración.
Para estos equipos neumáticos se dispuso de dos compresores de 250 y 185 cfm cada uno. La
operación de sondaje se realizó batch por metro, y las capacidades de alcance de estos equipos
tuvieron un máximo de 9 metros de profundidad para garantizar la calidad de la muestra, ya que
a mayor profundidad se produciría un derrumbe del pozo.
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Vista de relave Astillas. Punto de muestreo RA-13
Vista de Relave Astillas. Punto de muestreo RA-16.
Pág. S PROYECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • -
Vista de relave Astillas. Parte inferior ubicación de punto de muestreo RA 02. Parte superior (Torta), RA-Ol (Izq) y RA-17 (Der).
Fig N° 4 Vista de Relave Astillas. Centro punto de muestreo RA-15.
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Fig N° 5 Vista de Relave Astillas. Torta de mayor altura, donde se ubican los puntos RA-08 y RA-l1.
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a.2.- COMENTARIOS
El número de puntos muestreados fueron 17, cuyo detalle de profundidad alcanzada se presenta
en Tabla N°l.
Con respecto a las profundidades alcanzadas por estos equipos, solamente los puntos RA-O 1,
RA·02 y RA·14, alcanzaron la altura del relave hasta la roca del cerro, el resto de los sondajes
quedaron colgados.
De acuerdo a la topografia y sondajes realizados, se tendrían reservas confirmadas en la
categoría de demostradas medibles de 480.000 toneladas y demostradas no medibles de
1.000.000 toneladas, estas últimas según datos históricos de procesamiento de minerales y
concentrados obtenidos de Santa Margarita de Astillas.
Lo anterior permitirá evaluar el proyecto industrial a un tiempo mayor a los 5 años estimados en
su pnncIplO.
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Fig N° 6 (Der.) Equipo de sondaje "Wagon Drill", (Izq.) Compresor.
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Fig N° 7 Operación Equipo "Wagon Drill".
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TABLA N°1 SONDAJES REALIZADOS EN RELAVES DE S.M.A.
IOENTlFlCAClON PROFUNDIDAD EQUIPO
SONDAJE [metros) UTIlIZADO
RA-Q1 3 WagonDrill
RA-<J2 5 Track Dril!
RA-03 6 Wagon Dril'
RA-04 5 Wagon Drill
RA-05 8 TrackOrill
RA-06 5 Track DnlI
RA-07 7 Wagon Dril!
RA-OO 8 Wagon Drill
RA-OO 9 Track Drill
RA~10 7 Wagon Dril!
RA-11 8 TrackDrtll
RA-12 7 Wagon Drill
RA-13 8 TrackDrifl
RA-14 2.5 Wagon Drill
RA-15 8 Track Dnll
RA-16 7 Wagon Dril!
RA-17 5 WagonOrill
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 11 PROYECfO FONTEC N' 9&-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
b.- CARACTERIZACIÓN QUÍMICA
Los sondajes obtenidos en la etapa de muestreo y dos muestras compositadas destinadas a
estudios de laboratorio y pilotaje (RA-2 y RA-7), fueron caracterizadas químicamente. En el
caso específico de los sondajes, el análisis químico fue realizado metro a metro. Los elementos
de interés analizados fueron: cobalto, cobre total y hierro total.
b.l.- DESARROLLO DE METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
Las muestras recepcionadas húmedas fueron secadas a temperaturas menores a 60°C y
disgregadas bajo la malla JO Tyler, para luego ser preparadas mecánicamente de acuerdo a
diagrama adjunto. Los equipos principales utilizados fueron los prosplitter M-20 y M-lO
(cortadores rotatorios) implementados con tolva de capacidad de 30 Litros y pulverizadores de
anillos con cabezales de capacidad máxima de 250 gramos con sus respectivos extractores de
polvo. La preparación mecánica de la muestra (PMM) (ver Fig. N°S) se realiza considerando un
protocolo estricto, en base a nomogramas definido considerando la curva de mineralogía no
conocida del Nomograma de Pierre Gy's 1956 (Nomogramme d' Echantillonnage).
Las muestras preparadas mecánicamente son analizadas en Laboratorio Químico Tamaya, el
cual está implementado principalmente con un espectrofotómetro de adsorción atómica Varian
modelo Spectr.AA.55B, manipulado mediante software. (Ver Figura N°9)
Con el propósito de analizar la variabilidad y calidad en los procedimientos de muestreo,
preparación y ensaye de muestras, se realizó una serie de ensayes de duplicados de nuestro
laboratorio (precisión) y laboratorios externos (precisión y exactitud) (CIMM y Geoanalítica).
La ficha l Seatter Tam-Geo-Cimm, representa un estudio de dispersión en leyes de cobalto al
comparar el laboratorio nuestro con laboratorios externos. La ficha 2 Análisis LabTam
Dupli3Pastas, corresponden a un estudio de dispersión de leyes de Co, CUT y Fer , para
verificar la calidad en los procedimientos de muestreo, preparación y ensaye de muestras
MINERA I\IICHILLA S.A. Pág. 12 PROYEcrO FONTEC N' 98-1428
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correspondientes a nuestro laboratorio, comparando la muestra original analizada con muestras
testigos (1 y 2). Estas muestras testigos fueron preparadas modificando el protocolo de
muestreo.
b.2.- COMENTARIOS
Las leyes promedio en Co, CUT y F eT que poseen los relaves de Santa Margarita de Astillas son
0.10%,0.204% Y 16.75% respectivamente.
Los gráficos de dispersión Seatter Tam-Geo-Cimm, muestran que no existe un comportamiento
sistemático de desviación en leyes de Cobalto para los laboratorios evaluados, encontrando en
Tamaya -Cimm la mejor correlación entre datos (0.993). Dejaremos en claro que el valor de
n=9 no es una muestra suficiente para caracterizar los laboratorios, pero sí ilustra una posible
aproximación.
Los gráficos LabTam Dupli3Pastas, en el análisis de dispersión de leyes de cobalto, al
comparar la muestra original con los pulverizados 1 y 2, muestran una nube de puntos
levemente desviado bajo el eje de 45°, indicando un sesgo del análisis químico original a
reportar leyes más altas. La comparación entre los pulverizados no representa sesgo,
determinando de esta manera una condición de mejoramiento de los protocolos de muestreo.
Para el caso de las leyes de cobre total, no se aprecia una desviación, indicando que no existe un
efecto significativo en las leyes de cobre total al modificar los protocolos de muestreo.
Finalmente para el caso de las leyes de hierro total, existe un efecto positivo al modificar los
protocolos de muestreo debido a un sesgo del análisis químico original al reportar leyes más
bajas, apreciándose claramente en los gráficos comparativos de original v/s pulverizados 1 y 2.
Se enviaron "blancos" a los laboratorios externos los que mostraron precisión y exactitud para
con nuestro laboratorio. Los resultados del análisis estadístico aquí realizados nos confirman
que no deberíamos incurrir en errores al utilizar el protocolo de PMM mostrado anteriormente y
que los datos son confiables y reproducibles por otros laboratorios.
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FigN°8 PROTOCOLOTAMAYA
DIAGRAMA DE FLUJO PREPARACIÓN DE MUESTRAS RELAVES S.M.A.
MINERA MICHILLA S.A.
:TA~:·
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Bajotamano -28#Ty
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'PULVERnZADO ÉN ÁHJl..L:OS; ": 100%~;'Ty .. ",1i~lut4"';'
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Sobre tamatio +28#Ty
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PULVERIIZADO . "1,00%'-28t1Ty',:_ .•. jas ;","
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.\:100% -~tlTy.:.; .. Il101.,..1 un ... ;
A.Q.Fe,%01lF1]Uu ....
Testigo (A.a. Lab, Elltemo)
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Pág. 14 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • MINERA MICHILLA S.A.
Espectrofotómetro de Adsorción Atómica Variam.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
1200
10.00
~ 8.00
1 6.00
4.00
2.00
0.00
SCATTERGRAM LEYES DE Co
.. . -0.00' : :2.00:." "4.00· 6.00 a.oo 10.00 12.00
Tamaya
SCATTERGRAM LEYES DE Co
12.00
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2.00
0.00 0.00' 2..00 4.00
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Tamaya
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Geoanantk:a
8.00
8.00
10.00 12.00
10.00 12.00
Scatter Tam ..... Geo-<::inun
1.70
11.30
7.59
3.3.
tUl 6.<.
Coef.Corr. 0.961360891
Coef.Corr. 0.9934-1734\
1J3
10.20
.. 61
3.1n
9.10 ..... Coef.Corr. 0.982649248
1.33
10.20
.. 6.
J.02
9.10 .....
l." 11.30
7.3 •
3.33
11:07
•. 45
· ...................................................... ~ I
COBALTO
MUESTRA A.O. Ori.loal A.O.Te. Pulv I RA 1-2 0.05 RA2-5 0.06 RA3·1 0.09 RA4·3 0.07 RA5-8 0.05 RA6·3 0.09 RA 7-3 0.16 RA8·7 0.06 RA9-3 0.05 RA 10·6 0.07 RA 11-1 0.05 RA 12-3 0.08 RA 13-3 0.06 RA 14·2.5 0.06 RA 15-2 0.05 RA 16-3 0.07 RA 17-3 0.06 RA 11-3 0.08 RA6-4 0.11 RA9-8 0.06
SCATTERGRAM LEYES DE Co
0.20
¡¡ 0.15
~ 0.10·
~ E 0.05'
0.00 '" ·······1 ••••••••• '1' .......... '1'. ··1
0.00 0.05 0.·10
ORIGINAL
0.15 0.20
0.05 0.06 0.09 0.07 0.05 0.09 0.19 0.06 0.05 0.06 0.05 0.08 0.06 0.06 0.05 0.06 0.05 0.07 0.09 0.06
I I COBRE
I A.O.Te. Pulv 2 A.O. Oriolnal A.O.Tes Pulv I A.O.Tes Pulv 2
0.05 0.13 0.13 0.06 0.19 0.18 0.09 0.24 0.24 0.07 0.12 (J. 12 0.05 0.07 0.07 0.09 0.18 0.18 0.20 0.34 0.36 0.06 (J. I 9 fU8 0.05 0.25 0.25 0.07 0.13 0.13 0.05 0.29 0.29 0.08 0.17 0.16 0.06 0.23 0.26 0.05 0.15 0.15 0.04 0.17 0.18 0.06 0.14 0.14 0.05 0.11 fUI 0.07 0.28 0.30 0.09 0.27 0.28 0.05 0.17 0.16
[ . o.,... . _. :.::: ... :::,., .....
SCATTERGRAM LEYES DECo
0.00. .0.05 0.10 0.15 ; 0.20
: .. PULVERIZADO 1:
I FIERRO
I A.O. Orlolnal A.O.Te. Pulv I A.O.Tes Pulv 2
0.13 11.6 14.3 0.18 22.0 23.4 0.24 19.0 17.7 0.12 19.5 26.6 0.07 17.5 17.5 0.18 13.5 16.5 0.36 27.0 36.5 0.18 1l.O 11.5 0.25 11.5 11.8 0.13 18.U 18.1 0.29 12.0 12.3 0.17 15.0 13.6 0.15 14.0 14.8 0.16 14.0 15.2 0.18 12.0 13.2 0.13 16.0 16.3 0.10 17.0 17.8 0.29 15.5 16.4 0.28 18.0 18.3 0.24 14.0 14.9
SCATTERGRAM LEYES DE Co
0.20
N 0.15
~ 0.10
~ ¡- 0.05
0.00 ~,:.i!, ,'í"' 0,00 0.05 0.10
ORIGINAL
0.15 020
L-____ ~~ ____ ~~~ __ ~~~~~ __ ~~, L-__________ ~~ __
AnaJisis LabTam Dupli3Pastas
14.5 23.2 17.1 26.7 18.2 16.9 37.0 11.7 12.2 18.9 13.1 14.6 15.4 14.8 12.7 16.4 17.9 16.3 18.8 15.3
· ...................................................... ~ COBALTO [ COBRE
MUESTRA A .. Ori inal A. .Te. Pulv 1 A .. Te. Pulv 2 A .. Ori inal A .• Tes Pulv I RA 1-2 0.05 0.05 0.05 0.13 0.13 RA2-5 0.06 0.06 0.06 0.19 0.18 RA 3-1 0.09 0.09 0.U9 0.24 0.24 RA4-3 0.07 0.07 0.07 0.12 0.12 RA5-8 0.05 0.05 0.05 0.07 0.07 RA6-3 0.09 0.09 0.09 0.18 0.18 RA 7-3 0.16 0.19 0.20 0.34 U.36 RA8-7 0.06 0.06 0.06 0.19 0.18 RA9-3 0.U5 0.05 U.05 0.25 0.25 RA 10·6 0.07 0.06 0.07 IJ.13 0.13 RA 11-1 0.05 0.05 0.05 0.29 0.29 RA 12-3 0.08 0.08 0.08 0.17 0.16 RA 13-3 0.06 0.06 0.06 0.23 0.26 RA 14-2.5 0.06 0.06 0.05 IJ.15 0.15 RA 15-2 0.05 0.05 0.04 0.17 0.18 RA 16-3 0.07 0.06 0.06 0.14 0.14 RA 17-3 0.06 0.05 0.05 O.ll O.ll RA 11-3 0.08 0.07 0.07 0.28 0.30 RA6-4 O.ll 0.09 0.09 0.27 0.28 RA9-8 0.06 0.06 0.05 0.17 0.16
SCATTERGRAM LEYES DE Cu SCATTERGRAM LEYES DE Cu
8' ~:~!~~I;~~!jl~,111:~~~~~'~R~ ~ 02O-H'P+~ ~- ~:~: .
