MINERALES, Edición 264
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EDITORIAL MINERALES: UNA NUEVA ETAPA Luis Sougarret Seitz
ARTÍCULOS TÉCNICOS 5
EFECTOS DEL BALANCE FÍSICO EN LA PROYECCIÓN DEL PRECIO DEL COBRE Patricio Pérez Oportus
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CAVING PERFORMANCE THROUGH INTEGRATION OF MICRO-SEISMIC ACTIVITY AND NUMERICAL MODELLING AT DOZ – PT FREEPORT INDONESIA Enrique Rubio, Daulat Napitupulu
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LIXIVIACIÓN DE SULFUROS DE COBRE DE BAJA LEY HOSPEDADOS EN UNIDADES ANDESÍTICAS ALTERADAS: UN ESTUDIO GEOMETALÚRGICO TIPO S. Helle, B. Varela, O. Jerez, U. Kelm y M. Pincheira
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EVALUACIÓN EXPERIMENTAL DE LA CAPACIDAD DE RETENCIÓN DE PB Y CU EN ZEOLITAS DE QUINAMÁVIDA, VII REGIÓN, CHILE S. Helle, O. Jerez, F. Matus, U. Kelm
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RATE OF REDUCTION OF LIQUID COPPER WITH H2(G)/ N2(G) GAS MIXTURES Tanai Marín
REVISTA MINERALES Edición 264 • octubre de 2008 DIRECTORIO Presidente: Luis Sougarret S. Vicepresidente: Manuel Zamorano S. Director Tesorero: Manuel Viera F. Director Secretario: Ricardo Simian D. Directores: Sergio Demetrio J., Leopoldo Contreras C. (Past President), Andrzej Zablocki D., Arnaldo Velásquez N., Carlos Correa F., Enrique Giovo M. y Alfonso Quintana M. NÚCLEOS (presidentes) Iquique: Jorge Olivares M. (jolivaresm@123mail.cl) Antofagasta: Jorge Muñoz del Pino (jorge.o.munoz@bhpbilliton.com) El Loa: Roberto Freraut G. (rfreraut@codelco.cl) El Salvador: Juan Montes A. (jmontes@salv.codelco.cl) Copiapó: Anton Hraste C. (ahraste@sernageomin.cl) Vallenar: Hector Mery C. (hmery@cmh.cl) La Serena: Luis Ledezma C. (ledezmaaraya@hotmail.com) Santiago: Hugo Guzmán Q. (hguzmanq@hotmail.com) Saladillo: Jorge Castillo M. (jorcast@codelco.cl) Aconcagua: Francisco Calaf G. (fcalaf@cenizas.cl) O`Higgins: Gastón Díaz C. (gdiaz@codelco.cl) Punta Arenas: Guillermo Aguirre S. (gaguirre@mag.enap.cl) Cimm T&S S.A.: Rubén Cerda P. (rubcerda@cimm-tys.cl) Concepción: Jaime Alvarez M. (jalvarez@udec.cl)
ENTREVISTA 48
AUGUSTO MILLÁN: UNA VIDA RICA EN EXPERIENCIAS
INFORMACIÓN IIMCH 52
COMISIONES DE TRABAJO INICIAN ACTIVIDADES CON FUERTE IMPULSO
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Presentación Premio al Afecto Minero SANTIAGO JORQUERA GÓMEZ
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58° Convención Anual del IIMCh: LA MINERÍA TUVO SU CITA CUMBRE EN COPIAPÓ
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Núcleo La Serena – IV Región ACTIVIDADES PRIMER SEMESTRE 2008
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IIMCH FIJA SU MIRADA EN EL BICENTENARIO PARA SU 59ª CONVENCIÓN ANUAL
DISEÑO: Patricia Sougarret A. IMPRESIÓN: Xxxxxxxxx
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Préstamos de estudio: EL IIMCH Y SU PERMANENTE APOYO A LA EDUCACIÓN
INSTITUTO DE INGENIEROS DE MINAS DE CHILE Encomenderos 260, of. 31, Las Condes Teléfono (56) (2) 586 2545 / Fax (56) (2) 586 2548 Contacto: instituto@iimch.cl / www.iimch.cl
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SOCIOS 2008
DIRECTOR REVISTA: Santiago Jorquera G. GERENTE IIMCh: Enrique Miranda S ASISTENTE EDITORIAL: Gabriel Moyano L. PERIODISTA: Joaquín Ruiz FOTOGRAFÍA: Lorena Meléndez AUSPICIOS: María José Martínez P. SECRETARIAS: Ximena Maureira B. y Carmen Orellana V.
Todos los derechos intelectuales quedan reservados. Las informaciones de la revista podrán reproducirse siempre que se cite su origen. Las opiniones expresadas por los autores no representan necesariamente el de la revista.
MINERALES
UNA NUEVA ETAPA Con la llegada del año 2008, muchas novedades se arrimaron a nuestro querido instituto. La primera de ellas –y la más evidente– fue el inicio de la gestión de la nueva directiva, que desde enero está desarrollando múltiples tareas con miras a fortalecer la presencia y liderazgo del Instituto en el sector minero. Entre las diversas tareas que el Instituto está realizando se incluye la re-edición de la revista Minerales, la publicación que hoy tiene en sus manos. Queremos que Minerales sea una publicación que verdaderamente sea un aporte a cada socio, una “puesta al día” sobre qué hacemos. Y para comenzar esta “puesta al día” hemos incluido algunas de las noticias más relevantes generadas en los últimos seis meses por el IIMCh, los que pueden leerse en la primera parte de esta publicación, llamada precisamente “IIMCh al día”. También nos pareció importante incluir importantes noticias del año pasado pero cuya vigencia se mantiene, como es el caso de la 58ª Convención Anual, y las distinciones otorgadas en este importante evento, realizado en Copiapó. Pero Minerales siempre se caracterizó por tener una sección de trabajos técnicos. Y esta vez no será la excepción. Ofrecemos en este número cuatro interesantes aportes técnicos de socios que colaboraron en la confección de este número, y cuya participación es un claro testimonio que sobre minería aún hay mucho que decir. Y como novedad hemos desarrollado una encuesta que está publicada en www. iimch.cl. La idea es que puedan responderla, así conoceremos sobre qué contenidos desean encontrar en la revista, o bajo qué formato quisieran que se edite. Pueden enviarnos esta encuesta con sus respuestas al IIMCH a través de un fax o a través de un correo electrónico a instituto@iimch.cl Esperamos sinceramente que este nuevo formato de revista sea de su agrado. Es una nueva etapa de nuestra querida y legendaria revista Minerales, un esfuerzo del Instituto dedicado especialmente a quienes dan vida a esta noble institución: ustedes, queridos socios y colegas.
Luis Sougarret Seitz Presidente IIMCh
Artículo Técnico
Efectos del Balance Físico en la Proyección del Precio del Cobre Patricio Pérez Oportus
Este documento propone un modelo de proyección que examina el rol del balance físico (oferta – demanda) en la estimación del precio del cobre. Se utiliza la metodología de corrección de errores propuesta por Engle & Granger (1987). Se concluye que en el largo plazo un exceso de oferta de 1% provoca una caída en el precio real del cobre de un 1.79%, mientras que en el corto plazo no se observan efectos significativos de esta variable. Sin embargo, variables como el tipo de cambio, el diferencial de tasas de interés y la producción industrial ajustada por los inventarios en bolsa cumplen un importante rol en la determinación del precio de corto plazo. Así, dependiendo del comportamiento que siga la moneda estadounidense, el modelo arroja que el precio nominal del cobre podría alcanzar un máximo de $US 395.7 centavos en 2008.
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Introducción El cobre es importante para nuestro país, es el principal producto exportado –alrededor del 55% del total de exportaciones corresponden a cobre1–, y aporta significativamente a los ingresos fiscales. En efecto, la tributación por parte de las 10 principales mineras privadas (10-GMP) locales superó los US$6.000 millones, mientras que el aporte de Codelco al fisco fue cercano a los US$7.900 millones2. Gracias a lo anterior, las cuentas nacionales en 2007 anotaron un superávit fiscal de US$ 14.453 millones, que en términos de PIB representó el 8.7% de éste3. Monto histórico, pues constituye la cifra más alta en los últimos 20 años. La evolución futura del precio del cobre es tema de discusión permanente y reviste un particular interés para la autoridad, los inversionistas, los agentes y en general para todos los chilenos. La autoridad está preocupada de obtener las mejores estimaciones de un precio de largo plazo, pues varios componentes de los ingresos fiscales se ajustan automáticamente de acuerdo al comportamiento que siga el precio del cobre, dado el funcionamiento de la regla de superávit estructural. Codelco, por su parte, le interesa contar con buenas estimaciones de un precio del cobre que les permita evaluar sus inversiones. Por último, un precio del cobre de corto plazo, aquel que se deduce del balance físico, permite enviar una señal correcta a los agentes respecto de cuál será el desempeño de la economía chilena. Por lo tanto, contar con buenas esti-
maciones del comportamiento futuro del precio del cobre es clave para la economía chilena, de modo que intentar una modelación que involucre variables fundamentales y otros factores exógenos al mercado es una tarea que reviste un particular interés. Sin embargo, la volatilidad a la que se ve expuesto hace que su predicción sea un ejercicio bastante exigente y no exento de errores. Este documento está organizado en cinco secciones. Luego de esta introducción, la segunda sección describe los datos usados para la construcción del modelo de proyección del precio del cobre. La tercera sección presenta un modelo econométrico y describe la metodología utilizada en su construcción. En la cuarta sección se realiza un ejercicio de proyección del precio para el periodo 2008 – 2012. Finalmente, la quinta sección presenta las conclusiones de este trabajo.
