Procesos Mantos Blancos

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Dra. Ingrid Gacés M./Universidad de Antofagasta

INDUSTRIA DEL COBRE

MINERA MANTOS BLANCOS

3.1 GENERALIDADES

La Empresa Minera de Mantos Blancos S.A., con su División Mantos Blancos, opera las minas y plantas de beneficio de Cobre de Mantos Blancos, ubicada a 45 Km al noreste de Antofagasta, a corta distancia de la carretera que une esta ciudad con Calama y Chuquicamata, vea mapa ubicación Figura N°3.1. Este yacimiento conocido desde 1913 estuvo inexplorado durante 40 años, debido a la irregularidad de la mineralización y a la falta de un método apropiado para extraer económicamente el cobre contenido en los minerales de atacamita de baja ley.

FIGURA N°3.1: Ubicación geográfica de la Empresa Mantos Blancos, a 45 Km al noreste de Antofagasta, sobre el Trópico de Capricornio. Mineral conocido desde 1913.

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En el año 1979 habiéndose detectado suficientes reservas de minerales sulfurados, se decide la construcción de una concentradora para una capacidad de 120.000 ton mes, que entra en operaciones en 1981. Esta planta fue ampliada en 1985 y 1993, actualmente la planta mensualmente trata 350.000 ton de súlfuros de cobre.En Noviembre de 1995 se puso en marcha el proyecto, que contempló el uso de extracción por solventes y electro-obtención (SX/EW), para el tratamiento de los minerales oxidados, cuyo principal objetivo es disminuir costos de operación y obtener un producto de mayor calidad (cobre electrolito).

El yacimiento de cobre y plata de Mantos Blancos está encajado en una secuencia de rocas volcánicas ácidas de edad triásica. La mineralización corresponde a cuerpos irregulares de óxidos y súlfuros de cobre con contenidos importantes de plata. Los minerales de cobre oxidado, con predominio de atacamita y crisocola, se presentan comúnmente en la zona superior de los cuerpos de súlfuros o asociados a zonas de fallas y de fracturamiento intenso.Los súlfuros de cobre presentes en el yacimiento son calcosina, bornita, calcopirita y covelina, con predominio de los dos primeros. Estos se presentan como cuerpos irregulares de forma lenticular subparalelos a la estratificación, con una zona central-superior de alta ley en calcosina y bornita. En su parte inferior-lateral, con dimensiones variables de baja ley, se presenta bornita y calcopirita, y en los límites externos de ésta una zona de pirita que ocasionalmente puede estar asociada con calcopirita.

En 1959 se inició la explotación con una mina rajo abierto para extraer sólo minerales oxidados. En 1974, se iniciaron los primeros trabajos de minería subterránea en el sector Sorpresa, posteriormente, en 1978 se descubrió el sector principal de minerales sulfurados, denominado Nora Marina. En 1988, se reinició el uso del método Sublevel Stopping con Long Blast Hole, en los cuerpos mineralizados más profundos por ser más productivo y más seguro.A partir de 1994 se inicia la expansión de sus operaciones, con el Proyecto Santa Bárbara, que consiste en la expansión de la operación minera actual, la que combina los distintos rajos existentes y la mina subterránea, en un gran rajo. Las dimensiones finales del rajo Santa Bárbara, serán de 2600 m de largo, por 1300 m de ancho, con una profundidad de 504 m.

En 1993 se aprobó el proyecto rajo Santa Bárbara, que contempla la extracción de 637 millones de toneladas de roca total, las que se dividen en 43 millones de ton de mineral óxido, 64 millones de ton de mineral súlfuro y 530 millones de ton de estéril.

El método de explotación usado en la mina subterránea es el Sublevel Stopping con tiros de gran diámetro, aplicable sólo a mineral súlfuro. Este método es altamente productivo, poco selectivo en cuerpos irregulares, requiere una menor preparación de desarrollo y presenta mayor seguridad tanto para personas, como equipos.En 1996 se extrajeron 1.500.000 toneladas de mineral súlfuro, con una ley de 1,27 % en Cobre insoluble y se removieron 346.000 toneladas de estéril.

3.2 GEOLOGÍA

3.3 EXTRACCION MINERA

3.3.1 mina rajo abierto

3.3.2 mina subterránea

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FIGURA 3.2: Diagrama esquemático que presenta la dirección que toma el mineral oxidado y sulfurado extraído de la mina, para ser procesado.