0.05
0.00 . . 0.00 0.05 0.10 0.15 0.20 0.25 0.30- 0.35
ORIGINAL . ORIGINAL
Analisis LabTam Dupli3 Pastas
--l A .• Tes Pulv 2
0.13 0.18 0.24 0.12 0.07 0.18 0.36 0.18 0.25 0.13 0.29 0.17 0.15 0.16 (1,l8 0.13 0.10 0.29 0.28 0.24
------------ -I FIERRO
A .. Ori inal A .. Tes Pulv 1 A .. Te. Pulv 2
0.35
C'III 0.30
8 0.25
~02O ~ 0.15 .... ~ 0.10
OOS
0.00 .,
11.6 14.3 22.U 23.4 19.0 17.7 19.5 26.6 17.5 17.5 13.5 16.5 27.0 36.5 1l.0 IU IU 11.8 18.0 18.1 12.0 12.3 15.0 13.6 14.0 14.8 14.U 15.2 12.0 13.2 16.0 16.3 17.0 17.8 15.5 16.4 18.0 18.3 14.0 14.9
SCATTERGRAM LEYES DE Cu
0.00 O.OS 0.10 0.15 0.20 0.25 0.30 0.35
PULVERIZADO 1
14.5 23.2 17.1 26.7 18.2 16.9 37.0 1l.7 12.2 18.9 13.1 14.6 15.4 14.8 12.7 16.4 17.9 16.3 18.8 15.3
••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••• 1
MUESTRA RA 1-2 RA2-5 RA3-1 RA4-3 RA5-8 RA6-3 RA 7-3 RA8-7 RA9-3 RA 10-6 RA 11-1 RA 12-3 RA 13-3 RA 14-2.5 RA 15-2 RA 16-3 RA 17-3 RA 11-3 RA6-4 RA9-8
35.0
8 300 :5 25.0 ~ 20.0
I COBALTO
I A.Q. Original A.Q.Te. Pulv 1 A.Q.Te. Pulv 2
0.05 0.05 0.06 0.06 0.09 0.09 0.07 0.07 0.05 0.05 0.09 0.09 0.16 0.19 0.06 0.06 ,
0.05 0.05 0.07 0.06 0.05 0.05 0.08 0.08 0.06 0.06 0.06 0.06 0.05 0.05 0.07 0.06 0.06 0.05 0.08 0.07 (1.11 0.09 0.06 0.06
. SCATTERGRAM LEYES DE Fe
!li 15.0 ~.'"'''''·''''·.'''I'''''''''''"I'='I''' ""1''''1 ' '" 10.0:::;?:?"""""" I I ~ ~:~ ::;:!!:::: ~~:;;:1l~~!.~~::¡~1n:u:l:; ~;:i:~; ¡:: I I I 0.0 5.0 10.0 15.0 20.0 25.0 30.0 35.0 I t i ORIGINAL i ! .
0.05 0.06 0.09 0.07 0.05 0.09 0.20 0.06 0.05 0.07 0.05 0.08 0.06 0.05 0.04 0.06 0.05 0.07 0.09 0.05
I COBRE
I I FIERRO
I A.Q. Original A.Q.Tes Pulv 1 A.Q.Tes Pulv 2 A.Q. Original A.Q.Te. Pulv 1 A.Q.Tes Pulv 2
0.13 0.13 0.13 11.6 14.3 0.19 0.18 0.18 22.0 23.4 0.24 0.24 0.24 19.0 17.7 0.12 0.12 0.12 19.5 26.6 0.07 0.07 0.07 17.5 17.5 0.18 0.18 0.18 13.5 16.5 0.34 0.36 0.36 27.0 36.5 0.19 0.18 0.18 11.0 11.5 0.25 0.25 0.25 11.5 11.8 0.13 0.13 0.13 18.0 18.1 0.29 0.29 0.29 12.0 12.3 0.17 0.16 0.17 15.0 13.6 0.23 0.26 0.15 14.0 14.8 0.15 0.15 0.16 14.0 15.2 0.17 0.18 0.18 12.0 13.2 0.14 0.14 0.13 16.0 16.3 0.11 0.11 0.10 17.0 17.8 0.28 0.30 0.29 15.5 16.4 0.27 0.28 0.28 18.0 18.3 0.17 0.16 0.24 14.0 14.9
- - ----- -- ---------
SCATTERGRÁM LEYES DE Fa ..
35.0
N 30,0· ª 25.0 ~ 200
. !li 15.0 ... ~ '10.0·
5.0
0.0
SCATTERGRAM LEYES DE Fe
i l' ! l ______ ... _. __ .. ____ .................. ___ . ___ .. _ .. _ .... _______ .. ______ ... LI '----='----='----= \':"
0,0 5.0 10.0 15.0 20.0 25.0 30.0 35.0
PULVERIZADO 1
Analisis LabTam Dupli3Pastas
14.5 23.2 17.1 26.7 18.2 16.9 37.0 11.7 12.2 18.9 13.1 14.6 15.4 14.8 12.7 16.4 17.9 16.3 18.8 15.3
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
e.- ANALISIS MICROSCOPICO y MINERALÓGICO
En la Tabla N°2 , se presenta la caracterización mineralógica completa de dos muestras con
conteo de punto electrónico (3000 puntos). También se realizó un estudio de microsonda
electrónica, con el objetivo de identificar cual es la asociación mineralógica del cobalto
contenido en los relaves de S. M.A.
TABLA N° 2 ESTUDIO MINERALÓGICO RELAVES S.M.A.
MUESTRA
RA-2 RA-7
ESPECIE Granulometría Granulometría
% PESO 1111 % PESO 1111
MinlMax Prom. Min/Max Prom.
Magnetita 3.0 - - 2.2 - -Hematita 1.0 - - 0.8 - -
Pirita liberada 1.4 2-200 49 l.l 2-200 61
Pirita-Magnetita 0.3 3 - 80 37 0.2 10-80 41
Pirita-Calcopirita 0.1 20- 50 36 0.1 10 - 100 50
Pirita-Hematita 0.2 4-50 21 0.2 4 -140 50
Pirita-Ganga 0.3 1 - 8 6 0.3 1-10 7
Calcopirita 0.3 - - 0.1 - -Limonitas 0.4 - - 0.2 - -Oro-Ganga en Trazas - - en Trazas - -
Oro liberado en trazas - - en trazas - -
Ganga 93.0 - - 94.8 - -'. ObservacIOn 50Ox, en aceIte (Umversldad de La Serena)
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 20 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
c.l.- COMENTARIOS
El estudio mineralógico realizado en la ULS (ver Tabla N° 2 Y ANEXO N°3), detectó que los
cristales de pirita presentaban un color blanco de reflectividad que podria corresponder al color
de las piritas cobaltíferas (Bravoita (Fe, Co, Ni) Sz - Casiterita COS2).
Asimismo, los estudios mineralógicos, muestran en el conteo de puntos electrónicos (3000 ptos)
que la especie mineralógica magnetita (Fe304), se presenta con el mayor % relativo después de
la ganga, y que el 10% de ese porcentaje relativo, correspondía a la asociación mineralógica
Pirita-Magnetita. La Pirita liberada, especie de interés por su asociación a cobalto, tiene un
tamaño promedio de 49 micrones y corresponde al 61 % del porcentaje relativo total de las
especies asociadas con piritas.
Para corroborar la presencia de Co en las piritas detectadas en el estudio mineralógico, se
enviaron las probetas para ser analizadas cuantitativamente mediante la técnica de microsonda
electrónica. Los estudios de microsonda electrónica realizados en la DDC, Concepción (ver
ANEXO N° 3), identificaron la presencia de cobalto en granos de pirita, concluyendo en forma
definitiva que ésta es su asociación mineralógica, lo que concuerda con el estudio realizado por
INTEC (1986).
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
BIBUOTE CA COf:f O
d.- CARACTERIZACIÓN FÍSICA
A las muestras compósitos RA2/RA 7, representativas de las reservas medidas del relave
S.M. A., se les realizó un análisis granulométrico en húmedo utilizando un ro-tap conteniendo
la serie Tyler desde la malla 14 a la 200 (1000 a 0.074 mm respectivamente), asimismo, se
realizó el análisis químico por malla de los retenidos por Co, CuT y FeT.
La Tabla N° 3 , representa la distribución de finos por malla del compósito.
También se adjuntan los gráficos enficha 3 AGCABcomposito que muestran la distribución
señalada.
A muestras secas RA2 y RA7, se le determinaron su gravedad específica y densidad aparente
utilizando la técnica de picnometría y probeta respectivamente.
En la Tabla N°4, se encuentran los resultados de la determinación de la gravedad específica real
y densidad aparente de las muestras RA-2 y RA-7.
d.1.- COMENTARIOS
El análisis granulométrico del relave deja ver claramente que se utilizaba una molienda gruesa
(49% bajo la malla 200 Tyler) en el concentrador de Santa Margarita de Astillas.
Los contenidos de Co, CuT y FeT se distribuyeron casi en la misma forma en los monotamaños
y sus concentraciones mayores se dan bajo las 74 micras.
La gravedad específica muestra valores elevados (> 3) lo que concuerda con las altas
velocidades de decantación.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 22 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
ABERTURA [mm)
1.000 0.864 0.841 0.595 0.420 0.297 0.210 0.149 0.105 0.074 -0.074
Tabla N°3, Distribución de Finos en Relave Astillas
Muestra Compósito RA-2/RA-7 (Cabeza)
% DISTRIBUCION PARCIAL % DISTRIBUCION ACUM. MALLA % Pasante Co CuT reT Co CuT
14 99.79 0.04 0.11 0.10 0.04 0.11 16 99.57 0.03 0.17 0.08 0.08 0.28 20 99.21 0.05 0.27 0.14 0.13 0.55 28 97.53 0.24 1.47 0.61 0.37 2.02 35 93.36 0.90 4.43 1.54 1.26 6.46 48 87.20 2.64 7.81 2.86 3.90 14.26 65 78.92 5.92 9.93 5.03 9.82 24.19 100 68.73 10.20 9.40 8.53 20.02 33.59 150 58.16 14.36 7.56 12.13 34.38 41.15 200 49.05 13.03 5.68 12.91 47.41 46.83 -200 0.00 52.59 53.17 56.07 100.00 100.00
Tabla N° 4, Cuadro resumen determinación de
Gravedad Específica y Aparente de Re[aves S.MA
DENSIDAD GRAVEDAD
APARENTE ESPECÍFICA
RA-2 RA-7 RA-2 RA-7
Desvstd 0.031 0.039 0.048 0.061
Promedio I 1.626 I 1.517 3.002 I 3.346
Mínimo I 1.561
I
1.435 2.946
I
3.283
Máximo i 1.670 1.573 3.046 3.452
reT
0.10 0.18 0.32 0.93 2.48 5.33 10.36 18.89 31.02 43.93 100.00
.- .... --_._ .... " ........ - ........... _ .. ,---_ .......... _ ...... _ ................... _ ..... - ..... _.-............. __ ..... .... " ....... __ ...... _ ..... i; ... --.... _-... _ ..... -._ .... _ ...... - .. _ ... -•.. -......•.• "
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 23 PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
MINERA MICHILLA S.A. INVESTIGACiÓN Y DESARROLLO PROYECTO COBALTO
60
50
o 40 :5! t::
~ 30 It: ..... ~ 20
10
DISTRIBUCiÓN GRANULOMÉTRICA Muestra Compósito RA-21RA-7
Proyecto Recuperación de Cobalto Contenido en Relaves SMA
0+== 1680 1000 864 841 595 420 297 210 149 105 74 -74
TAMAÑO [P]
AGCABcompósito Distrib granul
• • • MINERA MICHILLA S.A. • INVESTIGACiÓN Y DESARROLLO
• PROYECTO COBALTO
• DISTRIBUCIÓN DE FINOS POR MALLA • MUESTRA COMPÓSlTO RA-2/RA-7 (CABEZA) • PROYECTO RECUPERACIÓN DE COBALTO CONTENIDO EN RELAVES • • • COBALTO
• • .60 u • ¡¡¡50 z • Ü:4O z • 230
• !il ;;:20
• ... U)
15 10 • ~ o. • 1000 864 841 595 420 297 210 149 105 74 -74
• TAMAÑO [PI
• • • • COBRE TOTAL
• 1- 60.000 • , u ¡¡¡ 50.000 • z
• ¡¡: 40.000 z
• S 30.000 iD • ii! 20.000 ...
• ~ 10.000
• ~ 0.000
• 1000 864 841 595 420 297 210 149 105 74 -74
• TAMAÑO[p]
• • • HIERRO TOTAL • • 60 ... • • ~5O • O
~40 • z 230 • !il
• ~20
• !!! e 10
• ~ O
• 1000 864 841 595 420 297 210 149 105 74 -74
• TAMAÑO [PI
• AGCABcompósito distrib finos • • • • •
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
3.2.- PROCESAMIENTO DE RELAVES S.M.A.
De acuerdo a los antecedentes previos reunidos en la etapa de la Caracterización de Los Relaves
de Astillas, se estudiaron las siguientes etapas y/o procesos:
a.- Deslamado
b.- Concentración Gravitacional
c. - Concentración por Separación Magnética
d.- Concentración por Flotación
e.- Tostación - Lixiviación
f- Separación y Purificación de Soluciones de Lixiviación Fe-Cu-Co
g.- Concentración de Co
Inicialmente se realizaron los TEST DE DIAGNÓSTICO, cuya finalidad fue la de definir la
factibilidad técnica de los procesos involucrados en el proyecto y se llevaron a cabo
principalmente a escala de laboratorio (ver figura N°lO).
Una vez definida la factibilidad técnica se realizan los test de validación a cada etapa de un
proceso ya definido, cuyo objetivo es obtener los parámetros de diseño, los cuales serán
utilizados en la etapa final del pilotaje.
A continuación se describe cada una de las etapas:
MINERA MIrnlLLA S.A. Pág. 26 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
4
mUGo U[KcJ
tEmeo 1100111'1 --
Figura N° 10 Cuadro de Metodología Experimental
Test de Diagnóstico (P 1 a P5 con Parámetros Congelados)
r-,m~;;;:~~~l AFRO X. ~t K& 1 (Kcl
.. PO [ DI'SIA'l.tADO
¡',S4tt:r !