Los Datos Para la construcción del modelo de precios se utilizan datos anuales de distintas fuentes. Desde la base de datos de Cochilco, se obtienen las series del precio nominal del cobre (PCOBRE) medida en dólares americanos, el consumo mundial (CONS) y la producción mundial de cobre (PROD), desde el año 1976 a 2006. Con estas series se construye la variable balance (BLC), que corresponde al cuociente entre la producción y el consumo de cobre. Esta variable es un reflejo de los excesos de oferta que se podrían observar en el
mercado del cobre y se espera que tenga signo negativo. Para las demás series, se toma el mismo intervalo de años. El índice de precios al por mayor (IPM_USA) se obtiene del Bureau of Labor Statistics, el que se utiliza para deflactar el precio nominal del cobre. Para la actividad mundial se considera el índice de producción industrial de las economías de la OECD (IOECD), el que se obtiene desde Bloomberg. Tal como sugieren De Gregorio et al (2005), la producción industrial se ajusta por los inventarios en bolsa (STOCKS) y se construye la variable RATIO. A juicio de estos autores, esta variable resume las condiciones de oferta y de actividad económica del mundo, por lo que es un reflejo de las condiciones de demanda prevalecientes. De esta forma, la serie RATIO permite controlar por las condiciones de holgura de mercado. En línea a lo sugerido por los autores, se espera que tenga signo positivo. En cuanto a la variable STOCKS, ésta se compone por la suma de los inventarios mantenidos en la Bolsa de Metales de Londres (LME) y en la Bolsa de Commodities de Nueva York (Comex). Ambas series se obtienen de la base de datos de Cochilco. De acuerdo a lo sugerido por Cerda (2005), Sjaastad & Scacciavillani (1996) y Ridler & Yandle (1972), otra variable relevante que podría influir en el precio del cobre es el tipo de cambio. La intuición que hay detrás de esto es que para commodities que se transan en mercados organizados (como el cobre), la depreciación (apreciación) del dólar en los mercados mundiales llevará a que el
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precio expresado en dólares del cobre disminuya (aumente), con lo que se expandirá (contraerá) la demanda mundial y dada una oferta absolutamente inelástica, el único camino para retornar al equilibrio es a cambio de un aumento en el precio real del cobre, ceteris paribus. Como aproximación al comportamiento del tipo de cambio real se utiliza el índice de las principales monedas (major currencies index), que es un promedio ponderado de los valores de las monedas de los siete principales socios comerciales de Estados Unidos4 respecto del dólar estadounidense. Como las monedas que forman parte de este índice se transan - en general - en mercados bastante líquidos, puede ser considerado como una medida de la presión del mercado financiero sobre el dólar. La fuente utilizada es la base de datos de la Reserva Federal. También se considera como determinante del precio del cobre a la tasa de interés, la que se mide como el diferencial entre la tasa de largo plazo y la de corto plazo. Esto porque si el cobre se considera como un activo en el portafolio de los agentes, la tasa de interés debería ser su costo alternativo. Así, expectativas de alza en las tasas largas harán que los agentes estén dispuestos a mantener menos inventarios, por lo que tenderán a disminuir la demanda presionando a una baja en el precio del cobre. Lo anterior, se explica porque el cobre no es un activo de liquidez inmediata, además, existe consenso en que son precisamente las tasas de largo plazo las que influencian las decisiones
de inversión de los agentes. Como no se dispone de una tasa de interés esperada, a partir de la diferencia entre la tasa nominal del bono del Tesoro americano (T-Bills) a 10 años y el bono a 1 año se construye la serie SPREAD10, como una aproximación del comportamiento de las expectativas de los agentes. La fuente utilizada es la base de datos de la Reserva Federal. Se espera que tenga signo negativo, de forma tal que un aumento en la tasa larga que resulta en un aumento en el spread tendría como resultado una disminución en el precio del cobre. Esta relación entre rendimientos de distinta madurez, se basa en la hipótesis de las expectativas. Ésta establece que en equilibrio el retorno de una inversión en activos financieros de largo plazo es equivalente al retorno esperado de sucesivas inversiones de corto plazo más un premio por riesgo, el que está asociado al plazo de su vencimiento. Se utilizan datos con frecuencia anual entre 1976 y 2006. El periodo 2001 – 2006 se utiliza para estudiar la estabilidad de los parámetros.
El Modelo En la determinación de su comportamiento de largo plazo, se parte de la siguiente relación: Ecuacion (1) donde LPCOBRER es el logaritmo del precio real del cobre, que corresponde
al cuociente entre el precio nominal deflactado por el IPM (all commodities) de Estados Unidos; LBLC es el logaritmo del balance de mercado, definido como el cuociente entre la oferta mundial y la demanda mundial de cobre; LRATIO(-1), es el logaritmo de la serie RATIO rezagada un periodo. Como no se dispone de una expectativa de producción industrial ni tampoco de inventarios, la intuición supone que de existir estrecheces u holguras en el mercado éstas deberían afectar el precio del cobre del periodo siguiente y no actual, por eso la inclusión de esta variable rezagada. Existen al menos dos razones que justifican la inclusión de este tipo de variable: primero, por la misma metodología utilizada para la estimación del precio efectivo y, segundo, por la existencia de asimetrías de información que hacen que periódicamente se estén modificando los niveles de producción y consumo. Esto último se debe a que en general, las compañías tienden a no revelar la verdadera información de sus planes de producción; SPREAD10 corresponde a la diferencia entre el bono del Tesoro de Estados Unidos a 10 años menos el bono a 1 año; LIDOLARRM es el logaritmo del índice de tipo de cambio real multilateral de Estados Unidos (major currencies index). Entonces, tomando como referencia la ecuación (1), se ajustará una ecuación
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de precio del cobre general, de la forma: Ecuación (2) Dada la especificación logarítmica del modelo, los parámetros ®1, ® 2 y ® 4 son las elasticidades de largo plazo precio real del cobre balance físico, producción industrial ajustada por inventarios y tipo de cambio real, es decir, responden la pregunta de cómo reacciona el precio real del cobre ante un cambio muy pequeño en alguna de estas variables. El parámetro ® 3 es la semielasticidad precio del cobre-spread de la tasas de interés. Mide la respuesta relativa del precio real ante una variación absoluta en el spread de tasas. En otras palabras, es el cambio porcentual promedio que experimenta el precio del cobre por unidad de cambio en el spread de tasas de interés. Finalmente, åt son los residuos de la regresión que se suponen ruido blanco, (åt ~N(0, ó2).
Análisis de Cointegración En la determinación de una posible relación de largo plazo entre el precio real del cobre y sus determinantes, se utilizará la metodología propuesta por Engle & Granger, la cual consta fundamentalmente de tres etapas: a) análisis del orden de integración de las variables; b) estimación de la regresión de
cointegración; c) construcción de un modelo de corrección de errores. En la Tabla N°1 se muestra el análisis de estacionariedad de las series. Se utilizó el test aumentado de Dickey-Fuller (ADF) con 4 rezagos para testear la presencia de raíces unitarias. De acuerdo a los resultados, se observa que tanto el log del precio real del cobre (LPCOBRER), el diferencial de tasas (SPREAD10), y el log del índice del tipo de cambio real (LIDOLARRM) tienen una sola raíz unitaria. Es decir, son integradas de orden uno. Por su parte, el log del balance de mercado (LBLC) y el log del ratio (LRATIO), son estacionarias. Entonces, dado que las variables en estudio son I(1) e I(0) es posible esperar una relación de largo plazo entre ellas. En la Tabla N°2 se entrega la salida de la regresión cointegrante. Las elasticidades de largo plazo exhiben el comportamiento esperado y son significativas al 5%5. Se debe considerar que el test DW está levemente alejado de 2, por lo que se podría pensar en algún grado de autocorrelación y, por tanto, en una relación espúrea. Sin embargo, el R2 de 0.75 es menor que el valor del estadístico DW por lo que se descarta esta posibilidad. Un análisis de estas elasticidades revela que un aumento de 1% en la
oferta mundial por sobre la demanda, provoca una caída en el precio real del cobre de 1.79%. Por su parte, un aumento de 1% en la producción industrial por sobre los stocks de inventarios en el periodo anterior, repercute en el periodo siguiente en un aumento de 0.10% en el precio real del cobre. Por otro lado, un aumento de 10% en el spread de tasas tiene como resultado una caída marginal que alcanza al 0.54% en el precio del cobre de largo plazo. Por su parte, una depreciación real de 1% del dólar, provoca un aumento del precio del cobre en el largo plazo de 1.22%. Este resultado es similar al encontrado por De Gregorio et al (2005), quienes reportan una elasticidad de 1.75% en valor absoluto. Dornbusch (1985) explica esta sobrereacción del precio real a cambios en el tipo de cambio real por errores en la medición del TCR, aunque cuando pondera los tipos de cambio por los GDP en vez de la importancia del comercio, los resultados son similares. Un argumento alternativo reconoce la posibilidad de que por el lado de la oferta los procesos de extracción y los costos de almacenamiento estén gobernados por la tasa de interés real, por lo que en este caso, aumentos en ella llevarán a caídas en el precio real
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del cobre. Una tercera explicación que ofrece este autor, señala que si la oferta es sensible al precio real de los commodities en los país emergentes (LDC) y que el tipo de cambio de la moneda real de los LDC relativo al dólar se mueve proporcionalmente más que en los países industrializados, entonces es posible obtener una elasticidad preciotipo de cambio real mayor que la unidad en valor absoluto. En este mismo sentido y de acuerdo a lo señalado por Dornbusch (1985) y luego por De Gregorio et al (2005), la capacidad de respuesta del precio real del commodity a cambios en el TCR debería ser menor que la unidad y muy cercana a -0.5. Cuando se testea esta hipótesis, se rechaza con una confianza del 99%. Sin embargo, no hay evidencia suficiente para rechazar la hipótesis de que el parámetro sea igual o menor a la unidad en valor absoluto. En efecto, cuando se realiza un test de Wald para testear lo anterior, se encuentra que no existe evidencia significativa que permita rechazar la hipótesis nula para valores dentro del rango - 0.99 a - 0.70. Analizado lo anterior, el paso siguiente consiste en testear si los residuos obtenidos de la ecuación de largo plazo son estacionarios. El test ADF entrega un valor calculado de -4.26, mientras que el valor de tabla al 5% es de -1.95. El mismo resulta estadísticamente significativo aún al 1% (Tabla N°3). En base a este resultado, es posible rechazar la hipótesis nula de presencia de raíz unitaria (ausencia de cointegración) a favor de la hipótesis alternativa de residuos estacionarios. El resultado anterior se
Tabla Nº 1:
TEST DE RAÍZ UNITARIA
(Se usa el Test Aumentado de Dickey-Fuler)
Fuente: Elaboración Cochilco. Nota: (*) Valores crítios Mac Kinnon al 5%.
