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Magíster en Ciencias, Mención Geología. Geólogo / Geoquímica de metales preciosos y metaloides en depósitos de sínter silíceo: Implicancias en la incorporación de elementos a fases silíceas Los depósitos de sínter silíceo están compuestos por rocas sedimentarias químicas, ricas en sílice, formadas por el sobre enfriamiento de un fluido alcalino clorurado de pH neutro. Su ocurrencia está asociada a zonas de up-flow de sistemas geotermales y a los niveles superficiales de depósitos epitermales de oro-plata de baja sulfuración. En el sínter se reconocen difernetes grados de cristalinidad de la sílice, junto con variados minerales accesorios que co-precipitan a partir del fluido hidrotermal. Además, diversas especies metálicas pueden ser incorporadas a la matriz silícea. A pesar de que se han registrado diversas concentraciones geoquímicas en el sínter, la relación entre los grados de cristalinidad de la sílice y los enriquecimientos/empobrecimientos en metales preciosos y metaloides no ha sido bien estudiada. Para estudiar la posible relación entre las fases silíceas y las concentraciones de especies metálicas a nivel traza, se investigó el depósito de sínter del campo geotermal de Puchuldiza en el Altiplano del norte de Chile, el cual presenta concentraciones metálicas en el fluido hidrotermal y en los depósitos de sínter y paleo sínter (asociado a fuentes termales inactivas). En esta investigación se combinaron análisis de difracción de rayos X, de microscopía electrónica de barrido (SEM) y de espectrometría de masas por plasma inductivamente acoplado utilizando ablación láser (LA-ICP-MS); para determinar los grados de cristalinidad y minerales accesorios, definir las micro-morfologías de cada fase de sílice y cuantificar la geoquímica en cada fase, respectivamente. En el depósito de sínter de Puchuldiza se reconoce una secuencia diagenética completa para las fases de sílice (ópalo A, ópalo A/CT, ópalo CT y cuarzo), entre fases amorfas hasta micro cristales de cuarzo, con valores del Full Width at Half Maximum (FWHM) variables entre 9.52-0.11 º2Ɵ. Las fases amorfas exhiben morfologías formadas por micro esferas de sílice de 1 a 6 μm, con superficies lisas y concentraciones promedio de Au de 0.23 ppm, Ag 0.74 ppm, As 133-10809 ppm y B 328-3015 ppm; las fases intermedias presentan micro esferas de superficies rugosas-hojosas de 5 a 20 μm con concentraciones promedio de Au de 13.47 ppm, Ag 46 ppm, As 274 ppm y B 65.6 ppm. Finalmente, las fases cristalinas se caracterizan morfológicamente por micro cristales de cuarzo sin orientación, con concentraciones promedio de 22 ppm de Au, 46 ppm de Ag, 11.2-28.4 ppm de As y 58 ppm de B. El grado de cristalinidad de las fases silíceas presenta una marcada correlación con el enriquecimiento en metales, las fases amorfas están enriquecidas en metaloides y las fases cristalinas en metales preciosos. Factores deposicionales durante la formación del sínter como la aglomeración de nano-micro esferas de sílice y la co-precipitación de minerales accesorios favorecerían la incorporación de especies metálicas a las fases amorfas. Posteriormente, factores post deposicionales como los cambios morfo-cristalográficos de las fases de sílice promoverían la incorporación de metales preciosos como oro y plata, y su aglomeración en fases maduras; por lo que la transición diagenética de la sílice se considera preponderante en el tipo de enriquecimiento de metales en depósitos de sínter silíceo. El bajo orden cristalográfico de la fase amorfa de ópalo A coincide con los valores previamente publicados para El Tatio. Esta característica sería una propiedad común de los sínter emplazados en el Altiplano, producto de la posible influencia ambiental en la precipitación de sílice y de la incorporación de especies metálicas a nano escala.