I DlSGRroADO
HOMOCtJ'tlrzACIÓN 5,"'IKcI y ClTARTI!D
(PROSI'UtUR) 4," 11ícl
" I CONClNrRAClON I
""" GRAVI1ACIONAL I
",'U, Dt'JCRFG1.DO
HOMOGINIL\CIÓl'l
I I 490 terl
YCCARTID PJ noTACiÓN (PROSPUlTOl) GLOBAL I
lOO I&TI 4HI ... 1
mV>RaAOO 1 I I .. TOSTACIÓN
I J91I;r1
" I I l1XIV1ACION
ANÁU'~ out.",O 1 I F~T.C.T,C.
1,I7ILtI
COlA 6,511Ka.1
\'OIATlLIZACIÓ N ,·I'ÓI:DIDAS
11 lerl
CALCINAS J,llcrl
10 [(CI
PLSTD11CO CIMINTACIÓN. C. ¡ 1.79ILtJ ..
7J {«\
" MRTC.
I
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 27 PROYECTO FONTEC N" 98·1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
t B/3UOTE CA COf:i ¡) I ---
a.- ETAPA DE DESLAMADO
Las primeras pruebas de deslamado, se realizaron durante los test de diagnóstico de Separación
Magnética para ver su efecto en la eficiencia de separación de los materiales magnéticos y
paramagnéticos contenidos en el relave (Etapa c).
Posteriormente, se realizaron las pruebas de validación en un hidroseparador especialmente
diseñado y construido para tratar todas las muestras de cabeza a flotación, ya que éstas
confirmaron el requerimiento de la eliminación de las lamas del material repulpeado (Test de
flotación previo deslamado). El pilotaje fue realizado en hidrociclón.
a.1.- DESARROLLO DE METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
El deslamado del relave consistió en repulpear éste en un agitador de 39 litros de capacidad,
mezclando el sólido en agua de proceso a un 30% de sólidos en peso y a 530 rpm, y vaciando
en cascada yen continuo hacia un hidroseparador cónico de 59 litros de capacidad (ver figuras
N° 11 , N°} 2 Y N°13). La alimentación del hidroseparador se hace a través de un espiral
concéntrico y perforado para distribuir la pulpa en la tasa del hidroseparador ; el rebose lo
constituyen las lamas las que abandonan el equipo a través de un anillo tipo "pickfence", y la
descarga a través del cono, corresponde al material deslamado.
El rebose es recolectado en un tambor para luego decantar, 'filtrar, secar y caracterizar
químicamente.
El relave deslamado se filtra, seca y se caracteriza químicamente.
En la ficha 4 Test deslam se muestran los resultados estandar que se logran en el deslamado
del relave Astillas.
Para el caso del pilotaje, este fue realizado en hidrociclón Krebs modelo D-4 (ver figura N°
14). Esta operación consistió en realizar un repulpeo del relave de S.M.A, utilizando un agitador
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 28 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
de 600 litros a 500 rpm. Esta pulpa se alimentaba al hidrociclón por medio de una bomba
centrífuga. Se trabajó bajo las siguientes condiciones de operación:
Alimentación
Presión de Alimentación
Flujo
a.2.- COMENTARIOS
14 - 15 % de sólido
6 -7 p.s.i.
90 Ltlmin
El proceso de Deslamado origina una razón de concentración (Re) de 1.09 con una pérdida en
peso de un 8.59%.
La eficiencia de este proceso es de un 94.81 % referida al cobalto y valores de un 87% y 94%
para cobre y hierro respectivamente.
La justificación de esta etapa en la ruta de procesos a seguir para la obtención del cobalto desde
los relaves, está dada por el efecto positivo en la etapa de flotación.
El relave deslamado ongma mayores leyes en el concentrado de flotación, es decir,
concentrados más limpios Co-Cu, así como mayor recuperación de Co y de Cu (ver resultados
test de flotación previo deslamado).
El hidrociclón como equipo de deslamado es menos eficiente que un hidroseparador, debido a
que existen incondicionalmente corto circuitos por by pass de gruesos y finos. Luego para
obtener resultados cercanos al obtenido en el hidroseparador de laboratorio, se tuvo que realizar
un repaso del over minimizando de esta manera las pérdidas por by pass de gruesos en el
deslame.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 29 PROYECTO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 11 Vista de Perfil de Equipo Hidroseparador Cónico.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 30 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
.-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
/~~, ~{-<1 " !
Fig N° 12 Vista superior Equipo Hidroseparador Cónico en operación.
MINERA MIcmLLA S.A. Pág. 31 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 13 Sistema completo de hidroseparación. (Arriba) Agitador.
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· ..•......•...............................•............ ~ MINERA UICHILLA S.A. INVESTIGACJ.ON y DESARROLLO PROYECTO COBALTO
MUESTRA Peso Inicial P.Esp.(g/cc) % Humedad
TEST: DESLAMADO RELAVE ASTILLLA MUESTRA COMPOSITO RA-2IRA-7
MOLIENDA 10000 [grl Fineza granul. Relave astilla
3.17 0.00
. ...:J::'::,¡~:¡';,; ¡'¡¡j' ""1ti,!:: '¡¡l¡i,,::; li:l.!liiiliii!i~i~¡~lliiii¡~~~º'4il:-A~~~~4fLt~4~4l$ºl~~¡ii!~I!ll:¡~ijl~'l¡~!¡¡¡j¡:il¡i¡iWW:¡!i ':·!~WWi¡ii¡EL. ¡¡ji' .,!
COBRE Total HIERRO Total PRODUCTO PESO LEYES FINOS Rec. acum. LEYES FINOS Rec. acum.
[gr] % [gr] % % [gr] % CONC.N°¡ 9208.22 0.31 28.55 87.39 19.70 1814.02 93.78 COLA 791.78 0.52 4.12 12.61 15.20 120.35 6.22
CAB.CALC. 10000.00 0.33 32.66 100.00 19.34 1934.37 100.00
TEST deslam
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N D 14 HidrocÍclón utilizado para deslamado en etapa piloto.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
b.- CONCENTRACION GRA VITACIONAL
El análisis químico de los relaves, la distribución de Co-Cu-Fe por malla y el análisis
mineralógico, nos confirmaron la presencia de minerales cobaltíferos (Fe, Co) S2 , asociados
con otras especies de cobre y hierro en diferentes proporciones.
La concentración por gravedad es, esencialmente, " un método para separar partículas de
minerales de diferente peso específico por razón de sus diferencias en movimiento en respuesta
a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente, la gravedad y otra u otras fuerzas"
(Taggart, Handbook ofMineral Dressing).
La concentración gravitacional es aplicada masivamente para la concentración de minerales de
cobalto, lo que nos indujo a testear el comportamiento del relave en estudio.
b.l.- DESARROLLo Y METODOLOGIA EXPERIMENTAL
Para diagnosticar el comportamiento del relave sometido a una concentración gravitacional, se
realizaron pruebas cinéticas y de concentración máxima, utilizando un concentrador Falcon
modelo SB4 y un concentrador espiral Gold Genie. (ver Informe de Avance N°!)
b.2.- COMENTARIOS
La aptitud que presenta el relave de S.M.A. al proceso de concentración gravitacional utilizando
los equipOs descritos, no es aceptable como para ser Incorporada a la ruta de procesos.
Los malos resultados encontrados en estas pruebas de concentración gravitacional, estarían
confirmando la hipótesis de cuanto más pequeilas son las partículas, más poderosas son, en
relación a la gravedad, las fuerzas hidráulicas y de viscosidad, por lo cual el rendimiento de la
separación por gravedad decrece bruscamente en los intervalos de tamaños finos.
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c.- CONCENTRACIÓN POR SEPARACIÓN MAGNÉTICA
Los estudios mineralógicos realizados a las muestras de relaves obtenidas para los test
metalúrgicos, muestran en el conteo de puntos electrónicos (3000 ptos), que la especie
mineralógica magnetita (Fe304), se presenta con el mayor % relativo después de la ganga, y que
el 10% de ese porcentaje relativo, correspondía a la asociación mineralógica Pirita-Magnetita.
Conocidas las propiedades magnéticas de los minerales y con el objetivo de disminuir el tamaño
en peso del relave a tratar aguas abajo del proceso de concentración, se decidió reali2'af una
serie de pruebas de concentración magnética.
c.l.- DESARROLW y METODOLOGIA EXPERIMENTAL
Se realizaron las pruebas estandar de separación magnética utilizando el tubo Davis (DTT) con
y sin remolienda de relaves S.M.A., y pruebas de desbaste y de limpieza en tambores
magnéticos en húmedo, denominadas pruebas "cobber" y "finisher" en magnetismo
respectivamente. (ver Informe de Avance N' 1)
c.2.- COMENTARIOS
En todos los casos estudiados, la razón de concentración (Rc) es baja, lo que no justificaría
reali2'af la etapa separación magnética en el proceso global, al menos bajo el punto de vista de la
razón de concentración (Rc).
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
d.- CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓN
Estudios anteriores del relave S.M.A. (INTEC 1988) concluían en una flotación global de una
pulpa preconcentrada gravitacionalmente a un 40 % de sólido en peso. Las condiciones
seleccionadas de operación de esta flotación incluían un ajuste a pH alcalino (8.5) utilizando
Na2 C03. Se obtenía un concentrado de leyes 0.71% Co y 0.60% Cu con una recuperación de
89.77% y 44.19% respectivamente para cabezas calculadas de 0.14% Co y 0.24% Cu.
El primer paso fue confirmar estos resultados utilizando los parámetros sei'íalados más arriba,
sin embargo, un análisis económico previo de la fórmula de reactivos utilizando el reactivo de
ajuste de pH y el comportamiento de la pirita como función del pH con diferentes adiciones de
xantato (reiN° 2 ), nos hizo dirigir nuestras pruebas a sustituir la ceniza de soda (modificador
de pH) por un aumento en la dosificación de xantato.
Pruebas posteriores verificaron el efecto positivo de la etapa de deslamado (previo a la
flotación), y debido a esto, los test de validación se realizaron bajo estas condiciones.
Posteriormente, se realizó un pilotaje de flotación el cual debido a las instalaciones disponibles
y a las condiciones de diseflo de la planta industrial, este correspondió a una operación tipo
industrial.
d.l.- DESARROLLO Y METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
Se realizarOl) 10 test de flotación batch a escala de laboratorio, utilizando una celda de flotación
Denver Sub-A autoaspirante (ver figura N D15 y N° 16) de 3.7 litros de capacidad, 2050 rpm y
velocidad periférica del impulsor de 7.79 [mis]. Las variables manipuladas fueron:
• Dosificación xantato (grrron)
• Dosificación ceniza de soda (grrron) (PH)
• % Sólidos en peso de la pulpa
MINERA MlCHILLA S.A. Pág. 37 PROYECTO FONTEC N' 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Las condiciones de operación para la flotación global fueron:
Sin ajuste de pH (6.3)
Aerofloat 242 = 35 [grfron]
Xantato etíco de potacio = variable
MIBC-Aceite de pino (30y 70% respectivamente) = 40 [grfron]
Tiempo de acondicionamiento = 3 [min]
Tiempo de flotación = 11 [min]
En Tabla N°5, se muestran los resultados de estas pruebas y sus variables manipuladas.
Tabla N° 5 Resultados test de Flotación (Soda-xantato)
% % Dosificación Ceniza de Costo
Recuperación Leyes Xantato soda Operacional Concentrado [grrron] [kpt) [US$/día]
Co Cu Co Cu
40 10 964.0 85 19 0.64 0.50
40 1.0 189.0 54 11 0.60 0.42
80 0.5 174.0 78 21 0.62 0.57
120 O 158.7 86 17 0.72 0.40
(*) Test de flotación previo deslamado.
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TEST DE VALIDACION
Se realizaron 10 test de flotación batch a iguales condiciones operacionales para verificar los
resultados obtenidos en el último test exploratorio (flotación previo deslamado), obteniendo los
siguientes resultados:
Recuperación de Co
Recuperación de Cu
Ley concentrado Co
Ley concentrado Cu
93.9± 0.3
66.2 ± 0.5
0.72 ± 0.05
1.10± 0.08
Bajo éstas condiciones se realizó un test de cinética de flotación rougher (ver Tabla N"6, N° 7 Y
Figura N° 17).
ETAPA DE PILOTAJE
La etapa de acondicionamiento fue llevada a cabo en un acondicionador de 3 x3 con sistema de
agitación Lightnin (ver Figura N" 18). La descarga se realizó mediante una bomba centrifuga y
la adición de reactivos fue manual y tipo batch.
Para el caso de la flotación, el pilotaje fue llevado a cabo en el circuito limpieza de la planta
industrial (capacidad de tratamiento 23.000 TPM), el cual está constituido por dos celdas
neumáticas auto ~pirantes tipo Allfloth de 2 [m] de diámetro (ver Figura N"19), cuya capacidad
volumétrica es de 80 [m31Hr]. Estas celdas son alimentadas por medio de una bomba centrifuga
tipo Vulco 6x5. La capacidad de alimentación de cada celda de flotación es regulado por medio
de un lazo de control entre una bomba de recirculación tipo Vulco 4x3 de velocidad variable y
un sensor de nivel instalado en la celda.
MINERA MICHILLA SA Pág. 39 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Para el control de proceso, se utilizaron cortadores de muestras, ubicados en la alimentación,
cola y concentrado. Las muestras se caracterizaron químicamente obteniendo de esta manera los
resultados metalúrgicos del proceso.
Asimismo, para verificar las condiciones de operación se realizaron mediciones instantáneas de
porcentaje de sólidos (mediante balanza Marcy), y flujos volumétricos de pulpa.