Tabla Nº 2:
PROGRESIÓN COINTEGRANTE
Fuente: Elaboración Cochilco.
confirma al observar el correlograma de los residuos, pues las probabilidades asociadas al estadístico Q (de LjungBox) son todas mayores a 5%6. Luego, los residuos son estacionarios, por lo que es posible concluir que efectiva-
mente existe una relación de largo plazo entre el precio real del cobre y sus determinantes. Así, el modelo ajustado para la ecuación del precio real del cobre viene dado por: Ecuación (3)
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Tabla Nº 3:
análisis de los residuos
Nota: (*) MacKinnon (1996) one-sided p-values. Fuente: Elaboración Cochilco.
Tabla Nº 4:
propiedades econométricas
Fuente: Elaboración Cochilco. Nota: (*) Sin términos cruzados; (**) 5 rezagos.
Modelo de corrección de errores El último paso consiste en construir la representación de corrección del error que permita comprender la dinámica de corto plazo del precio real del cobre dentro de la tendencia de largo plazo. Para ello se estima la ecuación (4). Para obtener lo anterior, se estima el modelo corriendo la primera diferencia del logaritmo del precio real del cobre contra el rezago de la primera diferencia del log del precio real del cobre, un polinomio de las primeras diferencias de las variables fundamentales y exógenas y el rezago del error de la ecuación de largo plazo. Se eliminan aquellas variables explicativas que no resultaron significativas, entre ellas el log de la primera diferencia del precio del cobre. Finalmente se obtiene la siguiente representación para el modelo de corto plazo: Ecuación (5) Las elasticidades de corto plazo mantienen el signo esperado y resultan significativas al 5%7, aunque no es posible validar el rol del balance físico de mercado en la ecuación de corto plazo. Lo anterior está en línea a lo señalado por Marshall y Silva (2002), quienes
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(4)
(5)
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argumentan que en el largo plazo el precio del cobre se encuentra anclado a variables reales más que a factores especulativos, mientras que en el corto plazo, son factores exógenos al mercado los que intervienen en su determinación. Según estos autores, variables financieras, especulativas y de equilibrio de otros mercados alternativos de activos influyen mayormente en su determinación. Entonces en el corto plazo, la evolución del precio real del cobre está determinada principalmente por la producción industrial, el tipo de cambio real y las expectativas de tasas de interés que se forman los agentes. Los residuos de la ecuación de largo plazo también resultan significativos y con el signo esperado. El parámetro asociado (beta) indica la proporción del desequilibrio en el log del precio real del cobre que es corregido en el siguiente periodo. El signo negativo actúa para corregir ese desequilibrio. La intuición es que mientras más cerca del valor uno se encuentre este parámetro, más rápido será el ajuste hacia el equilibrio. En este caso, el valor es de - 0.6657, es decir, en nuestro modelo, cerca del 67% el error se corrige en el periodo siguiente. Entonces, si bien el balance de mercado no entra directamente en la ecuación de corto plazo, si lo hace de manera indirecta a través del mecanismo de corrección de errores, pues el exceso de oferta actúa corrigiendo las fluctuaciones cuando la relación se desvía de su dinámica de largo plazo8. En cuanto a las propiedades econo-
Tabla Nº 5:
test de chow
(Para los años 2000, 2001 y 2002)
Fuente: Elaboración Cochilco.
Figura Nº 1: ajuste del modelo de corto plazo (En $US dólares. Valores en logaritmos)
Fuente: Elaboración Cochilco.
métricas de la ecuación de precio, se observa que sus residuos distribuyen normalmente, son homoscedasticos, no hay presencia de autocorrelación y está bien especificado (Ver Tabla N°4)9. Además, de acuerdo a los test Cusum y Cusum-Q el modelo es estable y no
presenta signos de cambio estructural. Este resultado se confirma al aplicar un test de Chow para contrastar un quiebre de estructura entre los años 2000 y 2002. El estadístico asociado entrega una probabilidad muy superior a 5%, de modo que no existe evidencia de un
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cambio de régimen en el modelo estimado (Ver Tabla N°5). En la Figura N°1 se observa el comportamiento de la dinámica de corto plazo, si bien el modelo ajustado presenta un leve desvío en los últimos años y no recoge muy bien la fuerte alza de los años 2003-2004, se comporta aceptablemente pese a tener una frecuencia anual, pues recoge relativamente bien las fluctuaciones en el precio. Además,
cumple con todos los supuestos clásicos exigidos. Un desafío para futuros trabajos supone la incorporación de la producción industrial de China entre los regresores o alguna variable que permita medir su actividad económica. Si bien este modelo incluye la producción industrial de la OECD como proxy del crecimiento mundial, está muy lejos de actuar como sustituto del comporta-
Tabla Nº 6:
escenario base y alternativos de precios del cobre(*) Base: 2007 = 100
miento económico del gigante asiático. Esto último podría explicar la falla del modelo en no ser capaz de recoger el alza en los precios durante 2003 y 2004. Sin embargo, la razón de la no inclusión de variables chinas es simplemente porque no se contaba con alguna serie de datos anuales lo suficientemente larga de su producción industrial. En resumen, resulta evidente que este modelo puede ser corregido y afinado en varias partes, es un buen primer ejercicio para la aproximación del comportamiento que deberían seguir los precios en los próximos años.
Simulaciones y proyecciones de precio
Fuente: Elaboración Cochilco. Nota: (*) En base a las diferencias de la estimación para el periodo 2007 - 2012.
Figura Nº 2: comportamiento de las proecciones (En $US ctvs de 2007)
Fuente: Elaboración Cochilco.
La proyección de precios que se hace para el periodo 2008 – 2012, se refiere a tres casos: primero, un escenario base, que corresponde en términos amplios, a una mantención de las condiciones actuales. Para ello, se asume una inflación anual de 2% y, para las variables que resultaron significativas, se mantiene una tasa de crecimiento similar al promedio observado en el periodo de referencia. Los valores para el balance de mercado se obtienen de lo proyectado por CRU10 para el periodo 2008-2012. Para los escenarios alternativos, se asumen dos estados: Uno que plantea una situación de recesión mundial, inflación y depreciación del dólar moderado y otra levemente más agudo. Así, en el primer escenario la recesión mundial contrae la producción industrial en un 0.5% en 2008, la que se va recuperando de manera paulatina hasta
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alcanzar el promedio del periodo (2.5%) sólo en 2012. Por su parte, en la medida que cae la producción industrial, se supone que la demanda mundial de cobre la sigue dócilmente, por lo que cae en forma proporcional. Este escenario también plantea que la inflación del periodo es de 3.48% anual y que el dólar se deprecia en 5% en 2008, pero que a partir de 2009 se comienza a recuperar paulatinamente hasta converger en 2012 a una paridad 1:1 con el euro. El segundo escenario alternativo, supone que la caída de la producción industrial es más aguda y más prolongada, pues cae en 3% en 2008 y 1.5% en 2009. Sólo a partir de 2010 se recupera convergiendo al promedio del periodo (2.5%) en 2012 con un ritmo de crecimiento de 1% anual a partir de 2010. En cuanto al comportamiento del dólar, se asume que éste cae un 3.5% respecto al euro en 2008, pero a diferencia del escenario 2, aquí la recuperación del dólar es más rápida, pues alcanza la paridad con el euro en 2011. Este escenario también supone una inflación mundial mayor de 5% para 2008 y 2009. y a partir de 2010 establece que se alcanza el promedio del periodo. Los resultados obtenidos son bastante bajos, porque los datos de China no están presentes en el modelo11. Para corregir esto, se propone una proyección a partir de las diferencias de la estimación para el periodo 2007 – 2012. La Tabla N°6 entrega el detalle de los tres escenarios anteriores con esta modificación. La Figura N°3 muestra la dinámica que seguiría el precio nominal en cada uno de estos escenarios.