3.4 PLANTA DE TRATAMIENTO DE MINERALES SULFURADOS

La Planta de súlfuros beneficia 11.500 toneladas métricas por día, con leyes promedio de 1,15% de cobre y 0,25% de cobre oxidado soluble y 17 gramos de plata por tonelada. El mineral proveniente de las minas es reducido de tamaño en la etapa de chancado grueso y fino, logrando un producto de 96% bajo ¼', que luego es alimentado a cuatro molinos de bolas, tres unidades Marcy un Allis Chalmer. Existe un quinto molino que es alimentado con material ya molido de los tres molinos Marcy. La pulpa de mineral molido a un tamaño de 50% bajo 74 micrones, es

3enviada a Flotación Rougher, compuesta por once celdas de 1500 pies . En una primera etapa, se realiza la concentración de súlfuros incluyendo una flotación primaria en celdas convencionales, remolienda del concentrado y posteriormente la flotación de limpieza columnar. La cola del circuito Arena es bombeada junto con el material fino de la cola rougher, hasta el circuito de flotación óxidos,

3compuesta de 20 celdas de 500 pies , cuya cola final es enviada a planta de relaves. La flotación de limpieza se realiza en una celda columna cilíndrica de 10 pies de diámetro y 40 pies de altura. La cola

3de la columna pasa a flotación Scavenger en tres celdas de 1000 pies el concentrado obtenido pasa a remolienda y el relave al primer banco de flotación rougher óxido.

El concentrado final obtenido en la columna contiene 38 a 45% en cobre y 500 gramos de plata por 2toneladas. Este concentrado es espesado y luego filtrado en dos filtros de banda horizontal de 12 m

cada uno.2

El relave final es clasificado, espesado y filtrado en tres filtros de banda horizontal de 100 m cada uno. De esta forma se logra recuperar sobre el 80% del agua utilizada en la etapa de flotación, lo que

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3conlleva a un consumo de agua fresca de 0,40 m /ton métricas de mineral tratado en el concentrador, constituyendo uno de los consumos de agua fresca más bajos conocidos para este tipo de planta concentradoras. Producto de lo anterior, el tranque de relaves en tamaño es comparativamente más pequeño que los utilizados tradicionalmente.Dado que el mineral sulfurado, contiene una cantidad importante de cobre oxidado, éstos se tratan mediante una flotación sulfidizante, que produce concentrados con 15% de cobre oxidado, los cuales son espesados y enviados directamente a las instalaciones de una planta de lixiviación v flotación ácida, L.F, donde son sometidos a un proceso de lixiviación por agitación con ácido sulfúrico concentrado en cuatro agitadores. Con el objeto de recuperar el cobre sulfurado que trae el concentrado óxido, la pulpa lixiviada es flotada en un circuito de flotación ácida Rougher y Scavenger,

3 3compuesta por una celda del tipo Jameson de 80 pies y celdas convencionales de 50 pies . El concentrado obtenido es espesado v almacenado para su posterior transporte.La cola de flotación sigue el circuito de desimpregnación en contracorriente, CCD, donde es enviada a los espesadores. La solución cúprica del rebalse, es enviada a los procesos hidrometalúrgico de la planta de óxidos, mientras que la descarga de borras y arenas van a descarte a la pampa.

FIGURA Nº3.3: Vista de las celdas de flotación de la planta de súlfuros.

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FIGURA Nº3.4: Diagrama que representa las etapas que sigue el mineral proveniente de la mina, y que es procesado para obtener cátodos de cobre y concentrado de cobre, como productos terminales de la Minera Mantos Blanco.

3.5 PLANTA DE TRATAMIENTO DE MINERALES OXIDADO

3.5.1 Chancado y aglomeraciónEl mineral proveniente de mina es reducido en un chancador primario Allis-Challmer de 36” y 42” x 65”. Este producto es enviado por correas transportadoras a la planta de chancado fino de óxidos donde el material es reducido de tamaño.El proceso de aglomeración tiene por objetivo aumentar la velocidad de cinética de reacción y además aglomerar partículas muy finas. Este proceso se realiza en dos tambores paralelos donde el producto contiene alrededor del 13% de humedad, estos tambores tienen una velocidad de agitación de 6,4 r.p.m., con un ángulo de inclinación de 5º, sus dimensiones son de 8,2 m de largo y 2,7 m de diámetro.La etapa de aglomeración está diseñada para tratar 4.000.000 toneladas secas por año de mineral, con un contenido promedio de cobre soluble de 0,87 %.El proceso de aglomeración utiliza ácido sulfúrico fresco y refino, para proporcionar la humedad requerida al mineral de lixiviación que entra a las bateas.

FIGURA Nº 3.5: Diseño de la planta de chancado primario, en que se tratan los minerales proveniente de la mina.