El concentrado, producto de la flotación, pasa a etapa de espesamiento aumentando de 15% a
40% el porcentaje sólido en peso. El espesador utilizado fue de 6 m de diámetro (ver Figura N°
20).
El material luego es filtrado en un filtro de discos (3D), obteniendo de esta manera un queque
de 18 a 20% de humedad, (ver Figura N"21).
Este queque posteriormente es secado y disgregado para ser utilizado como alimentación seca a
horno de pisos piloto.
Las colas de flotación fueron enviadas a tranque de relaves de Compañía Minera Tarnaya.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 15 Vista lateral celda de flotación batch de laboratorio (Denver Sub-A).
MINERA MlCHILLA s.A. Pág. 41 PROVECTO FONTEC N" 98-1428
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Fig N D 16 Vista frontal celda de flotación batcb en operación (Denver Sub-A).
MINERA MlCHILLA SA. "''' 42
PROVEcro FONTEC N" 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
lA ¡peso
1%
Condiciones iniciales Condiciones finales
CIN.DE FLOT. CONC.N'I CONC.N"2 CONC.NOJ CONC.NQ4 CONC.N'5 CONC.N"6 CONC.N"7
TIEMPO [ruin[
1 3 5 7
11 15 20
Cola Cabeza Calculada
TIEMPO Iminl
1 3 5 7 11 15 20
Cola Cabeza Calculada
MINERA MICHILLA S.A.
Tabla N°6
TEST: CINETICA DE FLOTACION ROUGHER MUESTRA COMPOSITO RA-7+RA-2 (Deslamado)
.uo PipO prueba Roughcr
Tpo: llruin Tpo:3rmin Too:5rmin Tpo:7[min
Tpo:ll min Too:15 minI Tpo:20 minI
PESO [g]
12676 10911 4645 2379 790 883 761
1367,19 169764
H 682 696
mV Tem. CO 39 2370 -7 2820
FLOTACION RndlvOll
%de Sól 35% A-242 35 Ig/T 1. Acond. 4 Min. Xantato 120lWT T. FIot. 11 Min. AP-6888 40 Igff
MIBC-PINO 40 Igfr
Co LEYES .EY ACUlT FINOS ce. acwn,
[%] [%] [rug] % 0.72 0.72 91267 3950 070 071 76377 72 55 068 0,71 31586 8622 057 070 13560 92,09 033 069 2607 93,21 015 067 13 25 9379 009 0,66 685 9408 001 13672 100.00
0136 2310 79
RC %
13 39 720 6,01 555 541 526 514
Cu Fe
PESO LEYES HNOS Rec. acum. LEYES FINOS 1.1 1%1 [gr] % [gff] [mg]
12676 090 1 14 2045 4000 5070 10911 128 140 4549 40,00 4364 4645 150 070 57,98 4000 1858 13,79 206 049 66,76 3670 873 790 1 88 015 69,42 3040 240 883 1,44 013 71,70 2500 221 761 098 007 7304 2190 167
136719 011 1 50 100,00 25 SO 348,63 169764 033 558 2807 47657
Rec. acwn. %
1064 1980 2370 2553 2603 2650 2684 100.00
Pág,43 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
- -------------
Fig. N°17 Curvas de cinética de flotación Rougher Relave deslamado.
ClNETlCA DE FLOTACIóN ROUGHER COBAI.. ro Relave Deslamado
o 5 10
[minI
15
I-Ley Cabeza --+-- Ley Parcial -+- Ley Arum --6- Rec.1
C[NETICA DE FLOTACiÓN ROUGHER COBRE Relave Deslamado
20
¡-Ley Cabeza --+--Ley Parcial ....... Ley Acum ......... Rec.¡
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 44 PROYECfO FONTEC N° 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Tabla N° 7 Modelamiento cinética de flotación Ruogher
COBALTO
MODELAMIENTO CINETICA DE FLOTACION ROUGHER DE RELAVE ASTILLAS DESLAMADO
MODELO Garcia ZúfUga MODELO Garcia ZUD.lga Modificado MODELO Klimpel
n- 0,94 k~ 0,52 r =R(I-exp(-Kt» k~ 0,54 r =R(l-exp(-Kt")) k~ 1,16 , =R[ 1·(lIKt)"(I·exp(·KIJJJ R~ 93,76 R~ 94,20 R~ 101,08
Tiempo Rec cal Reo. difCua Tiempo Rec cal Rec. difCua Tiempo Rec cal Ree. difCua 0,00 0,00 0,00 0,00 O 0.00 0,00 0,00 0,00 1,00 37,92 39,50 2,49 1 39,15 39,50 0,12 1.00 41,35 39,50 3,45 3,00 73,95 72,55 1.97 3 73,39 72,55 0,71 3,00 73,01 72,55 0,22 5,00 86,74 86,22 0,27 5 86,00 86,22 0,05 5,00 83.76 86,22 6,03 7.00 91,27 92,09 0,67 7 90,90 92,09 1,41 7,00 88,68 92,09 11,62 11,00 93,45 93,21 0,06 11 93,64 93,21 0,18 11,00 93,18 93,21 0,00 15.00 93,72 93,79 0,00 15 94,10 93,79 0,10 15,00 95,29 93,79 2,26 20,00 93,76 94,08 0,10 20 94,19 94,08 0,01 20.00 96.74 94,08 7.04
Celda Objetivo Min. 5,56 Celda Objetivo Min. 2,58 Celda Objetivo Min. 30,62
--_ .. _---------_._------------MINERA MICHILLA S.A. Pág. 45 PROYECfO FONTEC N° 98-1428
• • • • • .-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
,
Fig N° 18 Acondicionador de reactivos de flotación. implementado con sistema de agitación Lightnin.
MINERA MlCHlLLA s.A. Pág. 46 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •• • • • • • • • • • • •
Fig N° 19 Celdas de flotación Allfloth (2 [m) de diámetro).
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 20 Espesador (6 metros de diámetro).
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •• • • • • • • • • • •
Fig N° 21 Filtro de discos (3D).
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
d.2.~ COMENTARIOS
Los resultados que se obtienen en las pruebas exploratorias, dejan claramente establecido la
conveniencia de sustituir el 100% de ceniza de soda por una mayor dosificación de xantato y
efectuar un deslamado previo. Las recuperaciones de cobalto se encuentran en torno a un 94% y
con leyes de concentrado de 0.72%.
La Tabla N° 5, muestran los resultados de una matriz utilizando soda v/s xantato etilico de
potacio. Los primeros 4 resultados indican que utilizar la relación soda -xantato = 0-120,
presenta las mejores ventajas técnicas y económicas, asimismo, comparando la relación soda
xantato = 0-120 sin deslamar v/s con deslamado, se observa un fuerte incremento en la
recuperación del cobre y su ley de concentrado.
La etapa de deslamado, previo a la etapa de concentración por flotación, pasa a constituirse en
una etapa fundamental del proceso de obtención de cobalto de los relaves de S.M.A.
Las pruebas de cinética de flotación rougher (ver Tabla N" 6 y N" 7 y Figura N"17), definen un
tiempo de flotación de 15 [min 1 para la obtención de la eficiencia de separación máxima
. llegando a recuperaciones de 93.79 % de Co, 71.04 % de Cu y 26.5 % de Fe, con una razón de
concentración de 5.26. La ley de concentrado obtenida es de 0.67% en Co.
Para el caso de las pruebas de cinética de limpieza, los resultados obtenidos de leyes de
concentrados son similares a los obtenidos en la etapa rougher, por lo tanto la etapa de flotación
selectiva no se justificaría.
El pilotaje certificó los resultados obtenidos en laboratorio, para lo cual se concluye que se
podrían esperar recuperaciones entre 92 a 94 % en Co y de 65 a 70 % en Cu. La ley de
concentrado obtenida varia entre 0.65 a 0.72 % en Co.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
e.- TOSTACIÓN y LIXIVIACIÓN
Los estudios de microsonda electrónica, confirman que el cobalto reemplaza parcialmente al
fierro en la red cristalográfica de la pirita.
Para liberar el cobalto de la red cristalina de esta especie, es necesario descomponer la pirita a
través de un proceso térmico, este es el proceso pirometalÚTgico denominado Tuesta.
La pirita (FeS2 ) es fácilmente tostada a FezO) en presencia de aire en exceso de acuerdo a la
reacción global:
4 FeS2 + lI O2
El Fe20) formado es un sólido poroso que tendrá un efecto favorable en la lixiviación de la
calcina, producto de la tuesta, para la extracción del cobalto.
Esta etapa del proceso es considerado fundamental de acuerdo a 10 señalado más arriba.
Con la información de estudios anteriores (lNTEC 1988), se planificaron pruebas para
confirmar respuestas termodinámicas de este proceso y para los relaves de SMA. Estas pruebas
se basaron en una tostación alcalina oxidante con la adición de NaCI.
Posteriormente, asesorados por la Universidad de Concepción Dr. Igor Wilkomirsky, se postuló
realizar un estudio de tostación sulfatante en la Universidad de Concepción. Esta tostación
conlleva ventajas comparativas bajo el punto de vista de bajar los altos contenidos de hierro y
cloruros en las soluciones PLS producto de una tostación alcalina oxidante. Los fundamentos
teóricos son presentados a continuación.
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 51 PROVECfO FONTEC N' 98·1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
ANTECEDENTES TERMODINÁMICOS DE LA TOSTACIÓN SULFATANTE
Para el caso de concentrados piríticos, resulta de interés analizar el sistema metal - azufre -
oxígeno considerando los metales cobalto, cobre y hierro. Los sulfuros de estos metales son
muy estables a temperatura ambiente, sin embargo, pierden su estabilidad y son fácilmente
oxidables a altas temperaturas. En esta características se basan los principales procesos para la
recuperación de metales como el cobre y cobalto ya sea produciendo compuestos como óxidos
y/o sulfatos que son fácilmente lixiviables a temperatura ambiente, o un tratamiento en fase
fundida como es el caso del cobre en particular.
El proceso de recuperación del cobalto considera precisamente la tostación de los sulfuros en
atmósfera oxidante para transformarlos en sulfato y/u óxido del metal y así poder lixiviarlos en
condiciones ambientales y precipitar posteriormente el cobalto desde la solución. El proceso de
tostación considera reacciones heterogéneas gas - sólido en que tanto los reactantes como los
productos son gases y sólidos. La formación de compuestos de bajo punto de fusión son
indeseables, pues dificultan la operación de los reactores llegando incluso a colapsar el sistema.
En este contexto es de interés visualizar la estabilidad de los compuestos asociados al cobalto
que podrán formarse así como prever la formación de los compuestos asociados al cobre y
hierro que corresponderían a impurezas.
DIAGRAMA DE ESTABILIDAD Me - O - S
En las Figuras N°22 ,N"24 Y N°25 , se muestran los diagramas de estabilidad del Co, Cu y Fe
a 680°C.
Como se observa en los rangos típicos de operación (Pso, = 0,0 I - 0,15 atm y Po, = 0,0 I - 0.1) el
cobalto se encuentra como sulfato. A mayor temperatura éste pasa a óxido, como se ve en la
Figura N° 23. El cobre por su parte pasa de sulfato a Oxí-sulfato y posteriormente a óxido.
Finalmente para el hierro la zona de estabilidad del sulfato disminuye rápidamente con el
aumento de temperatura formando el óxido férrico o hematita, compuesto que es muy estable a
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 52 PROYECTO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
temperatura ambiente. En la Figura N'24 se ve que a 680°C en las condiciones es apropiada
para separar el hierro cuando este es una impureza. En el caso del cobre, se deduce de los
diagramas que forma compuestos de estabilidad similar a los de cobalto por lo que normalmente
va a es~r presente en las soluciones de lixiviación junto al cobalto. En el caso de los sulfatos
tanto para el Co como para el Cu y Fe, estos son solubles en agua, mientras que los óxidos de
Co y Cu son solubles en soluciones ácidas diluidas.
REACCIONES DE TOSTACIÓN
Las reacciones de oxidación de los sulfuros termodinámicamente posibles incluso a temperatura
ambiente, sin embargo impracticable debido la cinética demasiado lenta. A altas temperaturas la
cinética aumenta rápidamente y debido al carácter exotérmico de ellas, pueden generar una gran
cantidad de calor que debe ser disipado para evitar un sobrecalentamiento y llegar por ejemplo a
la fusión de algún compuesto, lo que es indeseable en el caso del proceso de tostación.
Considerando un sistema simple en el cual cobalto se encuentra como CoS, el hierro como FeS,
y el cobre como CuS, las reacciones de tostación y el calor asociado a estas reacciones es el
siguiente:
a) Tostación sulfatante. 680°C
CoS(S) + 2 02(G) = CoS04(S) MI" 298K = -192.5 Kcal/mol
CuS(S) + 2 02(G) = CUS04(S) dH0298K = -171.6 Kcal/mol
2CuS(s) + 3,5 02(G) y, CuO.CUS04(S) + y, S02(G) MI"298K = -267.2 Kcal/mol
FeS2(S) + 2,75 02(G) ~H0298K = -199,4 Kcal/mol
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
b) Tostación oxidante: 750°C
COS(S) + 1,5 O2(0) CoO(S) + S02(0) Mf0298K = -108 Kcal/mol
CuS(S) + 1,5 O2(0) CuO(S) + S02(0) !i H0298K = -95.5 Kcal/mol
FeS2(S) + 2,75 O2(0) Yz Fe203(S) + 2 S02(0) Mfo298K = -199,4 Kcal/mol
CoO.Fe203(S) !iHo298K = +2.95 Kcal/mol
= CuO.Fe203(S) Mfo298K = -6.13 Kcal/mol
La elección de la temperatura de tostación sulfatante se ha considerado aquella en que el hierro
forma hematita. Para la tostación oxidante se incluyen las dos reacciones de formación de
ferritas de cobalto y cobre, las cuales son reacciones sólido - sólido que ocurren en estas
condiciones.