Como era de esperar, los tres escenarios presentan un comportamiento y un impacto diferente en el precio del cobre. Mientras en el escenario base el precio real del cobre transita desde 331.6 centavos12 en 2008 a 226.7 centavos en 2012, en los escenarios alternativos el precio real pasa desde 382 a 118 centavos y de 370 a 101 centavos de dólar en 2012, respectivamente. En términos nominales (centavos de dólar de cada año), dependiendo - principalmente - del comportamiento que siga el dólar, el precio del cobre podría alcanzar un máximo de 395.7 centavos en 2008 y luego caer paulatinamente hasta los 140 ó 124 centavos dependiendo de cómo sea la recuperación de la moneda estadounidense.
Conclusiones Estimar el precio del cobre no es un ejercicio simple ya que si hay algo que puede describir su comportamiento es su gran volatilidad. En efecto, entre 1976 y 2007 la desviación típica del precio fue del orden del 58%. En el mismo periodo el precio alcanzó un máximo anual de 323.53 centavos y un mínimo de 59.29 en términos nominales, que se traduce en un máximo de 294.84 centavos y un mínimo de 83.89 en moneda de 2005. En este contexto, este trabajo propone un modelo de proyección para el precio que toma como base una serie de variables fundamentales y otros factores exógenos, como el diferencial de tasas de interés, la producción industrial y el tipo de cambio real. El objetivo
central fue examinar el rol del balance físico en la ecuación de precio. Se concluye que en el largo plazo un exceso de oferta de 1% provoca una caída en el precio real del cobre de un 1.79%, mientras que en el corto plazo no se observan efectos significativos de esta variable. Finalmente, tomando como base el modelo de corrección de errores se hace un ejercicio de proyección del precio para el periodo 2008-2012. Se observa que de mantenerse las condiciones actuales (escenario base), el precio real del cobre transitaría desde 331.6 a 226.7 centavos de dólar. Mientras que si se dan algunas condiciones como son una recesión mundial que afecta la producción industrial y por tanto la demanda de cobre y que además trae consigo un aumento sostenido en la inflación mundial, el precio del cobre fluctuaría entre un rango de 382.4 – 370.2 centavos en 2008 a uno de 118.7 – 101.5 centavos en 2012. Además, dependiendo del comportamiento que siga el precio del dólar en los mercados mundiales, el precio del cobre podría alcanzar un máximo de 395.7 centavos en 2008. A partir de los resultados obtenidos, se sugiere disminuir el peso que tiene el balance físico en la metodología actual de proyección del precio del cobre de corto plazo y comenzar a mirar otras variables, como son la evolución del dólar respecto de las otras monedas y el comportamiento de las tasas de interés, de los precios futuros y de las perspectivas de la actividad económica mundial.
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Footnotes Fuente: Cochilco. Fuente: Cochilco, datos para 2007. (3) Según datos de la Dirección de Presupuestos, Dipres. (4) Las monedas que se incluyen en el major currencies index son el euro, el dólar canadiense, el yen, la libra, el franco suizo, el dólar australiano y la corona sueca. (5) El periodo 1999 – 2005 se utilizó para probar la estabilidad de los parámetros, resultando éstos significativos al 15% y no exhibiendo grandes diferencias entre una muestra y otra. (6) El estadístico Q (Ljung-Box) al késimo rezago testea la hipótesis nula de no autocorrelación serial. El estadístico que se computa es el siguiente: (1)
Una alternativa interesante que se podría estudiar en un trabajo futuro sería testear el rol de la producción y consumo esperados (expectativas de balance) en el precio del periodo corriente. (9) En el Apéndice al final de los Anexos, se entrega una descripción de tallada de cada uno de estos tests. También se entregan las salidas de éstos. (10) CRU Quarterly, Enero de 2008. (11) Será abordado en futuros trabajos. (12) En moneda de 2007. (8)
(2)
j
Q LB = n( n + 2 )‡”
ñˆk2
¡Ö÷2j
k k =1 n El criterio de decisión establece que si la probabilidad asociada al estadístico Q es menor o igual que 0.05 (5%) se rechaza la hipótesis nula. (7) Entre paréntesis se entregan los valores de los test t de significancia.
Agradecimientos Agradezco a Erik Heimlich, Juan Cristóbal Ciudad, Jorge Cantallopts y Patricio Jaramillo por sus útiles comentarios y sugerencias. También a Carolina Rojas I. por leer y releer las múltiples versiones hasta concebir este documento final.
Autor Patricio Pérez Oportus Magíster en Economía P. Universidad Católica de Chile. Economista de la Comisión Chilena del Cobre.
ArtĂculo TĂŠcnico 15
Caving Performance through Integration of Micro-Seismic Activity and Numerical Modelling at DOZ – PT Freeport Indonesia Enrique Rubio, Daulat Napitupulu
This paper describes an undergoing research at PT Freeport Indonesia in which the main goal is to use the micro seismic information recorded as a result of mining to analyse cave propagation and stress performance on the actual production and fixed infrastructure. At the moment, several numerical experiments have been conducted in order to correlate the mining activity with the micro seismic events using data collected during year 2005 and 2006. As a result of the preliminary analysis a micro and a macro cracking envelop is proposed based on the computation of stress behaviour at the location of the events. The correlation between average source radiuses together with the stress performance has provided a method to propose a macro cracking criteria.
MINERALES, Edici贸n 264 16
INTRODUCTION Cave mining induces micro seismicity in the rock mass as a result of the fracturing process that takes place above and below the production and haulage level as reported by Glazer and Hepworth (2004) and Dunlop and Gaete (1995). Micro seismicity in-duced by mining at high stress in brittle rock masses has been researched for years in order to find a pat-tern between micro seismic activity and violent fail-ure in a form of rock burst as shown by Simser and Falmagne (2004) and also Beck and Brady (2002) have proposed a parametric formulation to evaluate the controlling parameters for seismic events in hard rock mining. In block and panel caving mining there is always a need to better understand the caving propagation as a well as the stress distribution on the undercut-ting and production drifts to assess production per-formances and long term stability of the production facilities. This paper addresses the fact of whether the mi-cro seismic activity may be
used to better understand the caving process. In particular, it was sought a re-lationship to assess cave propagation. This was per-formed by combining the micro seismic activity of DOZ, PT Freeport Indonesia mine and numerical modelling. The second question that the paper in-tends to address is whether the micro seismic activ-ity is reporting some insights regarding rock mass behaviour that are not possible to represent in a single elastic continuous model. A fair amount of work has been conducted in the latest years on micro seismicity induced by caving mining. The technique has been refined by adding different performances to the current practice of mi-cro seismic monitoring. Different performance indi-cators such as magnitude, energy index, stress drop and others have been derived over time. Neverthe-less very little mining interpretation has been given to these indicators. Even more, not a clear analogy between caving performance and seismic indicators has been established. The
Table N潞 1:
Micro seismic events source parameters statistics
research presented in this paper intends to over come a few of these aspects by integrating seismic activity into numerical modeling. This work aims to develop a methodology to use micro seismic information to calibrate numerical models to be used in block cave mining. A cave propagation factor as well as a 3d ride distri-bution model have been devised as a result of inte-grating micro seismic activity in a block cave nu-merical model. The indicators have been tested at DOZ mine of PT Freeport Indonesia, several com-parisons and analysis are shown that these indicators can well be used to predict caveability and potential damage on current production and fixed infrastruc-ture.
MICRO-SEISMICITY AT DOZ DOZ is the underground mine of PT Freeport In-donesia located on the West Papua area. The mine currently produces about 50,000 tpd. The mining method consists of panel caving with advanced and post undercutting. Since July 2004 the mine has been recording micro seismic activity in order to better understand the cave propagation process as well as to find indicators that may guide the occurrence of large deformations on the mining infra-structure. The micro seismic network of DOZ is composed out of 18 seismometers and 36 triaxial geophones (30 Hz, 14 Hz and 4.5 Hz). The magnitude sensitiv-ity of DOZ micro seismic network was set up at -3.0 and the location accuracy of the
Artículo Técnico 17
network is 10 m – 20 m for elev. 3100 to elev. 3800. The range magnitude of seismic events recorded by the system were -3 to 3.3 during 2004 – 2007. The micro seismic database used in the research was selected based on the reliability of the network that was achieved by the end of 2004. Also the mi-cro seismic data was filtered to consider those events that are inside the network envelop to avoid the mix-ing of data with different location accuracy. Figure 1 illustrates the filtering process. The filtering process reduced from about 85.000 down to 45.000 events located from January 2005 to March 2006. The data that has been included in the study is from January 2005 until March 2007. A summary of the main seismological parameters are summarized in Table 1.
Figure Nº 1: Filtering seismic events using the 3D representation of the seismic network
Magnitudes are estimated using a relationship that has been calibrated to obtain a linear Gutenberg – Richter relationship. Magnitud = 0.274log(E) + 0.375log(M) - 4.4 From Table 1 is seeing that no measure events have been developed at DOZ, mainly because of the field stress and the rock mass behaviour. Just 1130 events have been grater than 0. Mainly the micro seismic activity is associated to cave propagation and abutment stress at the cave boundary.
