El proceso SX-EW: cátodo de cobre a partir de soluciones de lixiviación

El proceso SX-EW —extracción por solventes seguida de electrólisis— convierte soluciones de cobre lixiviado directamente en cátodo LME Grado A sin fundir metal en ningún momento, y hoy aporta alrededor de una quinta parte de la producción mundial de cobre refinado (una participación aproximada, según reportes de USGS e ICSG). Esta guía recorre cada etapa de la ruta, desde la pila de lixiviación hasta la máquina de desprendimiento.

Conclusiones clave

• La ruta SX convierte la solución rica (PLS) en cátodo sin fundición y sin emisiones de SO₂.
• El PLS típico de minerales oxidados lleva 1–6 g/L Cu; la extracción opera en dos etapas más una de reextracción.
• La electrólisis deposita cátodo a 250–320 A/m² con 90–95% de eficiencia de corriente y pureza ≥99.99% Cu.
• Cerca de una quinta parte del cobre refinado mundial proviene de esta ruta (aproximado, USGS/ICSG).
• El diseño modular permite escalonar el CAPEX a medida que se confirma el desempeño de la lixiviación.

Qué es el proceso SX-EW

Es un diagrama hidrometalúrgico que recupera cobre de solución acoplando dos operaciones unitarias: extracción por solventes (SX) y electrólisis (EW). Es una ruta de circuito cerrado que toma la solución rica (PLS) de una pila, la purifica y concentra en mezcladores-decantadores y deposita cátodo terminado en una nave de celdas, todo a presión atmosférica y temperatura cercana a la ambiente. Y es, sobre todo, una ruta sin fundición: no necesita concentrado, ni horno de conversión, ni genera gases de SO₂.

El acoplamiento comercial se produjo a fines de los años sesenta, cuando operaciones tempranas en Arizona combinaron lixiviación ácida en pilas con los entonces nuevos extractantes de cobre. El crecimiento fue lento al principio, impulsado por minerales oxidados que la flotación no podía tratar de forma económica. Desde entonces la ruta se extendió a sulfuros secundarios, a climas tropicales en dos continentes y al Copperbelt de África central, hasta llegar a cerca de una quinta parte de la producción refinada mundial.

Para un propietario o inversionista hay tres atributos decisivos. El diagrama es modular, así que la capacidad se añade en incrementos acoplados al desempeño de la pila. El producto es cátodo LME Grado A, que se vende a precio pleno de metal sin cargos de tratamiento ni refinación. Y los insumos de reactivo y energía son partidas visibles, no los costos indirectos integrados y intensivos en capital de un complejo de fundición.

De la pila al cátodo, etapa por etapa

Etapa 1 — Lixiviación en pilas. Todo empieza en la plataforma: mineral oxidado ROM o chancado se apila sobre una base impermeabilizada, a menudo curado con ácido sulfúrico antes de apilar, y se riega con refinado —la solución pobre en cobre que recircula desde la extracción—. El ácido disuelve minerales como crisocola, atacamita y malaquita en ciclos que van de semanas a años. Los sulfuros secundarios como la calcocita se tratan igual pero dependen de oxidación bacteriana.

Etapa 2 — Manejo del PLS. La solución que drena de la pila es el PLS, típicamente 1–6 g/L Cu en minerales oxidados, y se recoge en estanque o tanques antes de la extracción. Se deja sedimentar sólidos y finos, porque los sólidos suspendidos que entran a los mezcladores aceleran la formación de crud y las pérdidas de orgánico.

Etapa 3 — Extracción por solventes. El PLS se contacta con una fase orgánica: un extractante de cobre (química de aldoxima o cetoxima) disuelto al 5–15% vol en diluyente tipo queroseno. Químicamente el extractante intercambia hidrógeno por cobre: el Cu²⁺ se une a dos moléculas de oxima formando un complejo liposoluble y se libera una cantidad equivalente de ácido al acuoso, lo que explica que el refinado que vuelve a la pila conserve poder lixiviante. Con la notación habitual E1/E2/S1, una planta de óxidos opera dos etapas de extracción y una de reextracción. En E1 y E2 el orgánico carga cobre desde el PLS y luego desde el refinado siguiendo el equilibrio que describe la isoterma; la relación de fases la fija la lógica de la relación O/A. Dos etapas no son arbitrarias: la primera absorbe el grueso del cobre con alta fuerza impulsora y la segunda pule el refinado hasta un residual bajo, lo que protege la economía de la lixiviación y recupera ácido. El orgánico cargado —con una ley que suele situarse en 2–6 g/L Cu según mineral y concentración de extractante— pasa a la reextracción, donde el electrolito de ácido sulfúrico concentrado retira el cobre a la solución y regenera el orgánico.