Los calores de reacción como se observa, son en todos los casos exotérmicos lo que
eventualmente podría permitir tener un proceso autógeno energéticamente, y por otro lado
también podrían significar un impedimento para el proceso si no es bien controlado.
REACCIONES DE LIXIVIACIÓN
La lixiviación del producto de la tostación (calcina) se realiza con agua o solución diluida de
ácido sulfúrico a temperatura ambiente. Las reacciones correspondientes son:
H,O
CoS04(S) = Co ++ + sot H,O
CUS04(S)
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Si hay sulfato ferroso o férrico también se lixiviará en agua:
FeS04(S) Fe++ + sot
Para los óxidos las reacciones de lixiviación son:
Coo(S) + H2S04(aq) = Co ++ + sot + H20(L)
CuO(S) + H2S04(aq) = Cu ++ + sot + H20(L)
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 55 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
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Figura N° 22 Sistema Co - O - S a 680°C
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Figura N° 23 Sistema Co - O - S a 750°C
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 56
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PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
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Figura N° 24 Sistema Cu - O - S a 680·C
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Figura N° 25 Sistema Fe - O - S a 680·C
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 57
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PROYECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
e.l.- DESARROLLO Y METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
Se realizaron 20 test exploratorios de Tuesta oxidante alcalina y Lixiviación utilizando para la
tuesta un horno de mufla de hogar abierto (ver figuras N°26 y N°27) de 0.14 x 0.23 x 0.36 m a
gas licuado con control de temperatura mediante una termocupla digital utilizando diferentes
bases para el depósito de los concentrados de pirita cobaltífera, y para la lixiviación, un reactor
de vidrio de 1 litro con un agitador vertical de velocidad variable (ver figuras N°2B y N°29) Y un
medidor de ph y potencial redox (mV). (Ver Informe de Avance Wl)
Las pruebas de tostación sulfatante fueron realizadas en la universidad de concepción. Se utilizó
un horno de tubular de 2" de diámetro con controlador de temperatura. Por un extremo se
insuflaba aire cuyo flujo se controlaba mediante un rotámetro y por el otro se obtenía la fase
gaseosa que se enviaba a neutralización. En el interior del tubo se introducía una navecilla con
la muestra de 50 gramos aproximadamente de concentrado. Para el control de temperatura se
dispone de una termocupla en el lecho mismo y otra aliado de la navecilla.
Condiciones experimentales tuesta sulfatante:
Temperatura
Tiempo
Flujo de aire
600 - 650 - 680 - 700 - 720 - 750 - 800
1-2-4-6horas
0.5 - I - 2 - 4 (NIt1min)
Condiciones operacionales lixiviación:
Temperatura
Agente lixiviante
Tiempo
MINERA MICHILLA S.A.
Ambiente
Agua
Solución 10 gpl H2S04
0,5 horas
Pág. 58 PROYECTO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Para el desarrollo de las experiencias se empleó una muestra de concentrado proveniente de una
flotación estándar de laboratorio previo deslamado, cuya composición química se presenta en la
Tabla N°B.
Tabla N°8 Composición Química del Concentrado
Co(%) CUT(%) FeT(%) S (%)
0.78 1.14 35 .. 3 47 .. 9
PILOTAJE
Considerando los parámetros que entregaron los test de tostación sulfatante se llevó a cabo un
pilotaje utilizando un horno de pisos piloto, arrendado a la Universidad de Concepción.
Este horno es un horno de piso múltiple que consta de 4 hogares, cada uno con su respectivo
quemador (ver Figura N° 30). Está implementado por una cámara de mezcla de aire - gas
licuado y un ventilador para la inserción de la mezcla o los quemadores. La inyección de aire
para los flujos requeridos fue obtenida a través de un Root industrial, controlando la
alimentación al horno mediante un rotámetro de 0- 400 (Vmin). (Ver Figura N° 31).
La salida de los gases volatilizados está regulada por dumper en cada piso, y estos a su vez
están conectados a un sistema de tratamiento de gases, constituido por: enfriador, filtro de
polvos, lavado de gases y chimenea de salida ( ver Figura N° 32).
La etapa de lixiviación fue realizada en laboratorio para verificación de resultados.
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• • • • • • • • • • • • • • • • ., • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
I BIBliOTECA corj~;-r ~"----_._----_ .. --.l
Fig N D 26 Vista frontal borno mufla de bogar abierto.
MINERA MICHlLLA S.A. Pillo líO PROVECTO FONTEC N" 98-14:18
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fíg N° 27 Vista frontal horno mufla. (Der.) Indicador de temperatura.
MINERA MICHILLA s.A. PAg. 61 PROVECI'O FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
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Fig N° 28 Equipamiento para test de lixiviación (Agitador magnético).
MINERA MICHILLA S.A. "'g. 62 PROVECTO FONTEC N*98-1428
.... • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
. Fig N° 29 Equipamiento para test de lixiviación (Agitador Vertical).
MINERA MICHILLA S.A. Pillo 63 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N D 30 Horno de Pisos piloto (4 hogares).
MINERA MlCHlLLA S.A. Pillo 64 PROVECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 31 Control de flujo de alimentación de aire (200 (It/min)).
MINERA MICHILLA s.A. PAlio 65 PROYECfO FONTEC N" 98-14:18
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 32 Sistema de tratamientos de gases, pilotaje tostación.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
e.2.- COMENTARIOS
La tostación de los concentrados sulfurados con aire se define como sulfatante u oxidante según
los productos obtenidos , los cuales a su vez dependen de la temperatura y potenciales de
oxígeno y S02.
Los resultados de la Figura 33 muestran que la extracción de cobalto aumenta al subir el flujo
de aire desde I a 2 Itlmin con un máximo aproximado de 46% y luego comienza a descender
hasta caer bajo los 20% de extracción. En todas las experiencias se mantuvo el tiempo de
reacción constante en 2 Hrs. Se observa además que al lixiviar con ácido la máxima extracción
se mantiene hasta los 4 ItImin de aire, lo que indica la presencia de óxido de cobalto que es
insoluble en agua. El hierro se mantiene bajo los 20 ppm en la solución fuerte y disminuye aún
más al aumentar el flujo de aire como es de esperar.
En la Figura 34 , se observan los resultados para visualizar mejor el efecto del tiempo de
residencia. Para éstas pruebas se escogió un flujo de 4 Itlmin observándose un rápido aumento
en la extracción del cobalto en las dos primeras horas de reacción llegando a un máximo entre
40 a 46% y después cae drásticamente por debajo del 10% para 4 a 6 Hrs de tiempo de
residencia. Al comparar los resultados de lixiviación con agua y ácido, se observa que hasta 2
horas de reacción hay presencia de sulfatos de cobalto y cobre y estos desaparecen
completamente a las 4 horas. Respecto a los óxidos, se ve también que están siempre presentes
tanto los de cobalto como los de cobre y por lo tanto la disminución en la extracción de estos
elementos desde sus óxidos en medio ácido se debería a que ocurriría la reacción sólido -
sólido entre la hematita y los óxidos de Co y Cu para formar ferritas. Las ferritas de Co y Cu
son insolubles.
La Figura N°35, representa los resultados de las pruebas realizadas considerando los resultados
e las pruebas anteriores, fijando de esta manera el flujo de aire en 4 Nltlmin y el tiempo de
residencia en 2 horas, para una cantidad de muestras de aproximadamente 45 grs. En estas
experiencias se consideró un alto rango de temperatura que va desde los 600°C a 750aC.
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-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Se observa que en las condiciones seleccionadas se obtuvo extracciones de Co del orden de
80% manteniéndose un rango optimo entre 650 a 700°C cuando se lixivia con agua, el rango se
puede ampliar hasta no°c cuando se lixivia Co solución levemente ácida. A 700°C la
extracción de Co cae por debajo del 50%. Para el Cu se observa un comportamiento similar.
Para el Hierro se ve claramente el efecto predicho en el análisis teórico, disminuyendo la
concentración en la solución PLS desde 500 ppm a 600°C, a 50 ppm a 750°C
El empleo del NaCI en la tostación no se ve favorable, pues se comprobó que se puede llegar a
una eficiente extracción de Cobalto en condiciones de tostación sulfatante con un mínimo de
extracción de hierro. El cloruro puede producir a su vez problemas en el tostador o si permanece
en la calcina se transforma en un contaminante más de la solución de lixiviación.
La tostación con o sin NaCI a baja temperatura « 600°C) tiene el inconveniente de la alta
contaminación por hierro de las soluciones de lixiviación.
Para la tostación sulfatante con aire se obtuvo un óptimo logrando una extracción de Cobalto
del orden del 80% en un rango de temperatura entre 680 y 700°C. El cobre también se extrae en
un orden similar, con el hierro en solución fuerte inferior a 250 ppm. Una composición
característica de la solución fuerte considerando la lixiviación de una calcina tostada a 680°C
con agua a 20% en sólidos es la siguiente:
Co = 1.95 gpl Cu =2.28gpl Fe=110ppm
El horno de pisos piloto, no entregó resultados favorables debido a la alta variación del perfil de
temperatura en cada piso, no pudiendo alcanzar las condiciones operacionales predeterminadas
en laboratorio. Luego, el horno de pisos no entrega confiabilidad para alcanzar los resultados
esperados (> 80% extracción de CO), postulando, previo estudio de pilotaje, a un horno de lecho
fluidizado. La Tabla N"9 muestra la comparación entre un horno de lecho fluido y un horno de
pisos, siendo una ventaja principal para este caso en particular la homogeneidad en perfil de
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
temperatura que posee el lecho fluido por ser un reactor de mezcla perfecta y de alto tiempo de
residencia.
Si bien es cierto los resultados en la etapa de pilotaje, no son los esperados, se logró una
extracción en cobalto de un 61 % con una concentración de la solución fuerte de 1.2 gpl en Co,
1.3 gpl en Cu y 120 ppm en Fe, con suficiente cantidad para la realización de pruebas aguas
abajo.
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
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• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
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TABLA N°9
COMPAR>\CIÓN DE TIPO DE EFICIENCIAS DE TOSTADORES
Tipo de Tostador
Parámetros
Pisos Lecho fluido Lecho fluido Convencional circulante
Rendimiento por unidad Muy Baja Moderada Alta.
de área
Mezcl. gas sólido Pobre Buena Muy Buena
Control Temperatura Pobre Buena Muy Buena
cámara
Control composición de Muy limitada Buena Muy Buena
gas
Tiempo de retención de Fijo Fijo Variable
sólido
Alimentación pulpa o Seca solamente Ambas Ambas
seca
MINERA MICHILLA SAo Pág. 72 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
r.- SEPARACiÓN Y PURIFICACIÓN DE SOLUCIÓN DE LIXIVIACIÓN Fe-Cu-Co
Considerando que el análisis químico de las soluciones de lixiviación reportan concentraciones
promedio de 1500 ppm en Co, 1300 ppm en Cu, y que el proceso final de concentración de
cobalto vía MRT no es selectivo para cobre, se hace necesario implementar una etapa
intermedia de purificación de las soluciones para este ion no deseado.
La selección del proceso entre las diferentes técnicas conocidas dependerá de factores técnicos
y económicos. Los procesos estudiados en test de diagnóstico fueron:
• Precipitación química de cobre vía intercambio iónico. (Cementación)
• Purificación en cobre de solución PLS vía Adsorción-Elución proceso MRT.
r.l.- DESARROLLO DE METODOLOGIA EXPERIMENTAL
r.1.1.- PRECIPITACIÓN QUÍMICA DE COBRE
El test de precipitación de cobre consistió en adicionar láminas de hierro en 4 vasos precipitados
con soluciones pIs aciduladas, para tiempos de contacto de 24, 48, 60 Y 72 Hrs. Una vez
cumplido el tiempo de cada test, se filtraron las soluciones para luego secar y preparar
mecánicamente los precipitados solidos (cemento de Cu). Además se controló pH y mV ,
inicial y final. Los resultados se presentan en Tabla N° 10.
r.1.2.- ADSORCIÓN-ELUCIÓN DE COBRE VÍA MRT
Estos test se inician con la etapa de adsorción de cobre en laboratorio, haciendo pasar solución
pIs, proveniente de lixiviación de calcinas, en flujo ascendente de 0.1 BV /min, a través de 2
columnas en serie (LEAD y TRlAL) que en su interior contienen la resina Super Lig 149,
material selectivo para Cu.
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-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Una vez tenninada la etapa de adsorción, se procede a lavar las columnas haciendo pasar una
solución a 0.01 M de H2S04 a 0.1 BV/min, para luego eluir la primera columna (LEAD) con
solución al 1 M de H2S04 a igual flujo. Finalmente, se realiza un post-lavado (después de la
elución) con agua desmineralizada a igual flujo, quedando de esta manera la columna lista para
conectar el sistema en serie intercambiando las columnas para continuar otro ciclo. Se
realizaron 4 ciclos para verificar comportamiento de la resina.
Las columnas utilizadas poseen una capacidad volumétrica de 44 cc ( 22 gramos de SL149 por
columna) (ver figura N° 36). La impulsión de la solución pis es llevada a cabo por una bomba
peristáltica de laboratorio MASTER-FLEX modelo 7521-55 de 1 a lOO rpm, implementada
con cabezales para mangueras MASTER-FLEX 6424-13 y 6424-16.
En las Tablas N°]], N°] 2 Y N°J3, se muestran los resultados obtenidos de los test de Adsorción
Elución de cobre, balances para Cu, Co y Fe respectivamente.
En base a las conclusiones obtenidas en Infonne de Avance, se procedió a realizar el pilotaje de
MRT para cobre.
Este se inicia con la lixiviación de calcinas producidas por tostación piloto, realizada en un
agitador de 60 litros resistente a ataque ácido, implementado con agitación de velocidad
variable (ver Figura N° 37). Se lixivió con agua desmineralizada a 20% Sw con un tiempo de
residencia de 0.5 horas. La pulpa de lixiviación pasa a un sistema de filtración cuya área
filtrante es de 0.23 m2 y utiliza como medio filtrante papel W-91 de 48x48 cm (ver Fig N° 38 ).