CAVE PROPAGATION THROUGH MICRO-SEISMICITY The main geotechnical parameters affecting the planning of the block cave are presented by Brown (2003) as
follows: • Caveability • Cave initiation • Cave propagation • Fragmentation • Stress performance surrounding the cave boundary Cave propagation is a very important geotechni-cal assessment for block cave mining since it con-straints draw rates and mining sequence. Cave propagation is called to the fracturing process that occurs at the cave back. Several attempts have been made in order to predict cave propagation. However Szwedzicki et. al. (2004) reported an empirical chart to predict cavability as a result of studying TDRs breaking at DOZ. The approach taken in this re-search was to use the micro
Figure Nº 2: shows the component of the numerical models
MINERALES, Edición 264 18
seismic information to understand the stress behaviour at events locations. The first numerical experiment consisted in con-struct a mine wide boundary numerical model that could represent the mining geometry and the pre-mining stress state. The numerical model was con-structed using the commercial package MAP3Di that uses boundary elements to resolve equilibrium. This software provides an efficient way to reproduce the complex caving mining geometry. The elements that were included in the model are listed as follows: • Previous mining represented by IOZ cave • Actual mining represented by DOZ cave back • Actual undercut and production level drifts • Undercut progression boundary, UCL The measure rock unit that is present at the mine during the time under study is Skarn that has the elastic parameters of a young Modulus of 52 GPa and a Poisson ratio of 0.28. The pre mining stress state was estimated based on the available pre Table Nº 2:
Pre mining stress parameters
mining stress state that is repre-sented by the following stress tensor. After constructing the numerical model the micro seismic activity associated with the mining geometry was loaded in the model in order to compute the stress components at all the events locations. Figure 3 shows the micro seismic events recorded during January and February 2005 embedded into the nu-merical model. The same numerical experiments have been re-ported by Beck (1998) and Martin (1994) both authors reproduced the mining excavation geometry and compute the stresses at each event location. Beck at Brunswick mine, after removing those events that were associated with existing geological structure, found that these stresses could be fit by a linear regression given by σ1 - σ3 ≈ 30 MPa. At AECL’s underground research laboratory, it was found that these stresses could be fit by a line given by σ1 - σ3 ≈ 60 MPa. Thus, both authors have found linear relationship between the compressive and the confinement component of the stress behaviour at the source. The results of performing the same ex-periment at DOZ using the January – February 2005 micro seismic activity is shown in Figure 4. The regression of the stress state at the micro seismic events is σ1 -σ3 ≈ 20 MPa. After computing the seismic envelop for every event it was computed the difference between the computed stress state (s1) and the regressed stress. Then this difference was displayed in the numerical model in order to identify the locations of larger de-viations res-
pect to the regressed stress state. Figure 5 shows that the most deviated values are associated with two geological faults and the stress concentration at the cave boundary which is not reflecting the caving propagation process. By filter-ing these two events the standard deviation of the regression showed above could improve from 14% to 3%. The above numerical experience was repeated every two months and the results are shown consis-tency in presenting similar regression. Martin (1997) defines three strength parameters determined from laboratory triaxial compression tests: crack initiation (σci); crack damage (σcd), and peak strength (σf ). In which the following relation-ship is proposed. The seismic envelop σ1 - σ3 = 20 represents the state of the stress for the crack initiation process (σci). This parameter is usefull to define the befin-ning of caving. Nevertheless it is necessary to iden-tify the crack damage (σcd) strength to better assess the cave propagation. In order to compute this point it was decided to study the micro seismic source pa-rameters further, in particular, the seismic radius and source displacement. McGarr (1984) proposed a formulation to compute these two parameters at the source. Seismic average displacement at the source is defined by u= M/Gπr2, where M (Nm) is the seismic moment, G (Pa) the rigidity modulus and r(m) is the micro seismic radius. The Seismic radius at the source is defined by r = (4M/3∆σ)1/3, where M is the seismic moment (Nm) and ∆σ is the stress drop at the source (Pa). These
Artículo Técnico 19
Figure Nº 3: January 2005 DOZ Mine Geometry and associated Micro seismic activity
Figure Nº 4: Seismic Envelop May-Jun 2005
Figure Nº 5: Square difference of stress state between the model and regression
Figure Nº 6: Average source radius in a 20x20x20 voxel for Sep-tember 2005
relationships were ap-plied to all the events recorded in the period under study. For a given numerical model representing the mining geometry at the time (September 2005) the events recorded in that period and the subse-
quent month were imported into the model. A vertical 2D voxel model (20x20x20 cell size) was set up in order to interpolate the average micro seismic source ra-dius. Figure 6 shows the vertical section voxel model to interpret the
average source radius. 2.5si = sf 1.25sd = sf Based on Figure 6 it is possible to
MINERALES, Edición 264 20
establish that a macro crack is forming if the average source radius in the voxel is greater than the voxel size. Based on this criteria the area of potential macro cracking is outlined and the stress performance is computed within this area. Figure 7 shows the over stress re spect to the seismic envelop or the micro cracking criteria. It is found that at an outline of 1.2 there is macro cracking formation. Based on this result it is possible to propose the following crack damage criteria: σcd = 1.2 σ3 + 24 Finally the cave propagation factor used to pre-dict caveability is shown as follows:
CPF =
σ1 1.2 σ3 + 24
If CPF≥1 there is caving otherwise the rock may be cracking but it is not caving trough surface. This criteria was used to predict the cave propaga-tion as June 2006 as shown in Figure 8. This estimated cave propagation as been compared against caving observed at pre existing tunnels in ordere to confirm the estimate.
MICRO SEISMIC ACTIVITY AS A GUIDE FOR INDUCED STRESSES One of the main questions that arose at DOZ was whether the micro seismic activity was reflecting different stress paths that are not considered by the simple elastic linear models. In other words, by inte-grating the micro seismic activity will production and fixed infrastructure eventually be at danger as a result of stress concentration that is not reflected by actual mine geometry. Also
Figure Nº 7: Over stress performance as a function of the seismic envelop
the question was whether it is possible to integrate the micro seismic activity into numerical models to have a common indicator of damage. This was a result of looking at different back analysis and find that neither the en-ergy index, nor the magnitude was a good estimator of the damage observed underground. The first nu-merical experiments consisted on analyzing the stress effect of the micro seismic activity associated to an existent fault on surrounding infrastructure. The second approach consisted on integrating the whole micro seismic activity in a 3D ride distribu-tion model to analyze differences of stress path at the cave boundary.
Induced stress as a result of the micro seismic activity associated to a fault The integration of micro seismicity
Figure Nº 8: CPF used at DOZ to predict June 2006 cave back lo-cation
Artículo Técnico 21
with numeri-cal modeling starts by computing the average dis-placement and radius of every seismic event at the source. These two parameters were computed and plotted in to the calibration chart shown in Figure 9. This chart confirms the relationships used to compute these two source parameters. To interpret the effect of the micro seismicity as-sociated to a fault the first step consisted in comput-ing the energy index (Simser and Falamagne, 2004) and make a contour plot to identify the area sur-rounding the fault that should be included in the model. Figure 10 shows a plan view of the energy index associated with the micro seismic events As discussed by Walsh and Waterson (1987) and Hoffman et. al. (2000) one could consider two kind of ride distribution models elliptical crack or asper-ity with soft edges. It is not the purpose of
the paper to discuss which ride distribution model should be used, in fact, to model the ride distribution induced by micro seismic events associated to the fault there should be used the asperity model and for the cave associated events the elliptical crack model. For simplicity at this stage of the research it was used just the elliptical crack model which is presented by: u(r) = 1.5D [ 1 - (r/a)2 ] 0.5 Where D is the average displacement at the source, a is the source radius and r is the average rip. Based on the energy index nucleation method a 2D voxel model was constructed to plot along the fault. The extent of the voxel was set up to be 50 m each side of the fault and 10x10 m voxel sizes. The ride distribution model is impor-
Figure Nº 9: Source radius[m] versus logarithm of seismic mo-ment [Nm] for different stress drop[MPa]
ted into MAP3Di software to solve equilibrium incorporat-ing it as boundary condition. It was expected that a great amount of stress would be induced on the fault abutments. Nevertheless, it was found that very little shear stress was induced on the abutments as a result of integrating the micro seismicity. It is estimated that the measure differences in shear stress would be about 2.5 MPa. Several areas on the undercut level were selected in order to find a relationship between the induced displacement and the shear stress differ-ence as a result of including the micro seismic events. Figure 11, shows a chart showing difference of shear stress as a result of integrating induced dis-placement inferred from the micro seismic events. In summary, the yielding activity of the fault pro-duces almost no effect on the stress field surround-ing the production and undercutting drift
Figure Nº 10: Energy index contour surrounding the West fault
MINERALES, Ediciรณn 264 22
infrastruc-ture. Mainly because the small size displacements observed at this geological feature and represented by the micro seismic events recorded at the mine.