3.5.3. Lixiviación en bateas3 Las dimensiones de las bateas son de 20 m de ancho, 20 m de largo y 7 m de alto con una capacidad de 830 m .

Para la cantidad tratada en el proceso de aglomeración se necesitan de 12 bateas. Una de las modificaciones que se le han hecho a este proceso, es el tipo de flujo que se utiliza (actualmente paralelo) y la división en dos etapas.El núneral aglomerado es contactado con una solución de lixiviación intermedia (IS) y posteriormente con refino como solución lixiviante.En la etapa de lixiviación intermedia se contacta el mineral fresco aglomerado con una solución intermedia que se ha producido en la etapa de lixiviación con refino. Con esto se obtiene una solución resultante que es la llamada solución rica (PLS), La etapa siguiente es de clarificación o remoción de sólidos, producto de que la solución ha tratado mineral fresco recién aglomerado, implicando el contenido de grandes cantidades de sólidos finos. El refino proveniente de la operación de extracción por solventes es usado para una lixiviación secundaria del mineral, obteniéndose así la solución intermedia y ripios finales. Por esto la disolución de cobre se produce en la fase de lixiviación intermedia y la recuperación de cobre es maximizada por la lixiviación con refino. Los ciclos promedios para el proceso de lixiviación en bateas son:Carguío de Bateas 7.0 Hrs.Primer Avance 0.5 Hrs.Lixiviación en Solución 42.0 Hrs,Lixiviación con Refino 42.0 Hrs.

Drenaje de Bateas 6.0 Hrs.Descarga de Bateas 10.0 Hrs.Mantención de Bateas 1.0 Hrs. Tiempo Total 108.5 Hrs.

COBRE Y MEDIO AMBIENTE


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3.5.2. LixiviaciónLos minerales de cobre que se lixivian son principalmente crisocola y atacamita, las reacciones químicas que describen la disolución de estos minerales son:

Lixiviación de Crisocola:

CuO SiO H O + H SO == CuSO + SiO + H O2 2 2 4 4 2 2

Lixiviación Atacamita:

CuCl 3Cu(OH) + 3H SO == 3CuSO + CuC1 + 6H O2 2 2 4 4 2 2

FIGURA Nº 3.6: Diseño de la Planta de chancado secundario, en que se tratan los minerales proveniente del chancado primario.


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3.6 PLANTA L.F.

Entre 15% y 20% fluctúa la ley de cobre del concentrado de óxido que se produce al procesar los relaves del proceso de flotación de Sulfuros. Esto se envía a la planta de óxido donde es espesado hasta un 45% de sólido.La pulpa espesada es impulsada por gravedad a la planta L.F. donde es lixiviada por agitación con ácido sulfúrico en dos estanques durante dos horas, para disolver el 98% del cobre contenido en el concentrado. Los ripios de lixiviación por agitación presentan súlfuros de cobre, debido a esto, la pulpa lixiviada es conducida a un banco de celdas de flotación donde los súlfuros son recuperados y enviados al espesador final. La pulpa de las celdas es impulsada luego al circuito CCD, aquí el cobre es separado de los sólidos en un circuito de espesadores que opera en contracorriente. En el último espesador el residuo es llevado por impulso a un estanque de traspaso, desde donde es impulsado al tranque de relaves de la concentradora. El rebalse del primer espesador se dirige a la etapa de clarificación, donde se une con la solución rica de lixiviación en bateas. El último espesador CCD, es alimentado con agua fresca para lavar los sólidos. Esta agua es la principal reposición a la planta de óxidos y debe ser monitoreada cuidadosamente. Un exceso en esta reposición causa un desequilibrio difícil de resolver en el circuito de lixiviación en bateas y extracción por solventes. Un déficit puede provocar un aumento de las pérdidas de cobre, a través de los residuos del circuito CCD.

FIGURA Nº3.8: Vista de la Planta LF - CCD

3.7 CLASIFICACIÓN

3.8 bEXTRACCIÓN POR SOLVENTES

3.9 ELECTRO OBTENCION

Las soluciones lixiviantes cargadas con cobre que vienen de la operación de lixiviación en batea, contienen cantidades importantes de sólidos finos. Estos sólidos deben de removerse antes de la etapa de extracción por solventes.Se han incluido dos reactores clarificadores Eimco de 4,8 m de alto y diámetro de 15 m, para poder controlar el contenido de sólidos de la alimentación que va a extracción por solventes. Estos equipos están disecados para controlar el contenido de sólidos cuando hay condiciones de sólidos v finos variables.La reparación del flujo hacia los equipos es realizada uniformemente, el flujo máximo que puede tratar