Este equipo es alimentado (pulpa) por la parte superior. La parte inferior está constituida por
dos estanques cilíndricos los cuales están conectados a una bomba de vacío (50Hp) (ver Fig N°
39). La solución pis es obtenida en la parte inferior del primer estanque cilíndrico. Estos
equipos están adaptados para resistir ataques ácidos. En la etapa de filtrado se realizó un lavado
de un 20%.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 74 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
En la etapa de adsorciónJelución de Cu, se utilizó 750 (grs) de superlig 149 (SLJ49) por columna
(Lead y Trial), requiriendo de un volumen de 2.5 [lts]/columna diseñadas en proporción de 4.2
LargolDiámetro (ver Figura N° 40). El sistema funciona con una bomba tipo diafragma de
'j,,"x 'j,,", con capacidad de 2 Itlmin. La operación de adsorción, lavado y elución, fue realizada
utilizando las mismas condiciones operacionales de la etapa de validación. Las soluciones
fueron preparadas en Sheaker.
Tiempo de
contacto
[Hrs)
24
96
120
TABLA N° 10, Cinética de precipitación de cobre (cementación)
a partir de soluciones de lixiviación de calcina.
Concentraciones finales Leyes precipitado % de Precipitación
Co Cn Fe Co Cu Fe Co Cu
[ppm) [ppml [ppml 1%1 1%1 [%1 [%1 [%1
1780 206 3580 0.15 88.26 1.03 0.18 90.31
1760 65 8400 0.27 70.50 1.90 0.45 97.36
1790 14 8660 0.23 67.00 3.10 0.41 99.50
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 75 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • . , • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 36 Sistema de laboratorio para test de Adsorcióo-Elncióo de en •
MINERA MICInLLA S.A. Pág. 76 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
FINOTOTALADS.
ADSORCION TOTAL
ELUCION PRE-WASII
ELUCION COLUMNA
POST-WASH
ro:rAL, Ef-U~Do,,(Sbt~),
CAP. DE CARGA OBTENIDA
FINO TOTAL ADS.
ADSORCION TOTAL
ELUCION PRE-WASH
ELUCION COWMNA
POST-WASH
TOTAL EI.UIDO~bt~): :; ," '1 .'
CAP. DE CARGA OBTENIDA
TABLA N° 11 , Cuadro resumen test adsorcion-elución Sl149
balance por cobre.
CICLO N"I CICLO N"2 CICLO N"J
COL-I COL-2 COL-I COL-2 COL-I COL-2
[mg] 430.5 43.4 4.8 436.0 424.9 70.9
{%] 99.9 99.9 99.9
{%] 5.10 4.76 4.56
[%] 83.95 93.92 80.76
[%] 1.80 0.23 0.39
,[%], ! ,; ",90.8 ' , ", ,98? '., ., 85.7
TABLA N° 12 , Cuadro resumen test adsorcion-elución Sl149
balance por cobalto.
CICLO N"I CICLON"2 CICLO N"J
COL-I COL-2 COL-I COL-2 COL-I COL-2
[mg] 17.3 22.1 2.1 17.8 20.6 7.6
{%] 8.3 0.0 5.3
{%] 43.02 86.22 69.99
[%] 0.73 2.01 2.92
[%] 0.17 1.05 0.22
[%]. , 43.9, 89,3 73.1
CICLO N"4
COL-I COL-2
24.7 404.4
99.9
0.88
93.35
0.02
94.2
CICLO N"4
COL-I COL-2
0.0 17.8
2.9
79.94
25.68
0.19 ,¡
105.8 !.,
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 77 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
-w.._-------------------------------·--------
FINO TOrAL ADS.
AJ)SORCIO}l' TOTAL
ELUCION PRE· W ASH
ELUCION COW~A
POST·WASII
CAP. DE CARGA OBTENIDA
TABLA N°]3 , Cuadro resumen test adsorcion-elución S!¡49
balance por hierro.
CICLO N°. CICLO N"2 CICLO N"3
COL-I COL-2 COL-I COL-2 COL-I COL-2
[rng] 89.8 161.7 111.2 94.4 98.5 106.3
[%) 15.85 3.30 6.1
[%] 31.40 39.15 30.27
[%1 4.20 6.06 16.90
(%] 0.11 0.71 0.94
CICLO N"4
COL-I COL-2
73.5 93.5
5.5
26.39
17.52
0.11
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • MINERA MICHILLA S_A_ Pág_ 78 PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 37 Lixiviación por agitación piloto.
MINERA MIOIILLA S.A. Pág. 79 PROVECTO FONTEC N' 98-1428
-• • ., • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
MINERA MICHILLA SA
Fíg N° 38 Filtro piloto (0.23 mZ).
Pág. 80 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •• • • •
Fig N° 39 Sistema de vacío filtro piloto.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 81 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 40 Columnas de adsorción piloto SL149 (Leadffrial) •
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 82 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
r.2.- COMENTARIOS
El test de cinética de precipitación de cobre, indica una eficiencia de cementación de un 99.50%
requiriendo \10 tiempo de 120 horas. Los precipitados de cobre se encuentran contaminados con
hierro logrando un cemento con ley de 67 % en Cu, y debido a la baja de estabilidad del hierro
en solución al incrementarse el pH de 1.5 a 3.5, se alcanzan concentraciones en la solución de
8.7 gr/L de hierro.
Las pérdidas de cobalto en este proceso son de un 0.41%.
En los test de adsorción-elución de cobre vía MRT, los resultados indican valores de carga en
cobre obtenidos en la etapa de adsorción de SLI49 , que superan levemente las cargas teóricas,
en un 2.65% para el caso de laboratorio y en un 2.05 para las pruebas piloto, tal como lo indica
la tabla siguiente:
Laboratorio Piloto
CARGA TEORlCA g Cu++¡ Kg SL 63.5 63.5
CARGA OBTENIDA gCu++/KgSL 65.22 64.8
La eficiencia de separación o adsorción de cobre obtenida es de un 99.92%.
Las concentraciones de las solucionys obtenidas en los eluatos, pueden alcanzar valores
promedios de 70 gr/L en cobre utilizando recirculación de eluatos promedios de 30 [gr/ll, con
soluciones altamente purificadas (8 ppm de Cobalto y 3.2 ppm en Hierro). Las pérdidas de
cobalto son menores al 0.10%.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 83 PROVECfO FONTEC N' 98-1428
'-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Las condiciones operacionales obtenidas en la etapa de pilotaje son:
Cantidad ETAPA Tipo Flujo [BY/min]
[BY]
Adsorción PLS >'[ ;b 0.1
Pre-Lavado 0.01 M HZS04 2 0.1
Elución 1 M HZS04 1.2 0.05
Post-Lavado HzOdesm. 10 0.1
Considerando un diagrama de procesamiento como el mostrado a continuación (l'er figura
N°41), se podría concluir que la utilización de la resina de cobre (SL I49), cumpliría la función de
purificar la solución pis teniendo una pérdida en cobalto inferior al 0.1 %, proceso de sepamción
y purificación con mayor perfomance que la cementación.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 84 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig. N° 41, Diagrama de flujo propuesto para
Adsorción y Elución de Cobre utilizando SL Il8
I ETAPA DE ADSORCiÓN I
Sl1.. Sl, .. c·, C-2
I ETAPA DE PRE-LAVADOII
.!ll". Sl, ••
c-, C-2
I ETAPA DE ELUCIÓNII
MINERA MICHILLA S.A.
SL, ..
c·,
Pág. 85
ADSORCiÓN -ELUCIÓN 0---. SL".(COBALTO)
PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
g.- CONCENTRACIÓN DE SOLUCIONES
La etapa final en la ruta de proceso propuesta, es la aplicación del proceso MRT para cobalto,
específicamente la utilización de la resina Superlig 138.
Debido a que esta resina tiene la propiedad de absorber selectivamente Co, Cu y Ni Y que las
soluciones tienen contenidos de Ni despreciables, es necesario realizar una etapa de purificación
de las soluciones en cobre, tal como se desarrollara en la etapa f, previo al proceso de
concentración de Cobalto de soluciones purificadas.
g.1.- DESARROLLO Y METODOLOGÍA EXPERIMENTAL
Estos test se inician con la etapa de adsorción de cobalto haciendo pasar solución pis,
proveniente de la etapa de purificación de cobre, en flujo ascendente de 0.1 BY /min, a través de
1 columna (LEAD) que en su interior contienen la resina Super Lig 138, material selectivo para
Co, Cu yNi.
Una vez terminada la etapa de adsorción, se procede a lavar la columna haciendo pasar una
solución de 0.01 M de H2S04 a 0.1 BY/min, para luego eluir con una solución de 2 M de
H¡S04, 1.5 grlL de Cu ++ y I M de Na¡SOl " Esta etapa se realiza a temperaturas cercanas a
90°C, con un flujo de 0.05 BY/min ya presión, estrangulando el flujo de salida. Posteriormente
se realiza un post-lavado inicial haciendo pasar un solución de 4 M de H¡S04 a 0.1 BY /min,
terminando con un post-lavado final con solución a 0.01 M de H¡S04 a igual flujo, quedando de
esta manera la columna lista para continuar un nuevo ciclo.
Las columnas utilizadas poseen una capacidad volumétrica de 12.5 ce ( 2.5 gramos de SLIl8
por columna) (ver figura N°41). La impulsión de la solución purificada en cobre, es llevada a
cabo por una bomba peristáltica de laboratorio MASTER-FLEX modelo 7521-55 de 1 a 100
rpm, implementada con cabezales para mangueras MASTER-FLEX 6424-13 y 6424-16. Esta
columna está diseñada con una camisa externa, en la cual se hace pasar agua a una temperatura
superior a 90°C por intermedio de una bomba MASTERFLEX N° 7553-76 implementada con
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 86 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
. ...,
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
cabezales 7018-20. El calentamiento del agua se realiza utilizando un mechero y un matraz de l
litro de capacidad controlado por un termómetro.
La Tabla N°U y los gráficos (ver Figura N°43 y N°44) que se presentan a continuación,
muestran los resultados obtenidos en el Test de validación de Adsorción-Elución de cobalto vía
SI\3s.
El pilotaje fue realizado en planta piloto MRT (ver Figura N° 45 Y N° 46), diseñada por IBC,
especialmente para ser utilizada en la metalurgia del oro. Para el caso del cobalto esta planta fue
modificada, específicamente en las columnas, debido a que las condiciones operacionales en la
etapa de elución, requieren de temperatura cercanas a los 90°C y un sistema a presión en
presencia de S02 gas. Para el caso de la obtención de la temperatura se diseño un calefactor
eléctrico de acero inoxidable, que por intermedio de una bomba de 0.75 Hp impulsaba agua a
98°C, haciéndola pasar a través de una camisa externa la columna (Lead o Trial), logrando por
convección la temperatura de operación.
La planta piloto MRT está constituida por una bomba implementada con variador de frecuencia
de capacidad máxima 4 ltlmin y un sistema de piping fijo regulado con válvulas y manómetros
para la obtención de un flujo constante semiautomático.
Debido a criterios de diseño para la realización del pilotaje, los flujos de la etapa de purificación
(MRT cobre) fueron iguales a los de la adsorción de cobalto, por lo tanto la operación se realizó
continua en la etapa de adsorción.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 87 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
I BIBLIOTECA COBrO \ \.. .• _._--------'
Fig N° 42 Sistema de laboratorio para test de Adsorcióo-Elucióo de Co.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 88 PROVECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Tabla N° 14
CUADRO RESUMEN TEST ADSORCION ELUCION SL\38
COLUMNA LEAD
HNO TOTAL ADSORBIDO
ADSORCION TOTAL
ELUCION PRE-WASH
ELUCION COLUMNA
POST-WASH
VOLUMEN REAL SOL. ELUYENTE
VOLUMEN REAL SOL. POST-WASH
MINERA MICHlLLA SA
[rng]
[%]
[%]
[%]
[%]
BV
BV
COLUMNA LEAD
185
63,6
8,01
84,55
5,60
COLUMNA
LEAD
4,08
24,28
PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
1400
.. 1200 z
'" => .... O 1000 O .. 3 .. BOO .. % O z 600
º ~ .... 400 z W O z O O 200
o o
MINERA MI CHILLA S.A.
COMPORTAMIENTO ETAPA ADSORCION SLlJ• Co(In COLUMNA LEAD
-¡Co++]IN LEAD
-+-- [Co++] OUT LEAD
........- % AOS. (COH] Parcial
_ % ADS. (Co++) Acum.
50 100 150 200
TIEMPO [mIn)
Pág. 90
100
90
, 80
~ 70 O
(.)
60 Z O ti
50 OC O f/I 40 e ~ ~ 30 ~ o -
20
10
o 250
PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
8000
7000
" z :¡ ::>
6000 ..J O U <{ e 5000 :::; <{ IJ)
% 4000 U Z O Ü ~
3000
.... z UJ 2000 U z O U
1000
O
MINERA MI CHILLA S.A.
Fig. N° 44
COMPORTAMIENTO ETAPA ELUCION
SL13• Co(") COLUMNA LEAD
100
90
80
~ [Co++] SAL. LEAD 70
60 z ~% ELUCION [Co++] Par cial O
50 Ü ::> ..J
__ % ELUCION [Co++] Acu UJ m. ". 40
30
20
10
O
Pág. 91 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fíg N° 45 Planta piloto MRT, panel de control, sistema de piping y bomba centrífuga.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 92 PROYECTO FONTEC r;o 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
Fig N° 46 Planta piloto MRT, columnas de adsorción Leadtrrial.