3D ride distribution model to integrate micro seismicity induced by caving in a numerical model The challenge on this part of the
Figure Nยบ 11: Induced shear stress as a result of integrating the micro seismic activity asociated to the West Fault
Figure Nยบ 12: 3D ride distribution model of September-October 2005
research was find a method to integrate the 3 dimensional charac-teristics of the micro seismicity induced by caving. Currently, there is a fair amount of research done re-garding integrating micro seismic activity related to fault slip and general energy release in the process of fault displacement. However the micro seismicity recorded as a result of mining is not just located at the geological features. Events are located at places where caving is occurring, as it was shown before in this paper. The approach taken in this part of the research was to split the micro seismic activity into different plan layers. For every layer a 2D ride distribution model would be performed using the elliptical crack interpretation. Then all layers would be integrated into a single file, Figure 12 shows the micro seismic 3D ride distribution model constructed using the mi-cro seismic activity recor-
Figure Nยบ 13: Effect of 3D ride model on shear stress distribution
Artículo Técnico 23
Table Nº 3:
Difference on Shear stress distribution as a result of integrating micro seismic activity
ded in September-October 2005. Finally the 3D ride model is imported in MAP3Di in which the displacements inferred from the micro seismic activity are used as a boundary condition for solving equilibrium. The difference on shear stress concentration of integrating the 3D ride model versus simulating the excavation with a sim-ple elastic model is shown on Figure 13. Based on the results shown on Figure 13 it was de-cided to compute the effect of the micro seismic ac-tivity as a function to the distance to the cave boundary in order to assess whether there could be a stability hazard or not. Table 3 shows the change on shear stress as result of integrating the micro seismic activity. The results shown above are relevant since they are indicating that the integration of micro seismic-ity is giving important insights regarding rock mass behaviour that it is not trivial to integrate in an elas-tic linear model. At the cave boundary the difference on shear stress in model with versus without micro seismicity vary in the range of 7.9 and 10 MPa. This result is enough to find some areas at medium to high
damage depending on the location of the area across the mining layout.
OUTSTANDING ISSUES The micro and macro cracking envelops are to be calibrated using the damage observations on the mined out levels that are located at higher elevations than DOZ production level. The seismic envelop has to be divided into the shear fractures and micro cracks in order to better assess the regression of macro crack formation. Voxel geometry as well as layer spacing to create the 3D ride distribution model need to be further study to analyse the impact of these parameters into the overall induced stress. Further research is taking place at the moment to calibrate the micro seismic integrated models. The calibration is taken place by compiling the damage observation with the stress performance computed by the numerical model.
CONCLUSIONS Cave propagation can be estimated based on a macro cracking criteria that
has been devised inte-grating elastic linear models with the recorded historical micro seismic activity. Crack initiation also can be estimated with the direct correlation of com-pressive and confinement stress estimated at the source using numerical models. At DOZ at the moment there is still uncertainty regarding how to use the micro seismic information to assess potential production and fixed infrastruc-ture damage. It is difficult to observe direct correla-tions between source parameters such as moment, energy, energy index or magnitude and damage. The integration of micro seismic information into nu-merical modeling provides a way in which field ob-servations can be correlated with stress performance. In particular, using simple relationships such as over stress for rock mass and excess shear stress for faults. Micro seismic events induce stress re distribution that may induce damage in areas that are showin stable …
ACKNOWLEGDEMENTS Authors would like to acknowledge PT Freeport Indonesia for supporting this project and facilitate the edition of this paper. Special acknowledgments should be given to Mr. Srikant Annavarapu General Superintendent of Geotechnical Underground engi-neering for supporting this study. Also acknowl-edgments should be given to Universidad de Chile for providing the academic support to conduct the research presented in this paper.
MINERALES, Edición 264 24
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Author Enrique Rubio Mining Engineering Department, Universidad de Chile, Santiago, Chile.
Daulat Napitupulu Geotechnical Engineering Department, PT Freeport Indonesia, Tembagapura, Indonesia.
Artículo Técnico 25
Lixiviación de sulfuros de cobre de baja ley hospedados en unidades andesíticas alteradas: un estudio geometalúrgico tipo S. Helle(1), B. Varela(2), O. Jerez(1), U. Kelm(1) y M. Pincheira(1)
Sistema de lixiviación en columnas.
El comportamiento de la ganga reactiva de cuatro unidades andesíticas alteradas correspondientes a una zona de enriquecimiento secundario se presenta como un estudio tipo para ayudar a la planificación del proceso productivo de extracción de cobre desde sulfuros de baja ley mediante lixiviación con ácido sulfúrico. Las unidades estudiadas se diferencian por variaciones en la mineralogía de alteración y proporción de ella. El estudio considera una caracterización química y mineralógica con énfasis en la mineralogía de ganga y sus relaciones texturales. Se realizan pruebas de conductividad hidráulica y consumo de ácido para complementar ensayos de lixiviación, conducentes a predecir el comportamiento durante el proceso industrial. Se concluye que el protocolo empleado es adecuado a este tipo de estudio y se demuestra que las especies minerales de ganga no solo determinan su comportamiento frente al proceso por sus inherentes características físicoquímicas y cantidad sino también por la relación textural que presentan en el arreglo total de la roca.
MINERALES, Edición 264 26
El objetivo del artículo es mostrar una metodología predictiva del comportamiento de la ganga reactiva frente al ácido sulfúrico, durante los procesos de lixiviación en pilas u otros. Se hace una relación entre la mineralogía total y ensayos de lixiviación en columnas de laboratorio de cuatro unidades de
andesitas alteradas en las cuales se hospedan sulfuros de baja ley (0,2-0,35% CuT; 0,07-0,18% CuS) fundamentalmente calcosina y covelina.
a procesos de lixiviación de mineralización cuprífera, sulfurada u oxidada, hospedada en rocas muy alteradas hace necesario plantear la planificación del proceso de beneficio en términos del conocimiento de la mineralogía de mena y ganga. Sabemos que algunas faenas mineras comienzan su proceso extrac-
Introducción La creciente actividad minera entorno
Tabla Nº 1:
Análisis mineralógico integrado de las 4 muestras Unidad
A
B
C
D
Descripción Macroscópica mena
0,5-5% Cc
1-5% Cc
0,5-1% Cv; 0,5% Cp
1-7%% Cc
alteración
Pervasiva: Qz-Sc (100%)
Pervasiva: argílica (6070%); Qz-Sc (40-30%)
Pervasiva; Qz-Sc (50-60%); argílica (50-40%)
Pervasiva 97-100% argílica
vetillas
1-3% P-Cc-Cz
2-6% Pi-Cc-Qz; 3% microvetillas Qz
2-3% Pi-Lim; 3% Pi-Cv-Lim; 1-2% Pi; 5% Qz
2-8 Cc-Pi-Qz; 1%Qz
dureza
R5-R6
R2-R3
R2-R3
R0-R1
Descripción Microscópica mena
Tr-1% Cc; Tr: Cv y Cpi
1% Cc; Tr Cv, Cp y Au
0,5%Cc; 0,5-2% Cv; 2% Cp
Tr-1% Cc; Tr: Cv y Cp
alteración
Pervasiva: Qz-Sc (100%)
50-60% argílica; 20-35% Qz-Sc; 15-30% albítica
30-50% argílica; 30-50% Qz-Sc; 5-10% clorítica; 1520% albítica
Pervasiva: 80-86% argílica; 20% Qz-Sc
vetillas
1-2% P-Qz-Cc(Tr) c/halo de alteración; 0,5-1,5% Qz s/halo de alteración; 0,3% microvetillas Arc
3-5% Qz-P-Cc (0,7%) c/ halo de alteración; 1-4% Qz s/halo de alteración (asociado a estas vetillas trazas de Au); 1-2,5% microvetillas Arc-Sc
3-7% Qz-P-Cp c/halo de alteración; 5-7%% Qz con y sin halo de alteración; 13% microvetilla Sc
2-5 Qz-P-Cc(Tr); 1% microvetilla Arc; 1% microvetilla Qz
Análisis por difracción de rayos X en la fracción inferior a 2 μm Mc>>Cao
Cao>Mc>Esm
Esm>>Mc>Cl>Cao
Cao>>Mc>>Esm
Arc: Arcilla; Cc: Calcocina, Cl: Clorita; Cv: Covelina; Cp: Calcopirita; Cao: Caolín; Lim: Limonita; Mc: Mica; P: Pirita; Qz: Cuarzo; Sc: Sericita; Esm: Esmectita; Tr: traza.
Artículo Técnico 27
tivo con la caracterización de la mena y la definición de Unidades de producción en base a leyes y calidad física de la roca restando importancia a la mineralogía de ganga. Posiblemente la causa de esta práctica esté relacionada con la formación de los profesionales, principalmente dedicados a procesos de concentración
donde la mineralogía de ganga se la considera principalmente en términos de tenacidad y dureza por su responsabilidad en el gasto energético en el proceso de conminución. Otra razón es la fácil recuperación de cobre en las etapas iniciales de un yacimiento que solamente con los años presenta mine-
Tabla Nº 2:
Análisis químico de las 4 muestras de cabeza Muestra
% CuT % CuS
% Fe
% Na
%K
% Al
% Mg
% Ca
% Mn
A
0,19
0,07
5,39
0,19
3,3
9,11
0,16
0,038
0,001
B
0,33
0,09
5,35
1,3
2,05
10,32
0,2
0,06
0,002
C
0,36
0,18
5,42
1,79
1,29
8,39
0,91
0,295
0,019
D
0,25
0,08
4,05
0,87
1,81
33
0,2
0,06
0,002
Tabla Nº 3:
Capacidad de intercambio catiónico (CIC) de las muestras
Metodología
CIC (cmol/Kg)
Muestra
ralogías no solo de mena sino tambien de ganga más compleja que las consideradas para el proceso establecido. La lixiviación de minerales es un proceso químico que afecta a toda la roca y por cierto hace distinción entre los minerales más o menos reactivos frente al ácido. En este contexto no solo debe existir un acabado conocimiento de la mineralogía de mena y de los minerales reconocidamente reactivos como son los carbonatos, sino también aquellos que por la prolongada exposición al ácido o por su gran capacidad de hinchamiento e intercambio catiónico causan excesivo consumo de ácido y atrapan soluciones con importante carga iónica (Bartlett, 1992; Domic 2001; Helle and Kelm 2005; Helle et al 2005; Kelm and Helle 2003 y 2005; Gatica 2005; Jerez 2006; Reyes 2005; Rivas 2003, Varela 2007).