3es de 600 m /h cada uno.En función de la densidad de la pulpa en la zona de reacción, se descartan los sólidos sedimentados en los clarificadores, la densidad de la pulpa dentro de la zona se mantiene desde 10 a 30 g.p.l. El mayor flujo relativo de decantados que es recirculado atrapa los sólidos variables contenidos en los flujos que ingresan. Una opción para ayudar a la operación es la adición de una pequeña dosis de floculante en la tubería de entrada. esto es antes que se bifurque la línea de PLS que alimenta a los clarificadores. La zona de reacción cuenta con un agitador de velocidad variable que permite diferentes grados de agitación de la pulpa.La adición de floculante del tipo Magnafloc 351 y descarte de decantados se realiza a través de control automático.

En esta operación de extracción por solventes, la solución rica en cobre que viene de la lixiviación se contacta en contracorriente e íntimamente con una oxima aromática disuelta en kerosene de alto punto de inflamación, adecuado para la extracción por solventes. Esta operación se realiza en un equipo de gran tamaño llamado “mezclador-decantador”.En la etapa inicial de mezcla existe una transferencia de masa selectiva de cobre desde la fase acuosa (PLS), a la fase orgánica (oxima aromática + kerosene) aquí se produce la extracción del cobre desde PLS.El sentido de la reacción química se puede invertir mediante el contacto de la fase orgánica, con una solución fuerte de ácido sulfúrico. Con ese fin el cobre es descargado o re-extraído de la fase orgánica al mezclarse con el electrolito pobre de la nave de electro-obtención. El cobre es transferido nuevamente hacia la fase acuosa obteniéndose un electrolito rico que es la alimentación pura al proceso de electro-obtención.

·Extracción:CuSO + 2RH == R Cu + H SO4 2 2 4

CuCl + 2RH == R Cu + HCl2 2

·Re-extraction:R Cu + H SO == CuSO + 2RH2 2 4 4

R: Representa al extractante

En la etapa de purificación y recuperación. El electrolito rico que proviene del circuito de extracción por solventes alimenta al circuito de electro-obtención.





La reacción de electro-obtención es realizada en celdas electrolíticas altamente resistentes al ácido, construidas de concreto y contiene múltiplos pares de ánodos constituidos por una plancha laminada de aleación de plomo, calcio y estaño, los cátodos están constituidos de una lámina de acero inoxidable. Existe un ánodo más que cátodos, para depositar el cobre uniformemente por ambos lados del cátodo.La evolución de oxígeno en la superficie del ánodo genera una neblina ácida altamente corrosiva y nociva en la parte superior de las celdas, para minimizar esto, se ponen múltiples cepas de bolitas de polipropileno sobre la superficie de la celda de electro-obtención para estimular la coalescencia de las pequeñas gotas del electrolito. Otro problema asociado a la liberación de oxígeno es el desprendimiento de escamas de óxido de plomo, que se depositan en el fondo de la celda, por esto se realiza una detención periódica y limpieza total de la celda para minimizar la contaminación del producto final de cobre con plomo.El cobre se deposita sobre los cátodos permanentes en un ciclo nominal de 7 días. Al final del ciclo de depositación, los cátodos se retiran de la celda, de 19 por vez, y se envían a la máquina lavadora y despegadora de cátodos. En la etapa de lavado los depósitos de cobre son lavados con agua caliente para remover algún remanente de electrolito u otro contaminante que pueda adherirse a la superficie del cobre. Posteriormente los depósitos de cobre se remueven mecánicamente de los cátodos permanentes, mediante operación de despegue, estos depósitos se apilan, pesan y enzunchan. La lámina madre se devuelve a las celdas de electro-obtención para un nuevo ciclo de depositación de cobre. Los cátodos obtenidos de este proceso tienen una pureza de 99,99% de cobre.

FIGURA Nº3.9: Vista de la Planta de molienda primaria y secundaria



FIGURA Nº3.10: Vista dgeneral la Planta de chancado

FIGURA Nº3.11: Vista de la Planta de aglomeración



FIGURA Nº3.12 Vista de la s bateas de Lixiviación

FIGURA Nº3.13: Vista de la extracción del mineral agotado la Planta de lixiviación.



FIGURA Nº3.14 Vista de la preparación del terreno para recoger las soluciones lixiviadas, y pilas de lixiviación, dump leach, en la cual se observan las soluciones lixiviadas.



FIGURA Nº3.15: Vista de la la Planta de extracción por solvente, SX

FIGURA Nº3.16: Vista de la Nave de Electroobtención, EW



Informe Técnico Mantos Blancos 1996

3.10 REFERENCIA

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