Lixiviación: rutas, parámetros de diseño y selección de equipos

La lixiviación recupera 70–85 % del cobre en un óxido típico con ácido sulfúrico diluido y 85–92 % del oro en un circuito CIL bien operado, y por eso ancla la mayoría de los diagramas hidrometalúrgicos. Las cuatro rutas industriales —tanque agitado, pilas, oxidación a presión y bioolixiviación— se distinguen por su ajuste al mineral, sus parámetros de diseño y su estructura de costo.

Puntos clave

  • La ruta sigue a la mineralogía: el cobre óxido se disuelve en ácido; los sulfuros refractarios y el oro ocluido necesitan oxidación previa.
  • El tanque agitado compra recuperación con CAPEX; la pila compra toneladas con bajo OPEX por tonelada.
  • Densidad de pulpa, P80 y tiempo de residencia se compensan entre sí; solo el ensayo fija el equilibrio.
  • El control de Eh y la dosis de oxidante gobiernan los circuitos de cianuro y cloruro más que la fuerza del ácido.
  • Confirme cada número con bottle roll y columna antes de pedir tanques o impermeabilización.

Qué es y dónde se ubica

Es la etapa que pone un reactivo acuoso en contacto con mineral chancado o molido para disolver el metal objetivo mientras la ganga queda atrás. Va entre conminución y recuperación: primero se dimensiona la partícula, luego se disuelve el metal, y el licor cargado se clarifica y se trata por carbón, extracción por solventes, cementación o electroobtención.

PLS: licor que sale de la disolución con 0.5–3 g/L de cobre o 1–10 mg/L de oro. Su ley y su perfil de impurezas, no la ley de cabeza, dimensionan la sección de recuperación. Tanque agitado: contacto en pulpa de mineral fino, reactivo y a veces aire u oxígeno en recipientes agitados con deflectores, a 30–45 % de sólidos y 12 horas a varios días de residencia; maximiza recuperación por tonelada al mayor capital de las cuatro rutas. Bioolixiviación: oxidación microbiana con bacterias acidófilas como Acidithiobacillus ferrooxidans y Leptospirillum ferrooxidans, en pilas o reactores de ambiente a 80 °C; la ruta más lenta pero la más barata para metales que ni el ácido ni el cianuro alcanzan.

La consecuencia práctica es que el equipo es una actividad aguas abajo: la mineralogía y la química del reactivo fijan residencia, demanda de gas y materiales, y de ahí salen tanques, liner, sopladores y espesadores. A cada ruta corresponde una pregunta con número: qué residencia y transferencia de gas se garantizan en el tren de tanques, qué caudal de drenaje y vida de liner se garantizan en la pila, y qué grado de oxidación se garantiza en el autoclave.

Las cuatro rutas industriales

Tanque agitado y CIL-CIP. Mineral molido a P80 de 45–106 µm se contacta como pulpa de 35–45 % de sólidos en tanques con agitación mecánica, habitualmente con revestimiento de caucho o 316L. En oro el reactivo es cianuro de sodio diluido a pH 10.5–11 con carbón activado en los mismos recipientes (CIL) o aguas abajo (CIP); el tanque se especifica por residencia y transferencia de oxígeno, y el de CIL además por manejo de carbón y diseño de cribas. La misma arquitectura sirve para cobre óxido, uranio y laterita de níquel atmosférica con ácido sulfúrico. Residencia de 12–48 h, la mayor recuperación y el mayor capital.

Pilas. Mineral chancado a P80 de 12–50 mm, o ROM si la permeabilidad lo permite, se apila sobre un pad impermeabilizado, se cura con ácido o cianuro y se riega a 5–15 L/h/m². La disolución toma semanas o meses y la recuperación es 10–25 puntos menor que en tanque sobre alimentación comparable, pero el capital por tonelada anual es una fracción del de tanque. Se especifica por integridad del liner, calidad de aglomeración e inventario de solución, no por impulsores.