Etapa 4 — Electrólisis. El licor de reextracción, llamado electrolito avanzado, llega a la nave con unos 40–50 g/L Cu. El cobre se deposita sobre cátodos permanentes de acero inoxidable con bordes biselados, suspendidos entre ánodos de base plomo tipo Pb-Ca-Sn. La densidad de corriente es de 250–320 A/m², la eficiencia de corriente de 90–95% y se dosifican pequeñas cantidades de guar para mantener el depósito liso y denso. El cobalto se mantiene en 100–200 mg/L para proteger los ánodos y suprimir su corrosión. El electrolito gastado, ya con 30–40 g/L Cu y 150–180 g/L de H₂SO₄ libre, vuelve a la reextracción.

El producto. Tras 6–7 días de deposición, las láminas se desprenden mecánicamente de las placas de acero, se muestrean y se flejan. Las plantas bien operadas producen cátodo de ≥99.99% Cu, que califica como LME Grado A: producto listo para mercado sin refinación posterior.

Parámetros típicos del diagrama

La tabla reúne los parámetros que más se citan en las revisiones de diseño. Son rangos típicos, no garantías: cada yacimiento los desplaza.

Dos comprobaciones cruzadas merecen énfasis. Primera: las etapas de extracción deben diseñarse contra la isoterma medida, no contra una curva de proveedor de otro mineral. Segunda: el balance de agua —lluvia, evaporación, recirculación de refinado y purgas— determina cuánta impureza tolera el lazo cerrado antes de que la calidad del electrolito se degrade. Una tercera comprobación se refiere al comportamiento de las impurezas: la extracción es selectiva pero no perfecta; el hierro pasa débilmente al orgánico, el cloruro y el nitrato siguen la fase acuosa, y todo lo que se disuelve en la pila se acumula donde el lazo recircula.

Por qué se elige frente a la fundición y dónde se usa

Sin SO₂ ni obligación de planta de ácido. Fundir concentrados sulfurados genera dióxido de azufre que debe capturarse y convertirse en ácido, exista o no mercado local. El SX-EW usa ácido sulfúrico como reactivo en lugar de producirlo como residuo, y la nave no emite nada comparable.

Se adapta al mineral, no al calendario de la fundición. Muchos recursos grandes son óxidos o sulfuros secundarios que la flotación recupera mal. La lixiviación en pilas con SX-EW los habilita directamente, y la lixiviación asistida por bacterias de la calcocita extiende la misma lógica al territorio sulfurado.

CAPEX modular y por fases. Una fundición es una inversión de todo o nada medida en miles de millones. Una planta SX-EW se construye con módulos repetibles —pila, estanques, trenes de mezcladores-decantadores, secciones de nave— dimensionables para unos miles de toneladas al año y ampliables a medida que la pila demuestra su desempeño.

Economía de energía y producto. La ruta de concentrado gasta energía en moler hasta finura de flotación y luego en refundir; la ruta hidrometalúrgica chanca, lixivia, bombea y deposita. La electrólisis consume típicamente 1.9–2.3 kWh por kg de cobre catódico, la mayor partida energética de la ruta, pero no hay horno, ni convertidor, ni lazo de refinación detrás.

Los límites son igual de reales: la calcopirita primaria sigue siendo mala candidata para lixiviación ambiental en pilas, la producción sigue la cinética de lixiviación y no el calendario de la fundición, y cargas de impurezas muy altas complican el control del electrolito. La comparación es específica de cada yacimiento, no ideológica.

Dónde se usa. Chile sigue siendo el mayor productor con diferencia: los depósitos oxidados del Atacama y el desierto norte anclaron el crecimiento, y la biolixiviación de sulfuros secundarios extendió la vida de operaciones mayores. Perú le sigue con operaciones de óxidos en su franja sur. Zambia y la República Democrática del Congo forman el segundo gran núcleo: el Copperbelt centroafricano alberga mineralización oxidada y de calcocita donde la lixiviación es a menudo la única ruta económica, y la capacidad congoleña creció más rápido que la de cualquier otra región en las últimas dos décadas. Estados Unidos, centrado en Arizona y estados vecinos del suroeste, fue la cuna de la tecnología y aún opera capacidad significativa. México, en particular Sonora, completa el grupo principal.

Para un inversionista, el patrón a notar es que el cobre hidrometalúrgico tiende a ser contracíclico frente a la economía de fundición: cuando caen los cargos de tratamiento, los vendedores de concentrado ganan menos, mientras los operadores cuyos minerales se prestan a lixiviación quedan aislados de esa negociación.

