Por: Miguel A. Quispe, jefe de Metalurgia, y Miguel A. Gonzalez, gerente de Procesos, Pan American Silver – Mina Shahuindo.

Resumen

La mina Shahuindo es propiedad de la corporación canadiense Pan American Silver y se dedica a la extracción de oro y plata. Se considera una de las minas más destacadas en Perú en términos de seguridad, protección ambiental y producción. El proceso de la unidad se lleva a cabo a través de distintas etapas, incluyendo la lixiviación en pad (ROM), el proceso Adsorción, Desorción y Regeneración (ADR) y la refinación. Actualmente procesa 36,000 tpd. Durante los últimos tres años, la mina ha presentado una producción anual promedio de 146 Koz de oro y 218 Koz de plata.

El presente trabajo consiste en presentar la metodología realizada para la mejora de la operación dentro del pad principal, con la finalidad de afrontar los problemas debido al incremento de finos presentes en el mineral alimentado al pad.

Esta metodología contempla el incremento progresivo del blending de mineral, mejoramiento en la remoción de las celdas, disminución de altura de los lifts desde 8 a 6 metros, incremento en la realización de pruebas metalúrgicas (pruebas granulométricas, de compactación-permeabilidad y lixiviación en columnas), un mejor control de la calidad del % de finos, y una caracterización mineralógica enfocándonos en especial en las arcillas, donde como se verá más adelante en el mineral predomina en gran proporción la illita, además de contener caolinita y en algunas muestras pirofilita. 

Finalmente se presentarán los resultados obtenidos hasta el momento respecto a la disminución de encharcamientos, el incremento en las tasas de riego y, por ende, el aumento en la recuperación de oro.

Introducción

La mina Shahuindo está ubicada en el distrito de Cachachi, provincia de Cajabamba, en la región Cajamarca en el Perú (Figura 1).

Minera Shahuindo es una operación, cuya producción de oro y plata, se basa en la extracción de mineral oxidado en una mina a tajo abierto. Este mineral ROM se alimenta al pad donde por un proceso de lixiviación con solución cianurada a 350 ppm CN^- se obtiene la solución rica, esta es colectada en una poza PLS2, la cual es bombeada a 300 m aguas arriba hacia otra poza PLS1 a razón de 1,900 m³/h y, finalmente, es alimentada a la planta ADR, la cual cuenta con cinco circuitos de carbón activado con seis columnas por cada circuito. Los dos primeros circuitos tienen columnas de cuatro toneladas de carbón cada uno y los otros tres circuitos tienen columnas de cinco toneladas cada uno.

Una vez extraído el oro de la solución rica en las columnas de carbón, la solución barren pasa por unas mallas que evitan pérdidas del carbón fino en la solución (DSM) hacia unos tanques donde se realiza el make up con agua fresca y se regula la fuerza de cianuro para obtener la solución lixiviante que retornará al pad para riego.

En este proceso de lixiviación de oro, para minera Shahuindo, uno de los factores principales es la disolución del oro, cuya eficiencia se ve afectada por fenómenos hidráulicos que depende de la permeabilidad del mineral.

Esta permeabilidad, a su vez, es afectada por la cantidad de finos, debido a la presencia de alteraciones argílicas que tienen los cuerpos mineralizados, con lo que cobra importancia la búsqueda de material competente para mejorar la permeabilidad del mineral alimentado al pad, de modo que podamos seguir procesando de forma segura y eficiente todo el mineral que viene de mina.

En resumen, la planta consta de un proceso de lixiviación por cianuración y una segunda etapa, donde se realiza el proceso ADR tal como se muestra en la Figura 3.

Dentro de todo el proceso, la etapa principal, donde se beneficia el mineral, es el pad. En esta fase debemos garantizar:

ν El contacto del oro con la solución lixiviante.

ν La transferencia del oro disuelto contenido en el pad hacia las pozas.

Durante la operación de nuestro pad principal “Pad 2B”, desde el mes de agosto de 2020 hasta el mes de abril de 2021, en varias de las celdas de lixiviación se tuvieron diversos problemas de percolación viéndose reflejado en encharcamientos (pounding), esto debido a una elevada cantidad de mineral con altos contenidos de finos que se envió al pad (m200 > 22%), dado que el yacimiento empezó a presentar una gran cantidad de material fino (arcillas), pero con valores de oro.

Durante y luego de este periodo, diversas acciones operativas fueron realizadas, involucrando a las diferentes áreas como Geología, Mina, Procesos y Metalurgia reflejándose en mejoras en la operación de los pad y, reduciendo así, notablemente los problemas operativos que se tuvieron al inicio; tales como, encharcamientos en celdas, bajas tasas de riego y una recuperación menor de lo esperado.

En consecuencia, se identificó los siguientes inconvenientes:

ν Reducción de la recuperación.