Oxidación a presión (POX/HPAL). La pulpa reacciona con oxígeno a 180–230 °C y 0.3–3.5 MPa en un autoclave con clad de titanio o revestido de plomo, oxidando pirita y arsenopirita para liberar oro ocluido, o disolviendo laterita de níquel en ácido a 245–270 °C (HPAL). Residencia de 30–120 minutos y oxidación casi completa: recuperaciones de oro refractario de 92–97 % donde la cianuración sola extraería menos de la mitad. El precio es el mayor capital, una planta de oxígeno y un problema de materiales que empequeñece a las demás rutas.

Bioolixiviación. Cultivos mesófilos o termófilos oxidan sulfuros secundarios de cobre (calcosina, covelina) o concentrados refractarios finos en pilas de ambiente a 45 °C, o en reactores de 45–80 °C para concentrados. Los ciclos van de 60 a 500 días, lo que limita el rendimiento por hectárea, pero el costo de reactivo es esencialmente ácido y aire. Gana donde el mineral responde a oxidación pero el proyecto no soporta la economía de POX.

Qué ruta corresponde a su mineral

Deciden cuatro propiedades en este orden: mineralogía del cobre o asociación del oro, consumo ácido de la ganga, ley y tonelaje. Con la mineralogía correcta el resto encaja; si se adivina, ningún equipo rescata el diagrama.

Tabla 1 — Comparación de rutas (rangos típicos, a confirmar por ensayo)

Ruta Mineral P80 de alimentación Recuperación CAPEX Impulsor de OPEX
Lixiviación ácida en tanque Cu óxido, U, Ni laterítico atmosférico 45–106 µm 70–85 % Cu Alto Ácido 15–45 kg/t, energía 20–35 kWh/t
CIL/CIP Au, Ag libres 45–75 µm 85–92 % Au Alto NaCN 0.4–1.2 kg/t, cal, pérdidas de carbón
Pilas Cu óxido y sulfuro secundario, Au de baja ley 12–50 mm o ROM 60–75 % Cu, 60–80 % Au Bajo Ácido 5–25 kg/t, bombeo, operación de pad
Oxidación a presión Au refractario (pirita/arsenopirita), Ni laterítico HPAL 45–75 µm 92–97 % Au Muy alto Planta de O2, ácido, materiales de alta presión
Bioolixiviación Calcosina, covelina, concentrado refractario 6–25 mm (pila) o 38–53 µm (reactor) 70–85 % Cu Bajo–medio Ácido, aire, ciclo largo de pad
  • Cobre soluble en ácido sobre 70 % del total y consumo de ganga bajo unos 50 kg/t: gana el tanque ácido a cualquier tonelaje.
  • El mismo mineral bajo 0.7 % Cu y sobre 5 Mt/a: gana la pila pese a la menor recuperación, si drena libre; arcillas sobre 15 % suelen descalificar la pila salvo aglomeración cuidadosa.
  • Oro libre con menos de 20 % ocluido en sulfuros: gana CIL; la oxidación a presión sería capital gastado en nada.
  • Más de 60 % del oro ocluido en pirita o arsenopirita: la cianuración sola recupera menos de 50 % y el pretratamiento es obligatorio; POX gana sobre 1.5 Mt/a de equivalente concentrado o con leyes altas, y bioolixiviación gana en operaciones menores o remotas sin planta de oxígeno.
  • Cobre dominado por calcosina y ácido ya disponible en sitio: gana la bioolixiviación de pilas chancadas, porque consume el ácido ocioso y evita moler toda la tonelada a 75 µm.

Cuando dos rutas quedan a pocos puntos de recuperación, el desempate lo dan el balance de agua, el clima y la logística del pad, no la química. Dos factores de sitio pueden anular el veredicto mineralógico: el agua —un circuito de tanques consume y descarga mucho más por tonelada, lo que favorece la pila en desiertos y exige pozas de tormenta dimensionadas con registros de varias décadas en climas monzónicos— y el clima, porque las pilas de bioolixiviación se detienen bajo unos 5 °C y las de cianuro en climas helados requieren calentamiento o campaña estacional.