Tesis para optar al grado de Magíster en Minería / Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas / A nivel mundial existe una gran preocupación por el abastecimiento de ciertos elementos químicos en particular, grupo que el departamento de energía de Estados Unidos ha denominado Elementos energéticos críticos (ECE, por su sigla en inglés) y que son claves para el desarrollo de tecnologías energéticamente eficientes. Si a este fenómeno se agrega la necesidad en Chile de diversificar su industria minera es válido preguntarse si el país puede jugar un nuevo rol en el abastecimiento de estos elementos. Para comprender lo que el mundo considera como Elementos Críticos Energéticos se consideró diversas publicaciones estatales de los países de Europa, China, Estados Unidos y Japón. A partir de éstas, y tomando en cuenta criterios de niveles de riesgo y el comportamiento del mercado en el largo plazo se determinó que a nivel mundial los ECE son Neodimio, Disprosio, Europio, Galio, Indio, Itrio, Telurio, Terbio. Definido lo que el mundo considera como ECE, se evaluó en cuál de estos ocho elementos Chile posee un potencial para participar en el mercado como un oferente competitivo. Para esto se consideró los recursos geológicos del país asociados a sus principales yacimientos como también los desechos obtenidos en las planta de beneficio de las principales operaciones del país. Se determinó que si bien existe un potencial para Neodimio, Disprosio, Europio, Terbio e Itrio estos no logran ser competitivos con lo que actualmente ocurre a nivel mundial, por su parte para Galio e Indio simplemente no existe evidencia de que Chile posea un potencial asociado y por último el caso del Telurio es el más interesante pues Chile prácticamente no participa del mercado sin embargo más del 90% del Telurio producido a nivel mundial se obtiene de los barros anódicos de Cobre. Analizando en profundidad el mercado del Telurio queda en evidencia que Chile posee un enorme potencial y la competitividad del mercado está fuertemente controlada por quienes producen barro anódico y por lo tanto Chile, como principal productor mundial de Cobre y el segundo país del mundo con mayor capacidad de refinería electrolítica, posee una oportunidad que no ha aprovechado. Esta oportunidad se fortalece fuertemente cuando se considera avanzar en la cadena de valor de productos o compuestos de Telurio y se desprende que Codelco, por ser el dueño del barro anódico, es el candidato más adecuado a desarrollar la iniciativa. Finalmente más allá de los resultados obtenidos para los ECE se considera que la metodología de prever el desarrollo de mercados incipientes es de gran ayuda para avanzar en el desarrollo del país, hacer de su industria minera una más diversificada y aportar a que Chile deje de ser exportador de materia prima y haga uso de ésta para desarrollar la industria y la tecnología local.

Los yacimientos de Cu de la Cordillera de la Costa de la Región de Antofagasta, denominados depósitos “Tipo Manto” o “estratoligados de Cu” se encuentran hospedados en las rocas Jurásicas de la Formación la Negra. Éstos constituyen la tercera fuente fundamental de Cu en Chile, además de poseer concentraciones subordinadas de Ag, de la cual poco se sabe respecto de su incorporación y distribución. Factores tales como la estructura cristalina, los límites de solubilidad de Ag en los distintos minerales, la saturación de los fluidos parentales, la especiación, e incluso factores climáticos, pueden influir en la incorporación de Ag en otros minerales o en la cristalización de minerales de Ag. En esta memoria, combinando análisis de espectrometría de masa de ionización secundaria (Secondary-Ionization Mass Spectrometry, SIMS) y microsonda electrónica (Electrón MicroProbe Analysis, EMPA) se estudió la incorporación de Ag, y otros elementos en traza, en los sulfuros de Cu y Cu-Fe, calcopirita, bornita, covelina y calcosina, provenientes de los depósitos Mantos de la Luna, Susana-Lince y Mantos Blancos, actualmente considerado un depósito tipo pórfido pero históricamente considerado el mayor estratoligado. Se determinó que los sulfuros que presentan mayores concentraciones de Ag, y otros elementos en traza, son la bornita y la calcopirita de grano fino. Las bornitas medidas contienen 81,1 a 730 ppm de Ag con promedios de 432,15 ± 19,34 ppm de Ag, mientras que las calcopiritas incorporan de 0,61 a 2211 ppm de Ag con promedios de 321 ± 33,32 ppm de Ag. La calcosina por su parte, presenta concentraciones entre 0 y 827 ppm, alcanzando un promedio de apenas 31,24 ± 371 ppm de Ag. La forma de incorporación corresponde en la mayoría de los casos a solución