ν Aparición de zonas impermeabilizadas en celdas.

ν Incremento del inventario de oro en el pad.

ν Aumento del riesgo por estabilidad, debido a agua contenida en pad.

ν Reducción de la cinética de lixiviación.

Para el 2020, en mina, el mineral del tajo Chalarina estaba terminando e iniciando el minado en el tajo Choloque y San José, donde las características de mineral presentaban una mayor cantidad de finos. Esto requirió realizar un estudio más detallado del material en base a pruebas metalúrgicas.

Por otro lado, para ver el efecto de las variables del cual depende la recuperación, se realizó el modelamiento cinético para el mineral de Shahuindo, considerando las pruebas en columna para determinar las principales variables de la ecuación.

Modelo de recuperación de oro en lixiviación

A continuación se presenta la ecuación velocidad de reacción (Robson N.):

El modelo de recuperación utilizado en Shahuindo es el resultado de la integración de la velocidad de reacción en primer orden (n=1):

Donde:

Tasa: tasa de riego (l/m²h) 

t: tiempo (h)

ρ: densidad de mineral (ton/m³) 

h: altura de lift (m)

K: coeficiente cinético operacional de lixiviación (ton/m³)

S/O: Solution/ore rate (m³/ton)

Por tanto, la recuperación va a depender del Solution ore rate, el cual debe alcanzar un valor de 1.2 m³/t para llegar a la recuperación esperada en las pruebas en columnas a una tasa de 10 l/m²h.

Por lo anterior, una buena permeabilidad es importante para el proceso donde la altura del lift, así como el porcentaje de finos, influyen directamente sobre esta variable, situación en la que se enfoca el presente trabajo.

Objetivos

ν Evitar los pounding asegurando un correcto blending de mineral a través del control de sus propiedades hidráulicas mediante pruebas de compactación – permeabilidad.

ν Controlar la permeabilidad del mineral minado correctamente caracterizado antes de ser alimentado al pad de lixiviación.

ν Conocer el comportamiento metalúrgico e hidráulico de los diferentes tipos de materiales alimentados al pad.

ν Asegurar una tasa de 10 l/m²h para mejorar la cinética de recuperación y los ciclos de lixiviación por efectos de la tasa de riego en el pad.

ν Tener un mejor conocimiento del mineral con estudios mineralógicos.

Desarrollo y colección de datos

Para poder realizar un adecuado análisis de la situación, fue necesario en primer lugar caracterizar todos los tipos de materiales que ingresan al pad de lixiviación, por lo que se tuvo que identificar los dominios geológicos con los que se cuentan en el tajo (mina). Posteriormente, ver como se encuentra el oro y la plata, tamaños de grano, así como un análisis mineralógico de los principales dominios con el fin de tener un mejor entendimiento y criterio para la realización de los blendings y su comportamiento hidráulico al ser sometidos a riego con solución lixiviante en el pad.

Dominios geológicos

En la Tabla 1, se presentan los dominios geológicos presentados en el tajo.

Presencia de oro y plata

El análisis del oro y plata se realizó por medio de microscopía electrónica de barrido – Difracción de rayos X (SEM-EDS).

El oro se presentaba solo como producto nativo. La EDS no detectó plata en los granos de oro nativo. La mineralogía argentífera incluyó los minerales de plata, acantita (Ag₂S), plata nativa (Ag), tetraedrita argentífera [(Cu,Ag,Fe,Zn)₁₂Sb₄S₁₃], haluros de plata y haluros de plata con sulfuros de mercurio. Los haluros de plata incluyeron bromargirita (AgBr), clorargirita (AgCl), iodargirita (AgI) y mezclas de haluros de plata.

El análisis mineralógico se realizó utilizando Tescan Integrated Mineralogical Analysis (TIMA). En las Figuras 6 y 7 se muestra el oro y plata con una resolución de dos micrones.

Para el caso de las arcillas se realizó una separación por sedimentación (concentración de arcillas) y posterior tratamiento con un etilenglicol y temperatura a 400 °C

Caracterización de los principales dominios geometalúrgicos

Se realizó una batería de sondajes DDH distribuido en diferentes partes del cuerpo mineralizado (Choloque y San José), considerando las principales estructuras de mineralización en el tajo. Con esto, se produjo el compósito de los dominios como muestras puras y las cuales se caracterizaron mineralógicamente. En la Tabla 2, se muestra la lista de muestras caracterizadas según litología, alteración y ubicación.

Luego de realizar el compósito de las muestras puras por cada dominio y ubicación, se hizo el análisis por difracción de rayos X al mineral bulk, dando los resultados que se muestran en la Figura 8.

Los resultados reportan presencia de cuarzo entre 45% y 87%, muscovita entre el 2% y 28% y otros componentes como illita y jarosita.