Parámetros de diseño

Cinco parámetros determinan recuperación y costo, y están acoplados: cambiar uno obliga a mover al menos otros dos.

Tabla 2 — Parámetros de diseño, unidades y rangos típicos

Parámetro Unidad Rango Efecto principal
Densidad de pulpa (tanque) % sólidos p/p 35–45 Residencia por volumen de tanque; bombeo y potencia
Residencia (tanque/CIL) h 12–48 Meseta de recuperación frente a número de tanques
Residencia (POX) min 30–120 Número y tamaño de compartimentos del autoclave
P80 (tanque) µm 45–106 Liberación y velocidad de disolución frente a molienda
P80 (pila) mm 12–50 Permeabilidad frente a superficie expuesta
Temperatura (ácido/cianuro) °C 20–45 Cinética y consumo de reactivo
Temperatura (POX/HPAL) °C 180–270 Grado de oxidación y clase de materiales
Eh (cianuro) mV vs Ag/AgCl −100 a +150 Velocidad de disolución del oro; demanda de oxígeno
Eh (ácido férrico) mV vs SHE 450–650 Relación Fe³⁺/Fe²⁺; velocidad de lixiviación de calcosina
Consumo de ácido (Cu óxido) kg H2SO4/t mineral 10–50 OPEX directo y carga de neutralización
Oxígeno disuelto (CIL) mg/L 4–8 Eficiencia del cianuro y carga de carbón

El acoplamiento importa más que cualquier número aislado. Subir la pulpa de 38 % a 45 % en un circuito de cobre óxido aumenta el rendimiento por recipiente cerca de 15 %, pero acorta la residencia efectiva, eleva la viscosidad hasta cambiar la velocidad periférica del impulsor y puede costar 2–4 puntos de recuperación si no se rehace la residencia. Moler de P80 106 µm a 53 µm sube la recuperación 3–8 puntos pero puede duplicar la participación de la molienda en el OPEX. En cianuro, un oxígeno disuelto bajo 4 mg/L frena la disolución más de lo que cualquier dosis de reactivo puede compensar, y por eso el diseño de aspersión pesa más que el tamaño del tanque en minerales marginales. En pilas el acoplamiento pasa por la aglomeración: los finos ciegan la permeabilidad, baja la uniformidad del riego y la solución se cortocircuita a los drenes de pie, con la pérdida visible meses después.

Reactivos, problemas recurrentes y costos

El reactivo fija los materiales, el balance de agua y la mitad de la operación, así que se decide antes que el recipiente. Ácido sulfúrico diluido (5–50 g/L) es la base para cobre óxido, uranio y níquel laterítico atmosférico: barato, no selectivo, y su consumo lo fijan los carbonatos de la ganga —malaquita y azurita lo consumen útilmente, la caliza lo consume todo—; los circuitos corren a 20–45 °C en equipo con caucho o 316L y su principal pasivo es el sarro de yeso donde el licor se calienta o concentra. Cianuro alcalino (pH 10.5–11, NaCN 0.3–1.5 g/L) es selectivo para oro y plata y tolera casi toda la ganga, pero exige pH estricto para evitar HCN, manejo del sangrado de cobre y zinc y detoxificación de relaves; complejos cobre-cianuro sobre 1,000 mg/L de Cu erosionan recuperación y eficiencia y suelen justificar SART. Sistemas de cloruro (100–250 g/L Cl⁻ con oxidante cúprico o férrico) son la ruta emergente para calcopirita, el mineral que peor disuelve el ácido: operan a 30–100 °C y prometen alta recuperación, pero son corrosivos y todavía con riesgo de escalamiento.