sólida donde la plata se incorpora a los sulfuros de Cu con la sustitución Ag+1 = Cu+1,pudiendo ser una sustitución simple o una sustitución acoplada con As, Te y/o Sb, del tipo:Ag+ + Sb+3 + ((2As-1 ),Te-2 ) = Cu+ + Fe+3 + S-2 Ag+ + (As+3Sb+3) + Te-2 = Cu+ + Fe+3 + S-2, donde el estado de oxidación del As está sujeto a la fugacidad de O del medio. En el caso de las calcopiritas y calcosinas se presentan microinclusiones (<2 µm, <10 µm respectivamente) con concentraciones de Ag superiores a los 975 ppm, con lo cual se marca un límite de incorporación de Ag en calcopirita. Las inclusiones pueden corresponder a Ag nativa (Ag0 ) o a algún mineral de Ag, por ejemplo la acantita Ag2S (Ag+1). Además, en las calcosinas, se observan inclusiones de fases ricas en I y Ag, probablemente iodargirita, mineral típico de climas áridos, además de una alteración a fases cloruradas en los bordes y fracturas, correspondientes a atacamita. La presencia de estas inclusiones incluso en el centro de los granos de calcosina indica contemporaneidad para su génesis. Las fases cloruradas, junto con la presencia de I indican aportes salinos externos al sistema convencionalmente propuesto. El origen de estos aportes corresponde a salmueras que ascienden gracias a la existencia de fallas de basamento sísmicamente activas que interactúan con la roca caja, concentrando metales y generando el depósito actual de atacamita y calcosina, en algunos casos con inclusiones de iodargirita. En base a esto, se concluye que, en concordancia con lo planteado por Reich et al. (2008), la alteración supérgena no marca su fin con el cambio en las condiciones climáticas a hiperáridas, sino que, es un proceso actual y que no requiere de la presencia de aguas meteóricas.

El objetivo de este trabajo consiste en evaluar un caso de negocio que permita la explotación y aprovechamiento de los barros anódicos que produce Codelco y que no son procesados hasta oro y plata electrolíticos. De esta manera, se determina el mejor negocio para la empresa considerando la comercialización de barros anódicos excedentes o la venta de productos refinados derivados de su procesamiento. Para lo anterior, se entrega información acerca del mercado de los barros anódicos y de la situación actual de las plantas de procesamiento de Codelco, en materia de costos, capacidad de producción y principales vulnerabilidades. En el estudio se parte realizando una revisión del mercado en el cual se transa el barro anódico y los productos refinados como oro y plata, con la finalidad de dimensionar el potencial del negocio. Se entrega una visión a nivel mundial acerca de la producción y consumo de los productos a ofrecer y las consideraciones que se deben tener en cuenta para la comercialización de estos productos. En segundo lugar, se procede a describir los procesos productivos utilizados en el procesamiento del barro anódico hasta metales preciosos y se revisa la tecnología disponible en el mundo para luego proponer una alternativa de inversión que sustente la estrategia de crecimiento. Posteriormente, se realiza un análisis del medio externo e interno que permite identificar los factores externos que afectan el mercado donde se desenvuelve el negocio y se identifica los factores claves dentro de la empresa que le permitirían lograr ventajas competitivas sustentables en el tiempo. Finalmente, se evalúa económicamente el proyecto de procesamiento de barro anódico hasta metal doré y oro y plata electrolíticos para obtener los parámetros de rentabilidad de las distintas alternativas. Se comparan las alternativas de vender los barros anódicos excedentes al mercado (alternativa base) y la de procesarlos internamente hasta producir metal doré (alternativa 1) o productos refinados como oro y plata electrolíticos (alternativa 2). Adicionalmente, se evalúa la conveniencia de continuar procesando excedentes de barros anódicos de División Codelco Norte o División Salvador en la planta de Metales Nobles de División Ventanas. Como conclusión se encuentra que la alternativa de vender metal doré u oro y plata electrolíticos es más rentable que comercializar los excedentes de barro que no son procesados en Codelco, invirtiendo en equipos con tecnología de punta. Se concluye, además, que es más conveniente seguir operando a plena capacidad la planta de Metales Nobles de Ventanas, procesando barros producidos en Codelco Norte, a diferencia de los barros de Salvador, que debido a sus elevados niveles de impurezas y alto contenido de cobre, tienen un elevado costo de procesamiento en la planta de Metales Nobles de División Ventanas, lo que hace más atractiva la opción de venderlos en el mercado.