Asimismo, se realizó el análisis orientado a la mineralogía de las arcillas, cuyo resultado se presenta en la Figura 9.

Como se observa, la illita representa entre el 36% y 95% de abundancia en las arcillas contenidas en el mineral estudiado y 46% a 54% de caolinita en la arcilla contenida en el mineral cuaternario (compósitos 12 y 23).

En la Figura 10, se muestra los porcentajes de los principales minerales en los dominios mostrados en la Tabla 2.

Podemos ver como las muestras bulk del mineral analizado por el método Tima (microscopio de barrido) presenta una abundancia de cuarzo entre 45% y 88% en peso seguido de la hematita en cantidades de 2% a 17%.

Tal como se observa en la Tabla 3, en el mineral alimentado el contenido de cuarzo ha ido cayendo de 56% en 2020 hasta 45% en 2023. Por otro lado, la hematita y goetita se ha mantenido. Sin embargo, ahora se están detectando micas como annita en un 9% y Muscovita en un 5%.

Estos resultados implican la necesidad de evaluar las permeabilidades de los materiales y la utilización de mineral competente para realizar los blending y así mantener bajo control la cantidad de finos que permitan sostener un buen riego (tasa de 10 L/m²h) del pad de lixiviación. 

Permeabilidad de muestras geometalúrgicas

Para la medición de las permeabilidades en Shahuindo tenemos equipos específicos de carga – permeabilidad para diferentes p100 (1.5 pulg., 2 pulg. y 4 pulg.).

A continuación, se presentan los equipos utilizados con sus características principales:

ν Knigh piesold: 9 pulgadas de diámetro.

ν KCA load perm: 12 pulgadas de diámetro.

ν KCA load perm: 24 pulgadas de diámetro.

Se realizó la medición de las permeabilidades de todas las muestras geometalúrgicas sometidas a una carga de 90 m de mineral sobre la muestra, las que se representan en la Figura 13.

Como se puede observar, por encima de 21% de finos aproximadamente, ya las permeabilidades caen por debajo del límite (3.1x10^-3 cm/s), con lo cual se considerará como criterio principal para la recomendación de los blendings de mineral grueso/fino.

Clasificación de materiales

Para poder identificar los materiales por competencia, el área de Geología realizó la calificación, que se presenta en la Tabla 5, según la litología, alteraciones, % de finos y leyes, donde podemos observar los materiales considerados gruesos y finos los cuales serán utilizados para los blending a realizar.

La tabla de clasificación de materiales desarrollada por el área de Geología de Shahuindo, en base a una población de muestras lo suficientemente grande como para considerar una representatividad de los minerales, será la base para la realización de los blendings de los materiales alimentados al pad.

Abundancia de los dominios en mina

Una vez caracterizados los dominios en el pit, se realiza una revisión de las abundancias de estos para desarrollar una adecuada planificación en la alimentación de mineral al pad.

Tal como se observa en la Figura 14, en Choloque se cuenta con un 32% de material S2ST clasificado como un M3 (grueso o competente), 21% de SiSDH clasificado como un M2 (grueso o competente) y 18% de Si2BX clasificado como M4 (grueso o competente). Dando un total de 71% de material grueso disponible para realizar el blending de mineral con el restante que sería considerado fino.

Segregación del mineral en el pad

Reducir la altura del lift de 8 m a 6 m, para mejorar la estabilidad y reducir la segregación por tamaños con un fluffing más efectivo (3 m profundidad).

La Figura 16, muestra el lift de 8 m con una distribución de partículas cuya segregación deja poco mineral grueso disponible para el fluffing con la excavadora con un alcance de 3 m de profundidad.

Tal como se aprecia en la Figura 17, se tiene una mayor disponibilidad de material grueso para el fluffing, que ayudará a mejorar la permeabilidad a pesar de contar con un mayor % de finos promedio en el lift.

Adicionalmente, se realizó el cambio de excavadora con un brazo más profundo, el cual mejoró la profundidad de 3 m a 4 m.

Asimismo, se implementó el cambio del tractor D8 a un D10 para una mejorar la mezcla de finos y gruesos durante el empuje para la conformación de celda.

Reducción de bancos de mineral

En campo se observó partículas de mineral de gran tamaño, lo que no se podía aprovechar para mezclar con material fino.

Es por ello, que se solicitó realizar un ajuste en mina con las condiciones de voladura, de modo que pudieran mejorar la distribución, generando más gravas durante el proceso de voladura.

Se realizaron pruebas con las condiciones: que se muestran en la Tabla 6.

En la Figura 21, se presentan los resultados del p80 obtenidos para las condiciones de voladura.

Tras el ajuste en la malla de voladura, se presentaron las condiciones que se muestran en la Tabla 7.

Los resultados del p80 obtenidos para las condiciones de voladura se aprecian en la Figura 22.