Siete errores operativos, el equipo crítico y los costos

La mayoría de las alteraciones del proceso remiten a una lista corta de errores evitables:

1. Ignorar las variaciones de ley del PLS: la lluvia diluye, la mezcla de minerales cambia la ley y el envejecimiento de la pila la empobrece lentamente. Un circuito diseñado sobre una sola isoterma oscilará; el escalonamiento, la flexibilidad de O/A y la filosofía de control deben cubrir un rango.
2. Dejar que hierro y manganeso se acumulen en el electrolito: el hierro transporta carga y deprime la eficiencia de corriente; el manganeso se oxida en el ánodo formando permanganato y MnO₂, ataca el reactivo orgánico y degrada el cátodo. Fierro férrico por encima de unos pocos g/L y cualquier acumulación sostenida de manganeso exigen una estrategia de purga.
3. Tratar el crud como molestia y no como caso de diseño: el crud interfacial —sílice, arcillas, precipitados y productos de degradación— recubre medios, cortocircuita la sedimentación y se lleva orgánico con el refinado.
4. Permitir arrastre de orgánico a la nave: el orgánico arrastrado con el electrolito avanzado se incorpora al depósito y deja manchas, huecos y riesgo real de plomo elevado en el cátodo. El control se hace aguas arriba con diseño de decantadores, coalescedores y limpieza de electrolito, y se verifica monitoreando orgánico en el electrolito de retorno a nivel de ppm.
5. Perseguir tonelaje a costa de la eficiencia de corriente: empujar la densidad de corriente más allá de lo que la calidad del electrolito soporta genera dendritas, cortocircuitos y pérdidas por recombinación. Una eficiencia que resbala de 95% hacia los bajos 90 convierte electricidad en calor.
6. Subestimar el control de niebla ácida: la evolución de oxígeno en los ánodos aerosoliza ácido sulfúrico por toda la nave. La niebla sin control corroe equipos y la exposición crónica es un pasivo serio de higiene industrial.
7. Dosificar aditivos sin disciplina: el guar alisa los depósitos y el cobalto protege los ánodos, pero ambos exigen dosificación medida y verificada. El exceso de guar vuelve frágil el cátodo y ensucia el circuito orgánico.

El equipo que define el desempeño son tres familias. Los mezcladores-decantadores, donde se ganan o pierden los servicios de extracción y reextracción: tamaño de gota, tiempo de residencia y geometría del decantador fijan transferencia de masa y arrastre. Las celdas de electrólisis y sus internos: celdas de concreto polimérico alineadas y niveladas a tolerancia milimétrica mantienen honesta la geometría de electrodos, y la calidad del ánodo —Pb-Ca-Sn colado con estructura de grano controlada— determina cuánto cobalto necesita realmente el electrolito. Y la tecnología de cátodos y ánodos: los cátodos permanentes de acero inoxidable desprendidos por máquinas automáticas dan acabado superficial consistente sin mano de obra de láminas madre. La instrumentación une todo: detección de interfaz en decantadores, analizadores de orgánico en refinado, monitoreo de caudal y temperatura por celda y registro de datos de rectificadores que permite correlacionar eficiencia de corriente con química. Una planta que ve arrastre, ley y electrodos en corto casi en tiempo real corrige en turnos; una que espera ensayos mensuales corrige en meses.

Costos ilustrativos (datos de planificación por orden de magnitud para una planta de óxidos; no son oferta ni estimación de un sitio específico):

La forma de leer la tabla es como silueta, no como número: la electricidad de electrólisis y el arrastre de reactivos dominan el OPEX controlable, mientras el CAPEX es más sensible a la ley del PLS —que dimensiona los trenes de SX— y a la capacidad de reserva que se compre para las variaciones de ley. Dos semanas de banco y una campaña estructurada de isotermas moverán estas cifras más que cualquier estimación de escritorio.

Preguntas frecuentes

¿Qué ley de cobre en el PLS se puede tratar de forma económica?

La mayoría de las operaciones de óxidos trabaja entre 1 y 6 g/L Cu. Por debajo de ~1 g/L el bombeo y el tamaño del tren de SX crecen más rápido que el valor del metal, así que los proyectos recurren a ciclos de lixiviación mayores o aceptan recuperaciones más lentas. Por encima de ~6 g/L la restricción pasa a la capacidad de orgánico y al dimensionamiento de la reextracción.

¿Qué eficiencia de corriente debe alcanzar una nave bien operada?

Una nave disciplinada mantiene 90–95% de eficiencia de corriente a 250–320 A/m². Las pérdidas van a reducción de férrico, recombinación y cortocircuitos, así que una caída de incluso 3 puntos porcentuales merece investigarse en el análisis del electrolito antes de culpar a los rectificadores.

¿Por qué se agrega cobalto al electrolito de electrólisis?

El cobalto a unos 100–200 mg/L baja el sobrepotencial anódico lo suficiente para proteger los ánodos Pb-Ca-Sn de la corrosión, prolongando su vida y manteniendo el plomo fuera del cátodo. Es un costo químico pequeño que protege dos partidas grandes de capital: los ánodos y la calidad del cátodo.