Ca
Mg
Na
K
Total
A
1,36
0,15
0,17
2,05
3,73
B
1,09
0,44
0,54
1,3
3,37
C
4,15
4,77
0,72
1,01
10,65
Tabla Nº 4:
Humedad retenida (%) Muestra
Cabeza
Ripios
Incremento
A
2,4
4,1
1,7
B
3,2
5,3
2,1
C
3,5
6,8
3,3
D
13,9
18,3
4,2
Se realizó el muestreo en frentes diarios de extracción, de 4 unidades de andesitas alteradas (A, B, C y D), definidas a partir del mapeo de sondajes de acuerdo al tipo e intensidad de alteración, mineralogía, ocurrencia y dureza. Se privilegió el contraste en la mineralogía de ganga entre ellas. Se realizó una detallada descripción mineralógica macroscópica y microscópica con énfasis en la relación textural de mena y ganga. Se complementó con el análisis por difracción de rayos X de la roca total y de la fracción inferior a 2 micrones de las cabezas y ripios. Además se analizó el cobre total y soluble,
MINERALES, Edición 264 28
Aspecto en laboratorio y terreno de las unidades de andesitas alteradas estudiadas
A A
B
C B
D
Fe, Mn, Al, Ca, Mg, Na, K y la capacidad de intercambio catiónico en las muestras de alimentación. Se estudiaron las cinéticas de lixiviación de Cu y Fe de las muestras sometidas a un curado con ácido sulfúrico concentrado (5 días) y lixiviación en columnas de laboratorio (12 g/l H2SO4, 14 días). Se determinó además la conductividad hidráulica, el consumo de ácido y se aplicaron métodos de re-extracción post lixiviación: lavado y elución.
Resultados Los resultados más relevantes del estudio se presentan en las tablas 1 a 5 y figuras 1 a 4.
Conclusiones
C
D
La planilla aplicada para el mapeo de sondajes de diamantina que definió el muestreo realizado en la mina a partir de frentes de extracción y el análisis mineralógico integral (macroscópico, microscópico y DRX) logró definir cuatro unidades mineralizadas con calcosina y en menor medida covelina, con ganga que varía en tipo y proporción de filosilicatos, como sigue: A alteración cuarzo-sericítica dominante: micas >> caolín B alteración argílica dominante y cuarzo-sericítica secundaria: caolín > micas > esmectitas C alteración cuarzo-sericítica dominante y argílica secundaria: esmectitas >> micas > cloritas > caolín
Artículo Técnico 29
Figura Nº 1: Cinética de recuperación de Cu
Figura Nº 2: Cinética de recuperación de Fe
D alteración argílica dominante: caolín >> micas >> esmectitas El protocolo experimental utilizado permitió estudiar y predecir el comportamiento de la ganga reactiva mediante la caracterización química y mineralógica y los ensayos de lixiviación en columnas de laboratorio. La capacidad de intercambio catiónico (CIC, inferior a 10 cmol/kg para todas las muestras) confirmó la presencia de esmectitas en una proporción
que no significa un peligro para la pérdida de porosidad y recuperación de Cu intercambiado por filosilicatos. El grado de disgregación durante los ensayos reflejó la calidad física de las rocas; donde A posee la mejor resistencia mecánica y D la peor. Estrechamente relacionado a este comportamiento, la presencia de vetillas de cuarzo y halos de alteración cuarzo-sericíticos, presentes en C, constituyen una buena herramienta predictiva para estimar el grado de liberación de los filosilicatos
(ej. esmectitas) frente al ataque ácido, debido a que otorgan rigidez a la roca. Los ensayos de lixiviación permiten establecer una relación entre los minerales de ganga y el consumo de ácido; la ganga menos reactiva está constituida por caolín, cuarzo, sericita y moscovita. La clorita representa el mineral de mayor consumo de ácido, experimentado por la muestra C. La unidad que presenta mayor recuperación de Cu es D y la de lixiviación más lenta, frente al protocolo utilizado es la unidad B. El lavado e intercambio con un electrolito no constituyen un aporte significativo para la recuperación de cobre atrapado física y químicamente en las columnas, lo cual se refleja en un buen escurrimiento de las soluciones y escaso Cu intercambiado por los filosilicatos, predicho a través de la baja CIC de las muestras. Los resultados de las pruebas de lixiviación demostraron que el tipo de alteración está indirectamente relacionado con la cinética de lixiviación del Cu; A y D (cuarzo, sericita y caolín, menos reactivos) presentan mayor solubilidad de Cu durante el curado debido a la mayor disponibilidad de ácido para actuar con la mena y en general estas alteraciones presentan un menor consumo de ácido durante la lixiviación, en tanto C presentó el mayor consumo de ácido asignado a la presencia de clorita debido a que es la única unidad que contiene este mineral. Se observó que las muestras con mayor proporción de caolín (B y D) presentan mayor retención de humedad y tardan más en alcanzar la humedad
MINERALES, Edición 264 30
dinámica. Los minerales de ganga que sufren disolución parcial son micas en A, ortoclasa y albita en B y albita en D, deducido de la comparación de los difractogramas de la roca total para los tectosilicatos. El calcio y el magnesio presentan una fuerte tendencia a ser removidos durante la lixiviación y el aluminio especialmente cuando el filosilicato mayoritario es caolín, D, y existe una gran superficie expuesta a la solución. La importancia de un detallado análi-
sis microscópico de la roca, con énfasis en las relaciones texturales, para estimar el grado de disponibilidad de los minerales frente a la lixiviación es una conclusión relevante. No solo es importante el tipo y proporción de los filosilicatos presentes, si no también la forma en que estos se disponen. Solo el conocimiento de estas relaciones permite una mejor ponderación de los análisis y ensayos predictivos. La relación entre la textura de la roca y la liberación de los minerales se hace evi-
Figura Nº 3: Consumo de ácido por unidad
Figura Nº 4: Conductividad hidráulica
dente en el presente estudio para la disolución parcial de la albita; frente a una textura afanítica (D) la disolución parcial de albita es mayor que en muestras con texturas porfídicas (C) o microporfídicas (B). La presencia de vetillas de cuarzo y los halos de alteración cuarzo-sericíticos constituyen una red de soporte para los minerales frente al ataque ácido (C).
Referencias • Bartlett, R. 1992. Solution Mining: Leaching and Fluid Recovery of Materials. Gordon and Breach Science Publishers, Amsterdam: 276p. • Domic, E. 2001. Hidrometalurgia. Fundamentos procesos y aplicaciones, Andros Impresores Ltda., ISBN 956-291-083-0, Santiago, Chile: 947p. • Helle, S. and Kelm, U. 2005. Experimental leaching of atacamite, chrysocola and malachite: Relationship between copper retention and cation exchange capacity. Hidrometallurgy 78: 180-186. • Helle, S.; Kelm, U.; Barrientos, A.; Rivas, P. and Reghezza A. 2005 Improvement of mineralogical and chemical characterization to predict the acid leaching of geometallurgical units from Mina Sur, Chuquicamata, Chile. Minerals Engineering, V 18, Nº 13-14, 1334-336. • Kelm, U. and Helle, S. 2003. An experimental study of the interaction of malachite, atacamite and chysocolla with reactive gangue during sulphuric acid leaching. Hidrometallurgy of
Artículo Técnico 31
Copper, Book 1: Copper 2003, 5th International conference, Santiago de Chile. V 6: 117-130. • Kelm, U. and Helle, S. 2005. Acid leaching of malachite in synthetic mixtures of clay and zeolite-rich gangue. An experimental approach to improve the understanding of problems in heap leaching operation. Applied Clay Science 29: 187-198. • Gatica, A. 2005. Interacción de menas oxidadas de cobre con ganga sin y con óxidos e hidróxidos de hierro, Mina Radomiro Tomic, Codelco Norte, II región de Antofagasta. Memoria para optar al Título de Geólogo, U. de Concepción, Chile: 117p. • Jerez, O. 2006. Efecto de la ganga interactiva en la lixiviación de mezclas de minerales sulfurados y oxidados de cobre. Compañía Minera Cerro Colorado. Memoria para optar al Título de Ingeniero Civil Metalúrgico, U. de Concepción, Chile: 84p. • Reyes, M. 2005. Interacción de la ganga reactiva en la lixiviación con menas oxidadas de Cu. Mina Sur CODELCO – Norte, II región de Antofagasta, Chile. Memoria para optar al Título de Geólogo, U. de Concepción, Chile: 100p. • Rivas, P. 2003. Simulación en laboratorio de la lixiviación en pilas para las gravas Exótica y Achocolatada Mina Sur Óxidos -Codelco Norte. Memoria para optar al Título de Ingeniero Civil Metalúrgico, U. de Concepción, Chile: 92p. • Varela, B. 2007. Estudio Geometalúrgico de cuatro unidades andesíticas, Minera Carmen de Andacollo, IV
Región de Coquimbo, Chile. Memoria para optar al Título de Geólogo, U de Concepción, Chile: 97p.