Tal como se observa en Figura 23, se evidencia una reducción significativa de la bolonería (partículas mayores a 0.5 m) en el material, generando así más material grueso blendeable con el fino.

El impacto de la distribución granulométrica en la conformación del pad se puede observar en la Figura 24.

Después del ajuste de la malla y condiciones de voladura, se observó una reducción de bolonería (partículas de 0.5 – 1 m de diámetro), con lo cual se pudo aprovechar más eficientemente el material competente para poder mezclarlo con el material fino.

Presentación y discusión de resultados

Una vez conocida la clasificación de los materiales por gruesos y finos se realizó los blending en el pad.

En la Figura 25, se presenta un blending de 1/1, el cual se consideró según las pruebas preliminares en el laboratorio metalúrgico y reduciendo la altura del lift a 6 m.

Un blending de 1 se vio que no era suficiente para el control de los encharcamientos, debido a la baja velocidad de percolación por el alto contenido de finos. Por tanto, se realizó una humectación con una tasa de 4 a 5 L/m²h.

En la etapa de producción se alcanzó tasas de 7 a 8 L/m²h, sin embargo, se presentó encharcamientos por el alto contenido de finos (mayor 25%).

Posteriormente se incrementó el blending a 1.2 viendo una reducción de los charcos con una humectación de 5L/m²h.

Luego, debido a la variabilidad de la calidad de materiales en el tajo, se decidió hacer una prueba final con un ratio de 1.5 en la celda 300 como prueba.

Tal como se observa en la Figura 28, con un blending de 1.5 grueso/fino, luego de la humectación a una tasa de 7L/m²h y posterior incremento a una tasa de riego 10 L/m²h, no se aprecian encharcamientos, por lo que se recomienda mantener estos parámetros siempre y cuando se mantenga el blending en la alimentación al pad.

Luego de realizar la medición de los % de finos para diferentes ratios de blending grueso/fino, se hizo las mediciones de permeabilidad simulando una carga de 90 m de mineral en un equipo Load Perm KCA de 12 pulgadas de donde se obtuvo los resultados de la Tabla 8. 

En la Figura 29, se muestra el impacto del blending grueso/fino sobre el control de finos y, en consecuencia, con la permeabilidad del pad.

Evolución del blending, tasas de riego y área bajo riego en el pad

Como se observa en el Figura 30, se tuvo que incrementar el área de riego para poder compensar la menor tasa a pesar de que se incrementó el blending para tener bajo control el % de finos y así no afectar la producción de onzas.

En la Figura 31, se muestra el pad 2C en la actualidad con sus respectivas tasas de riego.

Como se observa, las celdas se encuentran con tasas de riego superiores a los 10 l/m²h y sin encharcamientos gracias a un buen control de finos mediante el blending de materiales de 1.5 (grueso/fino), así como por el control de las permeabilidades resultantes medidas en un equipo Load perm KC.

Conclusiones

1. El reconocimiento de los tipos de arcillas ayudó a identificar los minerales problemas desde el punto de vista mineralógico para utilizarlos como criterio para los blending en el planeamiento mina.

2. La implementación de los controles de finos en forma permanente a los minerales alimentados al pad, así como los ensayos de carga permeabilidad, fueron clave para mantener una buena permeabilidad, lo que permitió seguir operando de manera segura y sin generación de encharcamientos (punding) en el pad.

3. De las pruebas geometalúrgicas, vemos que para contenidos de finos menores a 22% se puede regar con una tasa mínima de 10 l/m²h y con una rampa de humectación recomendada de 7 l/m2h. Esta tasa debe ser evaluada constantemente en la operación ya que dependerá del tipo de material tratado, litología y alteración.

4. Actualmente, se viene alimentando al pad con un blending de 1.5, con lo cual se obtiene % de finos en un rango de 14% a 22%. Es por ello, que en el pad se realizó una prueba industrial en la celda 300, donde se valida la humectación con una tasa 7 l/m²h. No se observó encharcamiento.

5. El ratio del blending debe ser continuamente evaluado según vaya avanzando el minado, ya que puede presentarse variaciones en el % de finos para un mismo dominio y esto se puede detectar en los controles diarios del mineral que llega al pad, así como muestras de geología provenientes de las zonas del tajo que están programadas para minar.

Bibliografía

Kappes, C. 2019. Compaction Press Test Apparatus Installation and Operation Manual. Kappes, Cassiday & Associates, v. SHAH11_Manual_01, p. 21- 27.

Robson, M. 2004. An Introduction to Chemical Kinetics. John Wiley & Sons, Ltd, v. 01, p. 48.http://eprints.abuad.edu.ng/552/1/An%20Introduction%20to%20Chemical%20Kinetics%281%29.pdf (01-jun 2023).