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 93 PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
g.2.- COMENTARIOS
Los resultados indican valores de carga en cobalto obtenidos en la etapa de adsorción de SL138 ,
que superan las cargas teóricas, en un 32.14% (laboratorio) y 23.2% (piloto), tal como lo indica
la tabla siguiente:
Laboratorio Piloto
CARGA TEORICA g Co++/ Kg SL 56 56
CARGA OBTENIDA g Co++/ Kg SL 74 69
El test de laboratorio no logró la carga máxima (Cinicial = Cunal), como se puede apreciar en la
Figura N° 44. Esta condición fue mejorada en la etapa de pilotaje debido a que se trabajo en
sistema en serie LEADrrRIAL, mejorando de esta manera la baja eficiencia de adsorción
alcanzada en test de laboratorio (63%), logrando alcanzar un 100% de adsorción pero
disminuyendo en un 8.9% la carga máxima obtenida en laboratorio.
Los parámetros operacionales de e1ución finales para diseño, encontrados en la etapa de pilotaje
son:
Concentración de SOl (g)
Presión de operación
Temperatura
=
=
0.5M
30 p.s.i.
90°C
La eficiencia de elución alcanzó valores de 99.5%, con concentraciones máximas en cobalto de
58 grlL y concentraciones de cobre menores a 1 ppm.
La Tecnología de Reconocimiento Molecular (MRT) aplicada a la recuperación y concentración
de Cobalto contenido en los relaves de Santa Margarita de Astillas, demostraría la factibilidad
técnica de su aplicación industrial.
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 94 PROVECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
3.3.- EVALUACIÓN ECONÓMICA PRELIMINAR DEL PROCESO GLOBAL PARA
LA OBTENCION DE SULFATO DE COBALTO
a.- ANÁLISIS DE MERCADO
En Chile, actualmente se producen 800.000 toneladas por año de cátodos de cobre por SX -
EW, si se considera que el consumo promedio de sulfato de cobalto es de 0.75 KglTon Cu
cátodo, esto se traduce en demanda de alrededor de 600 toneladas por año de sulfato. Las
proyecciones al año 2000 de producción de cátodos de cobre por SX - EW en Chile, alcanza a
1.460.000 toneladas por año, lo que hace aumentar la demanda de sulfato de cobalto en un
82.5%. En Tabla N° 15, se muestra la demanda nacional de sulfato de cobalto y sus
proyecciones. Esta demanda en la actualidad es cubierta con un 100% de importaciones.
Minera Michilla S.A consume 40 toneladas de sulfato por año lo que significa un gasto
operacional por este concepto de US$ 480.000 por año a un costo operacional de 0.43 cUS$/lb
de cobre producido. El proyecto El Tesoro, empresa minera relacionada, contempla un
consumo de 83 toneladas por año con un gasto operacional equivalente a US$ 996.000 por año
a un costo operacional de 0.75 cUS$/lb de cobre producido.
El precio del sulfato de cobalto es función directa del precio del cobalto metálico (99.3% para el
caso de Harting S.A). La Tabla N° 16 y Fig. N°47 representa esta relación de precios de los
productos de sulfato; cristalizado(21% Col y en solución (80 [gr/I] Co++). En Tabla N° 17, se
muestra la producción mundial del cobalto metálico de países y empresas productoras hasta
(1995 - 1997).
En la Figura N°48, se muestra el comportamiento de precios del sulfato de cobalto (Ju1. 1996-
Sept. 1998), con un promedio de 10.5 (US$/Kg).
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 95 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
.-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
TABLA N° 15 DEMANDA NACIONAL DE SULFATO DE COBALTO
Producción Cátodos EW
1994-1998 1995 - 2000 Producción Total proyectada
,..... . '.' .. Empresa (.) Ton/año Cátodos Cu
.. ¡ .' '. ".
Radomiro T omic 150.000
Collahuasi 50.000
Verado Sur 10.000
Sierra Gorda 40.000
El Salvador 25.000
El Tesoro 60.000
Cerro Colorado 3 40.000
Escondida óxido 125.000
Lomas Bayas 60.000
Otros 100.000
Total 660.000
Re!: Compendio Minería Chilena 1997
MINERA MICHlLLA SA
800,000 Ton laño 660,000 Ton laño (*) 1,460,000 Tonlaño
Pág. 96
Consumo JHJrmedio de Sulfato de Cf!baJto
o. 75 Kgíl'on Ot EW ;
ProyeCción ConsÚmo de Sulfato de C~halto ; , - , ;~
. '. .1095 ToHlaño, .
NOTA: 100% importación
PROYECTO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
US$/Ib
Co 99.3~'Ó
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
TABLA N° 16 PRECIO SULFATO DE COBALTO EN FUNCIÓN DEL
MERCADO DEL COBALTO METÁLICO
Precio Cristal Precio Sowción Precio Cristal Precio Solución
USSlKg USSlKg US$/Kg Sulfato Co USSlKg Sulfato Co
7,63 3,28 7,71 10,33
8,20 3,49 8,28 11,00
8,76 3,71 8,84 11,67
9,32 3,92 9,41 12,35
9,89 4,13 9,98 13,02
10,45 4,35 10,55 13,69
11,01 4,56 11,12 14,36
11,58 4,77 11,69 15,03
12,14 4,98 12,25 15,70
12,70 5,20 12,82 16,37
13,26 5,41 13,39 17,04
13,83 5,62 13,96 17,71
14,39 5,84 14,53 18,38
14,95 6,05 15,10 19,05
15,52 6,26 15,67 19,73
16,08 6,48 16,23 20,40
16,64 6,69 16,80 21,07
17,21 6,90 17,37 21,74
REF: lIar1ingS.A. /997
Fig. N°47 Variación del Precio del Sulfato de Co
'" 1 5
'" .. In :::> 10 W'Sf::z:ii'
5~
8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 ~ ~ n ~ ~ ~
US$llb de Co (99.3% sI LMB)
-_ •• _-----------_._------MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 97 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
TABLA N° 17 PRODUCCIÓN MUNDIAL DE COBALTO
le· _....... ... . ... ~.'.¡.,fes PrOt!'f. d .. ~. /'t!..f;, " ¡,~ dd'Total
.. ,'" Empresas (":,es~a"¡') ,; ,1995 " ,199'
Rusia 26,1% Gccamines 4146 6110
lairo 15,6% ZCCM 2934 4799
Ganada 14,1% Falconbridge 2804 3099
Finlandia 14,1% INCa 1362 1544
Noruega. 13,3% ICCI 1730 2070
Zambia 12,4% aMO 3610 4160
Otro, 4,4% Sumitomo 222 228
Total mundial 100% QNI o o
TotaJ Mundial 16808 22010
;:'::: ! :: ;:,: ,::::"
TOfr CohDbiJ i",;: Re/: Platt's Metals Wlfek 01 Feh. 1999
FIG N° 48 PRECIO DEL SULFATO DE COBALTO
... 1997· "
2808
3949
3417
1500
2250
5000
263
1453
20640
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 98 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
b.- PROCESO GLOBAL PARA OBTENCION DEL SULFATO DE COBALTO.
En los capítulos anteriores fue definido técnicamente el proceso global de la recuperación de
cobalto contenido en relaves de S.M.A. (Santa Margarita de Astillas), el cual considera las
siguientes etapas:
Repulpeo de relaves desde tranque.
Deslamado en hidroseparador.
Concentración por flotación.
Tostación sulfatante de concentrados.
Lixiviación de calcinas.
Lavado en contra corriente (DCC).
Purificación de solución PLS. (MRT Cu)
Proceso MRT Co (separación y concentración).
En las figuras N° 49, N°50 y N°51, se muestran los diagramas de flujo del proceso global,
subdividido en tres etapas principales, éstas son:
1.- Deslamado-Flotación-Espesamiento (Fig. N° 49).
2.- Tostación y tratamiento de gases (Fig. N° 50).
3.- Lixiviación, DCC y MRT Cu,Co (Fig N° 51).
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 99 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
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Fig. N° 49 DIAGRAMA DE FLUJO ETAPA REPULPEO - DESLAMADO - FLOTACIÓN - ESPESAMIENTO
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A B e D E F G H
@)
Carguío y Transporte Repulpeo Abastecimiento de agua Deslamado Clarificación Acondicionamiento Flotación Espesamiento
® AOICIÓN
D' REACTI'IIJ3
••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••
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~ ~ 25 g
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AGUA PROCESO
@) o
FIG. N° 50 DIAGRAMA DE FLUJO PROCESO TOSTACIÓN FLUIDO SOLIDO
@)
~D .U
.~"""
CAL
AGUA PROCESO
al.f al' 6~1 ~> o AIRE ~·I~>
A Inyección de aire
B Tolva de almacenamiento concentrado e Horno tostación tipo fluido sólido D Ciclón captador de polvos
E Enfriador de calcinas F Enfriador evaporativo G Lavador de gases
H Espesador de lechada de cal
Agitador lechada de cal
(i)
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••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••• 1
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Fig. N' 51 FLOW SHEET LIXNlAC/ÓN • LA VADO EN CONTRA CORRIENTE· PROCESO MRT CuiCo
PRODl./CTO FINAL
PRODUC.o""" ,",O. -.
Alimentación de calcina Lixiviación por agitación Espesamiento Lavado en contra corriente (DCC) Filtrado Adsorción - Elución Cu Adsorción - Elución Co
AGUA DE~
..... '"
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
C.- EV ALUACION ECONÓMICA PRELIl\flNAR
Como consideraciones de diseño se ha supuesto una planta con capacidad de tratamiento de
100.000 ton/año, para ser operada durante 10 años, debido a que se tendrían reservas
confirmadas demostradas no medibles de 1.000.000 Ton.
La base de datos para el cálculo de la presente evaluación es:
Capacidad de tratamiento
Período de operación
Producción
Inversión Fija
Costo operacional
Capital de trabajo
100.000 ton/año de relaves
10 años.
318 Ton sulfato de Colaño
147.344 Lb de cobre laño
2.059.144 US$
1.448.791 US$/año
362.198 US$
Luego la TABL4 N° 18, muestra los índices económicos esperados del proyecto recuperación
de cobalto contenido en relaves de S.M.A
En la TABL4 N° 19, se presenta un análisis de sensibilidad, para verificación de efectos en la
factibilidad económica del proyecto. Se puede apreciar claramente que en los casos más críticos
(Rec Co=64%, Precio Co (20% menos del promedio) = 8.4 US$/Kg, ley de cabeza Co =
0.08%), el VAN sigue siendo positivo, pero no hace atractivo el negocio pasando a ser el piso
de este proyecto. Luego la factibilidad económica, está sujeta principalmente al precio de venta
a que pueden colocarse los productos obtenidos.
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. \03 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
NGRESOS
CoSO, ~ 7 H10
CuS04 • 7 HzO
Venta de Planta
¡COSTOS DE INVERSION
Costos de Invenión
~"()STOS DE OPERAClON
Costos de Operación Anuales
Costo Capital de Trabajo
MINERA MICHlLLA S.A.
TABLA N" 18 EVALUACION ECONÓMICA
PROYECTO COBALTO
ProduccióD Anual Predo Ton/año Lb/año USSlKg US$llb
3lB 10,5
147.344 ....
Fl.QNI)
VAN \ES !li8l9.216
11R % 61\6/5
me - ~12
!VAN 3,31
Pág. 104
INGRESOS
$3.342.659
$88.407
S.
COSTOS
S2.059.144
t.'O!o.'TOS
S 1.448.791
S 362.198
PROYECTO FONTEC N' 98-1428
-• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
TABLA N° 19 ANÁLISIS ECONÓMICO PROYECTO
Base de Da/os:
Costo Operacional
Codo Inversión
Precio Sulfato de Cobalto USSIKg
Rec. Co Ley de cabeza
1%) [%]
64 0,1
69 0,1
64 0,08
69 0,08
MINERA MICHILLA S,A.
1.448.791
2.059.144
USS/año
uss
10,5 8,4
Precio Sulfato Co Ingreso por venta
USS/Kg USS/año
8,4 2.549.742
10,5 3.166.779
8,4 2.762.534
10,5 3.431.065
8,4 2.039.794
10,5 2.533.423
8,4 2.210.027
10,5 2.744.852
Pág, 105
VAN u.". T1R TRC (VAN
2.728.626 33,15 7,53 1,53
5.592.552 52,64 3,35 2,72
3.716.282 20,04 5,24 1,81
6.819.214 60,65 2,72 3,3 I
355.267 15,04 0,17
2.652.883 32,61 7,80 1,29
1.151.867 21,47 0,56
3.634.213 39,48 5,38 1,76
PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
4.- PROBLEMAS PRESENTADOS EN LA EJECUCIÓN DEL PROYECTO
Los problemas más destacables presentados en este proyecto fueron en síntesis:
• La necesidad de realizar un mayor número de pruebas que las programadas para verificar la
ruta del proceso a seguir utilizando las técnicas convencionales para la obtención del
Cobalto.
• La búsqueda de los materiales adecuados para el manejo de las soluciones y residuos
obtenidos en la etapa de tuesta y adsorción. Esto se tradujo en un aumento de los test para
definir con claridad una base de datos sustentables para el diseño de los equipos de las
pruebas piloto para el diseño industrial.
• El imprevisto presentado en la ejecución del proyecto, producto del retraso en la entrega del
material Superlig, tanto para cobre como para cobalto.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. t06 PROYECTO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
5.- CONCLUSIONES
La primera etapa del estudio (ver informe de avance N° 1), clarificaron la ruta de procesos a
seguir en la obtención del Cobalto desde los relaves de Santa Margarita de Astillas (Ver
Figuras ¡V°52 y ¡V°53).
Los resultados obtenidos de la separación del Cu-Co, hacen preveer que el uso de la resina
orgánica SI¡49 con Tecnología de Reconocimiento Molecular, sería más conveniente técnica y
económicamente que el proceso de cementación (precipitación química).