Seis problemas explican la mayoría de los reclamos de recuperación y costo. La recuperación que cae 2–5 puntos en el primer año suele venir de molienda que se engruesa por desgaste de revestimientos, transferencia de gas bajo diseño o mineral más refractario: rehaga bottle rolls con el P80 actual, sondee oxígeno disuelto y reconstruya la residencia antes de culpar al reactivo. El consumo de cianuro y cal que sube 30 % indica cobre reactivo o ganga carbonosa preg-robber: instale sangrado SART y mida el índice de preg-robbing por zona. El sarro de yeso y jarosita que pierde 30 % del área de flujo en meses exige márgenes de sobresaturación y limpieza por intervalo fijo. La pila que no percola —ley de PLS que se derrumba, solución desigual a los drenes— señala migración de finos o aglomeración insuficiente: detenga el apilado, audite la aglomeración y solo suba el caudal de riego después de reescarificar la superficie. La pérdida de integridad del liner obliga a activar el plan de detección de fugas y corregir el equipo de apilado que causó la perforación. Y la espuma y oleaje tras un cambio de mineral se corrigen bajando temporalmente 3–5 puntos la pulpa y recalificando el diseño de canaletas: el punto de 40 % de sólidos que funcionó con el primer cuerpo mineral casi nunca sirve para el segundo.

En costos indicativos por tonelada de mineral tratado: tanque ácido 15–45 kg/t de H2SO4 y 20–35 kWh/t; CIL 0.4–1.2 kg/t de NaCN, 1–3 kg/t de cal, pérdidas de carbón de 20–50 g/t y 25–40 kWh/t; pila de cobre 5–25 kg/t de ácido y 3–8 kWh/t más 0.1–0.3 USD/t de amortización del liner; oxidación a presión 0.2–0.35 t de O2 por tonelada de concentrado, 45–70 kWh/t de concentrado, con la planta de oxígeno en 15–20 % del CAPEX de proceso; bioolixiviación 2–10 kg/t de ácido y 5–15 kWh/t. El CAPEX de proceso, en dólares de 2025 y sin costos del propietario ni infraestructura, ronda USD 10,000–18,000 por tonelada anual de mineral en tanque ácido o CIL de 1–3 Mt/a, USD 1,500–4,000 en un pad con chancado y apilado, y USD 25,000–45,000 por tonelada anual de concentrado en POX con planta de oxígeno.

Dos verificaciones mantienen honestos estos números: el precio del ácido puesto mueve el ranking del cobre óxido más que cualquier opción de diagrama —duplicarlo puede poner la pila delante del tanque en minerales con 10–15 kg/t de diferencia—, y las cifras de energía de POX son por tonelada de concentrado, no de mineral, con una relación de conversión típica de 5–10 % de la tonelada mina.

Preguntas frecuentes

¿Cuál es la diferencia entre CIL y CIP?

Ambos son circuitos de cianuro con carbón activado; cambia dónde está el carbón. En CIL el carbón está en los tanques de lixiviación, así que la adsorción ocurre mientras el oro se disuelve, lo que conviene a minerales preg-robber o de disolución lenta. En CIP la disolución termina primero y el carbón adsorbe en un tren separado aguas abajo. CIL usa más inventario de carbón; CIP suele necesitar más volumen total de tanque.

¿Cuándo vale la pena la oxidación a presión?

Cuando más de la mitad del oro está ocluido en sulfuros y el recurso es lo bastante grande o rico para amortizar autoclave y planta de oxígeno: habitualmente sobre 1.5 Mt/a de equivalente concentrado o reservas de varios millones de onzas. Bajo esa escala, bioolixiviación o molienda fina con cianuración suelen dar mejor retorno. El punto de decisión es simple: si la alimentación oxidada recupera 90 % o más y la no oxidada menos de 60 %, la oxidación se paga; la pregunta es qué ruta soporta el tonelaje.

Si su mineral queda entre dos rutas y los números siguen abiertos, envíe leyes de cabeza y consumo ácido de ganga; devolvemos recomendación de ruta con recuperación, consumo de reactivos y dimensionamiento indicativos. Criterios de proceso en la base de conocimiento y terminología en el glosario.

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