Busca aplicar el proceso de segregación para recuperar metales preciosos (Ag y Au) de los relaves de flotación que corresponden a los relaves de flotación de la planta concentradora de la mina Sayapullo, provincia de Cajabamba, departamento de Cajamarca, Perú. En el relave, los elementos Au y Ag se encuentran asociados a los minerales del grupo tetraedrita, pirita y ganga (sílice), presentadose estos dos últimos en alto porcentaje. La tecnología del proceso de segregación comprende cuatro etapas fundamentales: el mezclado, consistente en la homogenización de los reactivos con el minera, el peletizado, para formar pellets de aproximadamente 1.0 cm. de diámetro, la segregación propiamente dicha y la recuperación de Ag y Au por flotación. Se realizaron 30 pruebas experimentales utilizando la misma granulometría del mineral; mezclándose con coke y sal de malla -20 +48. Se calentaron temperaturas comprendidas entre 650º C y 470º C, variando el tiempo desde 25 a 75 min. Las pruebas se llevaron a cabo en tres reactores de acero inoxidable obteniéndose recuperaciones de oro en un 73.8% y plata 64.0%. Se determinó los factores óptimos de segregación para el relave estudiado: temperatura 710º C, tiempo 45 min., R (coke/sal) 1.3, y sal 1.0% en peso del mineral. El relave estudiado por tener alto contenido de pirita y de sílice flota conjuntamente con los elementos valiosos dando concentrados de plata y oro con leyes bajas. Para mejorar la recuperación se recomienda tostar el relave y agregar al mineral óxido de cobre cuando el porcentaje de Cu es menor que 0.12%. El estudio realizado demuestra que es factible la aplicación del proceso de segregación a relaves de flotación, por lo que se recomienda continuar con el estudio extendiéndose a otros relaves y minerales de baja ley contenidos de oro y plata, a fin de estudiar con mayor detalle los parámetros y mecanismos de reacción y poder aplicar a nivel industrial para beneficio de minerales, debido a que el Perú es un país eminentemente minero. / Tesis

The present study focuses on the characterization of solid-liquid extraction techniques for the separation and preconcentration of rare-earth elements and precious metals. We developed an impregnated resin with di (2-ethylhexyl)phosphoric acid (D2EHPA) in order to separate rare-earth elements / Els treballs realitzats es centren en la caracterització de sistemes d’extracció sòlid-líquid per a la separació i preconcentració de terres rares i metalls preciosos. Amb aquest objectiu es varen avaluar diferents resines quelants, majoritàriament disponibles comercialment, per a la separació i recuperació de metalls preciosos, així com la seva aplicació a processos en columna utilitzant llits de resina fixos. També s’inclou la caracterització del procés de separació d’itri i neodimi mitjançant una resina impregnada amb dissolvent