La aplicación de la tostación sulfatante, en reemplazo de una tostación alcalina c1orurante,
introduce al proceso una eficiente extracción de cobalto en esta etapa (superior a 78%), con un
mínimo de extracción de elementos contaminantes, debido a que las soluciones provenientes de
lixiviación y lavado en contra corriente (OCC), entregan una solución rica de sulfato de cobalto
de bajos contenidos en hierro, cloro y otros contaminantes « a 250 ppm).
La aplicación de la tecnología innovativa, denominada tecnología de reconocimiento molecular
(MRT), tanto para purificación de cobre como para recuperación y concentración de cobalto,
demostraron la factibilidad técnica de su aplicación industrial en el tratamiento de soluciones
complejas de CuiCo.
La factibilídad económica del proyecto recuperación de cobalto contenido en relaves de Santa
Margarita de Astillas, está sujeta principalmente al precio de venta a que pueden colocarse los
productos obtenidos (sulfatos de Co y Culo Por lo tanto, proyecciones de mercado futuro del
cobalto serán la base sustentable para la realización de este proyecto. Si se considera un precio
promedio del mercado nacional del sulfato de cobalto (10.5 US$fKg), que es lo que se ha dado
en los periodos de 1996 a 1998, hacen atractivo el negocio tal como lo muestran los parámetros
económicos (VAN 12% = US$ 6.819.206; TIR =60.65 %).
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 107 PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • MINERA MICHILLA S.A.
FIG. N° 52 FLOW SHEET RUTA DE PROCESO INICIAL PARA LA OBTENCIÓN DE
SULFATO DE COBALTO CONTENIDO EN LOS RELAVES DE S.M.A.
SE?ARACION MAGNIO:TICA
FLOTACION 0.00."
Pág. 108
c.
PROYECTO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
FIG. N° 53 FLOW SHEET RUTA DE PROCESO PROPUESTA FINAL PARA LA OBTENCIÓN DE
SULFATO DE COBALTO CONTENIDO EN LOS RELAVES DE S.M.A.
RELAVE
L---1 DCC f------------,
MINERA MICBILLA S.A. Pág. 109
MRT ADSORCIÓN
e,
CuSO ..
M.T ADSORCIÓN
CO
PROYECfO FONTEC N' 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
6.- REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
l. INTEC-CHILE," Adaptación de tecnología para la recuperación de Cobalto desde minerales
y relaves", Santa Margarita de Astillas, 1986.
2. Fuerstanau, M.C., Kuhn, M.c., and Elgillani, D.A., Trans SME-AIME. Vol. 241,1968, pág.
148.
3. Mario Sanchez M., "Tostación de Minerales", Universidad de Concepción, 1988.
4. Andrés Reghezza l., "Precipitación de Soluciones", Dirección de Investigación
Tecnólógicas y Asistencia Técnica, Universidad de Concepción, 1987.
5. A.K. Biswas, W.G. Devenport, "Extractive Metallurgy of Copper", Second Edition,
Pergamon Press, 1979.
6. Dana-Hurlbut, "Manual de Mineralogía", Segunda Edición, Ed. Reveté S.A., 1960.
7. C.B. Hill, "Metalur!,>ia Extractiva No Ferrosa", Ed. Noriega, México, 1992.
8. Sergio Arancibia S., "Aplicación de Tecnología de Reconocimiento Molecular (MRT) al
Proceso de Lix-SX-EW de Proyecto TESORO", Suptcia. Investigación & Desarrollo, Cía.
Minera Tamaya S.A., marzo 1998.
9. Brueninig R.L., Dale 1.B., lzatt N.E., Conway m. Young W., "The aplication ofMolecular
Recognition Tecnology (MRT) for the removal of impurites and recovery of metal in copper
electrorefíning and Electrowinning", Hidden Wealth Johannesburg, South African lnstitute
of Mining and Metallurgy, 1996.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 110 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
ANEXON°3
(Estudio Mineralógico y Microsonda Electrónica)
MINERA MICHILLA S.A. Pág. liS PROYEcrO FONTEC N' 98·1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
ESTUDIO JURBRALOGICO CIa. MIDRA !l'AMAYA S. A.
LA SBRBNA, OCTUBRE 1998
URlVERSIDAD DE LA SEJIElIlA FACULTAD DE INGENIERIA - DEPARTAMENTO DE MINAS
BENAVENTE 980 - CASILLA 554, FONO .204096 FAX 223350- LA SERENA
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 116 PROVECfO FONTEC N° 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
DESCRIPCION DE BRIQUETAS
R A - 2
Observaci6n 500x, en aceite.
La muestra contiene la mineralógica: ma9Deti~a, hematita, 1~nitas, oro, ~uarzo y caleitaa
siguiente pirita,
asociación calcopirita,
Magnetita: en granos anhédricos a subhédricos liberados, tambien se observan algunos cristales cúbicos, finamente diseminada en la ganga, en entrecrecLmiento simple con hematita y pirita.
Rama~i~a: en 9ranos anhedrales liberados, en cristales tabulares del tipo especularita, diseminada fina en la ganga con abundantes reflejos internos rojos, en textura r1tmica, entrecrecida con pirita y magnetita, asociada a limonitas.
Pirita. en cristales anhédricos a subhédricos liberados, diseminada fina en la ganga, entrecrecid8 con g8ng8, magnetita, hematita y calcopirita, incluida en la magnetita.
Los cristales de pirita presentan un color blanco de reflectividad que correspondería al color de ~as piritas cobaltiferas (Bravoita(Fe, Ca, Ni)S2 - cattierita COS2).
calcopirita: en granos anhedrales liberados, entre crecida con pirita, hematita y magnetita.
Limanitas: en granos aislados, asociada a hematita producto de alteraci6n.
Oro: se presenta liberados con un tamafto de 1 a Bu. Xnc1uido en la qang8 con un tamafto de 1 a 6u.
Gangaz cuarzo y calcita.
MINERA MICHILLA S.A. Pág. 117 PROYECTO FONTEC N" 98·1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
R A - 2
C05TEO DE PUNTO ELECTROHlOO
KSPECIBS MIKERALOGlCAS
1- Magnetita
2. Hematita
3. Pirita liberada
4. Pirita - Magnetita
5. Pirita - calcopirita
6. pirita - Hematita
1. Pirita - Ganga
8. Calcopirita
9. Limonitas
10 .Oro - Ganga
11. Oro liberado
12. Ganga
MINERA MI CHILLA S.A.
---------------¡ \ BIBLlOIECA _~
(lODO PTOS)
\ RELATIVO GRAlIULOME'l!RIA
Hio/Maxu i1 3.0 , 1.0
1.4 2 - 200 49
0.3 3 - 80 37
0.1 20 - 50 36
0.2 4 - 50 21
0.3 1 - 8 6
0.3
0.4
en trazas
en trazas
93 .0 ,
Pág. 118 PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
R A - 7
Observación SOOx, en aceite.
En la muestra se observan los siguientes minerales, magnetita, hemat.ita, pirit.a, calcopirita, limonit.all, oro y cuarzo
Magneti t.a , en diseminada fina y calcopirita.
cristales subhédricos a cübicos liberados, en la ganga y entrecrecida con hematita, pirita
a8ll&t.it.a. en cristales tabulares del tipo especularita, en granos anhédricos liberados, finamente diseminada en la ganga, entrecrecida con magnetita, limonita y pirita.
pirit.a: en cristales subhédricos a cübicos liberados, diseminada fina en la ganga, incluida en la magnetita, entrecrecida con magnetita, pirita, calcopirita y hematita.
Los cristales de pirita presentan color de reflectividad blanca que corresponderia al color de las piritas cobaltlferas (Bravoita(Fe, ca, Ni)S, - Cattierita Cos, ).
calcopirita. en granos anhédricos liberados y entrecrecida con pirita y magnetita.
Limonit.aa. en granos anhédricos aislados y asociada a hematita producto de alteración.
Oro, se presenta liberados con un tamaño de 1 a Bu. Incluido en la ganga con un tamaño de 1 a 6u.
Ganga: cuarzo.
MINERA MICHlLLA S.A. Pág. 119 PROVECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
R A - 1
CO\lTBO DE PtlRTO ELl!CTROlIIICO
ESPECIES MIHBRALOGICAS
lo Magnetita
2. Hematita
3. Pirita liberada
4. Pirita - Magnetita
5. Pirita - calcopirita
6. pirita - Hematita.
7. Pirita - Ganga
8. Calcopirita
9. Limonitas
10 .Oro liberado
11. Oro - Ganga
12. Ganga
~ \ ~ -"-1., ~ I~""SM. lag. Ejec. Minas
MINERA MICHlLLA S.A.
(3000 !'TOS)
\ RBLATIVO GRAlItILOMIi:TRIA
2.2 \
0.8
1.1
0.2
0.1
0.2
0.3
0.1
O ••
en trazas
en traz4S
94.8 \
Pág. 120
Mia/Ma"" JI:
2 - 200
10 - 80
10 - 100
4 - 140
1 - 10
¡ ./ I . ¡
J~~ " Geologo
('1 . \ I
61
41
50
50
7
PROYECTO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • 1I
Fig N° 54 Grano de pirita. Observación 500x.
Fig N° 55 Asociación pirita calcopirita. Observación 500x.
MINERA MIOIILLA S.A. Pág. 121 PROYECfO FONTEC N" 98-1428
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
INSTITUTO DE GEOLOGIA ECONOMICA
liNIVERSIDAI) DE CONCEPCION
ASISTENCIA TECNICA LABORATORIO MICROSONDA ELECTRONICA
Solicitante: Sra Jimena Cucurella Universidad de La Serena
Muestras a analizar: Piritas 1) Muestra RA-2
2) Muestra RA-7
Trabajo solicitado: • Análisis cuantitativo de cobalto en las piritas
INFORME OT 81/98
Condiciones analíticas: Equipo: Microsonda electrónica JEOL JXA-8600M, con tres espectrómetros dispersores de longitud de onda (WDX). Cristales dispersantes: STE, TAP, PET Y UF. Voltaje de aceleración: 20 kV Corriente del haz de electrones: 1 xi 0-7 Amperes Método de corrección: ZAF (correcciones por efectos de número atómico (l), absorción (A) y fluorescencia (F). Standares utilizados: Pirita sintética, para S, Marcasita para Fe y Co puro, para Co.
Trabajo realizado:
APLICADA
# Análisis cualitativo de detalle para identificar la presencia de Co en un grano de Pirita elegido al azar en una de las muestras a analizar. # Análisis cuantitativo.
Resultados
# Los resultados cuantitativos se expresan en forma de porcentaje en peso (parte superior de las tablas anexas), y en número de átomos por fórmula unidad (parte inferior de las mismas). Los valores deben expresarse con dos decimales en el caso de los porcentajes en peso, y con tres, en los átomos por fórmula unidad.
# Las relaciones estequiométricas se expresan en valores de proporciones atómicas, sobre la base de un total de 3ltomos por fórmula unidad (FeS2)'
# Se adjunta asimismo el resultado del análisis cualitativo orientado a la detección de Co en una pirita tomada al azar de las muestras a analizar.
Responsable del trabajo: Geol. Laura Hemández Concepción, 30 de Noviembre de 1998. ~
r
Casilla 4107. Concepción 3. Chile - Telex 260004 Teuco eL _ Teletonos: (41) 225463 - 234985 anexo 2818 - Fax: 56 41 242535
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • •
I N S TI T l! T O O E GI<:OLOGIA
Listing summary file 109
UNK
S Fe CA Ni
l. Label 1
No. No. No. No.
No.
3 5 7 2
3
53.615 47.139
0.102 0.013
PY RA-2(A) PY RA-7(J) PY RA-7(P) PY RA-2(E)
4
53.508 45.975
1.114
UNIVERSIDAf) DE CONCEPCION
PIRITAS COBALTIFERAS LA SERENA
5
53.554 46.261
0.777 0.014
No. No. No.
6
53.355 46.566
0.559
4 6 1
7
53.531 45.897
0.731
PY RA-2(C) PY RA-7(N) PY RA-2(I)
1
53.428 46.849
0.204
2
53.201 45.643 1.249
-----------------------------------------------------------------------------Total 100.869 100.597 100.605 100.481 100.159 100.481 100.093
Atom S 1.9922 1.9939 1.9948 1.9911 2.0005 1. 9928 1.9930 Fe 1.0055 0.9835 0.9892 0.9975 0.9846 1. 0031 0.9815 CA 0.0021 0.0226 0.0157 0.0114 0.0149 0.0041 0.0255 Ni 0.0003 0.0003 -----------------------------------------------------------------------------Total 3.0000 3.0000 3.0000 3.0000 3.0000 3.0000 3.0000
No. 8 : PY RA-7(O)
UNK No. 8 Mean sigma
S 53.520 53.520 0.000 Fe 47.062 47.062 0.000 Ca 0.162 0.162 0.000 Ni 0.062 0.062 0.000
Total 100.806 100.806 0.000
Atom S 1.9907 1.9907 0.0000 Fe 1.0048 1.0048 0.0000 Ca 0.0033 0.0033 0.0000 Ni 0.0013 0.0013 0.0000
Total 3.0000 3.0000
Casilla 4107, Concepción 3. Chile - Tele). 260004 Teuco eL - Telefonos, (41)225463 - 234985anexo 2818 - Fax:5641 242535
•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••
29-NOV-98 INTENSITY
(Caunts) File na. 96 Comment :ca EN PY
290. Acc. vol. 20.0 (kV)
Linear Scale
195.
1)-----
SPECT. (A) (mm)
100. f---j
1.769 123.000
0.100 mm 1.775
123.400
QUALITATIVE
LA SERENA
Smaathing No
1.780 123.800
ANALYSIS
1) CH-2 LIF
Ca
MAX 255.
MIN 112.
··1· ;. ···1·· ·~~l-'-I·~~~~~r"'-'"-'
1.786 124.200
1.792 124.600
1.798 125.000
1.803 125.400
• • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • • ,. '. • • • • • • • • • •