FOOTNOTES Instituto de Geología Económica Aplicada GEA, Universidad de Concepción, Concepción, Casilla 160-C, Chile. (2) Compañía Minera Linderos, Estación la Viñita s/n, Vicuña, La Serena. (1)
Oscar Jerez Ingeniero Civil Mealúrgico del Instituto de Geología Económica Aplicada de la Universidad de Concepción. Actualmente desarrolla estudios de lixiviación de minerales oxidados de cobre con énfasis en la reactividad de la ganga. Coordina los laboratorios de lixiviación y preparación granulométrica del Instituto. Forma parte del grupo de investigación en Geometalurgia.
Ursula Kelm Autores Sonia Helle Jara Química del Instituto de Geología Económica Aplicada de la Universidad de Concepción. Su especialidad es la geoquímica y el análisis instrumental. Actualmente desarrolla estudios de lixiviación de minerales oxidados de cobre con énfasis en la reactividad de la ganga. Dirige el laboratorio químico del Instituto y forma parte y coordina las actividades del grupo de investigación en Geometalurgía.
María Belén Varela Geóloga de la Universidad de Concepción, 2006. Realizó su práctica profesional y memoria de título en Carmen de Andacollo, enfocada al estudio de la reactividad de la ganga durante el proceso de lixiviación ácida. Actualmente trabaja en Compañía Minera Linderos, IV región de Coquimbo, en el área de producción.
Geóloga del Instituto de Geología Eonómica Aplicada de la Universidad de Concepción. Realizó estudios de pregrado en Tubinga, Alemania y de posgrado en Bristol, Gran Bretaña. Su interés de investigación y de trabajos de consultoría abarcan temáticas relacionadas a la mineralogía de arcillas y zeolitas o recursos no-metálicos de silicatos; Coordina en el Instituto GEA los laboratorios de rayos-X y análisis térmico. Forma parte del grupo de investigación en Geometalurgia.
Marcos Pincheira Geólogo del Instituto de Geología Económica Aplicada GEA de la Universidad de Concepción. Realizó sus estudios de pregrado en la Universidad de Chile y de post grado en la Universidad de Heidelberg en Alemania. Sus intereses están en el campo de la geología económica y mineralogenesis. Forma parte del grupo de investigación en Geometalurgia.
Evaluación experimental de la capacidad de retención de Pb y Cu en zeolitas de Quinamávida, VII Región, Chile S. Helle, O. Jerez, F. Matus, U. Kelm(1)
Toba, constituida mayoritariamente por zeolitas. Quinamávida, región del Maule.
Se evaluó experimentalmente la capacidad de intercambio y retención de Cu y Pb en muestras de material zeolítico proveniente de la alteración pervasiva de tobas de la Formación Terciaria Colbún, en el área de Quinamávida, VII Región, Chile. Se realizaron ensayos en columnas de laboratorio. Los resultados muestran que el material estudiado es capaz de intercambiar y retener, después de aplicar los lavados con agua, valores cercanos al 70 % de Cu y al 100% de Pb para los distintos pH, en las diferentes granulometrías. Estos valores confirman que la roca posee un alto potencial para ser usada en la remediación de suelos contaminados. Palabras claves: zeolitas, intercambio Cu, Pb, Chile, clinoptilolita, mordenita, remediación.
MINERALES, Edición 264 34
El objetivo principal del estudio es la evaluación de la aplicación de las zeolitas que afloran en Quinamávida, VII Región Chile, en la remediación de suelos contaminados por la actividad minera u otra de similar impacto.
Introducción La contaminación de suelos y recursos hídricos como consecuencia de la actividad minera es el legado de la minería para varias generaciones que obliga a considerar todos los posibles tratamientos para su mitigación a mediano y largo plazo y requiere de esfuerzos conjuntos para su prevención (Genc-Fuhrman, et al., 2007; Lin y Yuang, 2002; Feng et al., 2000; Jung y Thornton, 1997). La utilización de zeolitas naturales en la remediación de sectores afectados por la actividad minera, ha cobrado mayor relevancia en la medida que se implementa la legislación ambiental de los países en vías de desarrollo y se adquiere mayor información acerca de su disponibilidad. Estos minerales son fáciles de aplicar, limpios y de bajo costo (Ansari Mahabadi et al. 2007, Melamed y Benvindo da Luz, 2006; Pitcher et al., 2004; Garcıa-Sanchez et al., 1999; Bailey et al., 1999; Haidouti, 1997). La capacidad de intercambio catiónico de las zeolitas tiene una amplia variación dependiendo de su estructura, iones adsorbidos y ganga asociada, entre otros. La eficiencia intercambiadora de las zeolitas naturales es mayor para la Erionita > Chabazita > Clinoptilolita > > Mordenita y la capacidad de remoción de cationes desde una solu-
ción está representada por la secuencia Ag + > Pb +2 > Cd +2 > Zn +2 > Cu +2 > > Ni +2 > Hg +2 (Mondale et al., 1995). La selectividad de la clinoptilolita ha sido estudiada en distintos casos y se presenta como Pb2+ > Fe3+ > Cr3+ ≥ Cu2+ (Inglezakis et al., 2003); Co2+ > Cu2+ > Zn2+ > Mn2+ (Erdem et al., 2004) y Pb2+> Cu2+ > Ni2+ (Sprynskyy et al., 2006) dependiente del pH, de la formación de complejos y de la competencia de iones (Vacamier et al., 2001). La abundancia de zeolitas naturales, en especial de clinoptilolita, permite tratar grandes volúmenes de material contaminado, reteniendo, según su concentración y rango de pH, elementos tóxicos de residuos mineros. En Chile, zeolitas pueden formar yacimientos importantes, como por ejemplo en Quinamávida VII Región, donde tobas de la formación Colbún fueron convertidos a Clinoptilolita/Heulandita y Mordenita (Bascuñan et al., 2007). Aunque en menor concentración zeolitas también son el resultado del metamorfismo de muy baja temperatura y/o alteración que afectó a muchas secuencia volcánicas-volcanoclásticas de Chile Central, incluyendo la cercanía de yacimientos de Cu (Aguirre et al., 2000, Fuentes et al. 2004, Kelm et al., 2008). En la medida que avance la necesidad de contar con materiales aplicables en la remediación de suelos de bajo costo, estas secuencias que recibieron un importante interés petrogenético seguramente serán re-examinados bajo una perspectiva medio-ambiental. Las propiedades particulares de las
distintas zeolitas naturales están determinadas principalmente por la asociación mineralógica de la roca y la granulometría, lo cual hace necesario realizar ensayos de laboratorio para cuantificarlas. Para fines demostrativos, en este estudio se ensayaron muestras de zeolitas procedentes de Quinamávida, VI Región de Chile, (Bascuñan et al., 2007) y se determinaron las características de retención y permeabilidad para su aplicación en remediación de zonas contaminadas por la actividad minera.
Metodología Se realizó la caracterización mineralógica de la roca mediante Difracción de Rayos X (DRX), se determinó la capacidad de intercambio catiónico (CIC) y la constante de conductividad hidráulica. Se realizaron pruebas de laboratorio en columnas de vidrio (30 g) para 2 granulometrías (-10#, -100# Tyler). Un tercer tamaño (-60#/+80# Tyler) se ensaya con el fin de comparar las características de remediación dejando fija la variable granulométrica. Para el intercambio se usaron 50 ml de soluciones de 10.000 ppm de Pb, como nitrato y 4.000 ppm de Cu, como sulfato a pH 3 y 4,5. Después de escurridas las columnas se sometieron a 3 lavados con 50 ml de agua bidestilada. Las soluciones se analizan por EAA. Además se efectuó una cinética de intercambio con 1 g de zeolita (60#/+80# Tyler) y una solución de 500 ppm de Pb, con agitación (270 rpm). El proceso fue interrumpido a 10 min, 20 min, 1 hrs, 4 hrs, 8 hrs, 19 hrs y 50 hrs.
Artículo Técnico 35
Resultados La mineralogía (Fig. 1) del material ensayado consiste en clinoptilolita/ heulandita, mordenita con menor presencia de plagioclasa (albita), cuarzo y esmectita. Concordante con la mineralogía, la CIC es dominada por Ca y Na con menor participación de K y Mg (Fig. 2). La CIC de la fracción fina es levemente mayor por facilitar el acceso de amonio a los sitios de intercambio. La conductividad hidráulica (Fig. 3) se reduce en ambas fracciones con material compactado (0,1 kg/cm2), donde la fracción -100# presenta una conductividad menor que el material -10#. Esto no representa un factor negativo si el producto se emplea como modificador de suelos. La cinética de intercambio de Cu es muy pareja durante las 50 horas de reacción; en el caso de Pb se alcanza un plateau después de 20 horas, aunque es deseable un mayor número de mediciones a partir de las 10 horas de reacción, para confirmar esta tendencia (Fig. 4). Es evidente la necesidad de una buena superficie de contacto antes de un contacto prolongado con la solución de intercambio. Las retenciones globales de Cu logran valores cercanos al 70% (Fig. 5) y en el caso de Pb se acercan al 100%. Para Cu, la mayor liberación de este elemento a la solución se observa como resultado del percolado y primer lavado (Fig. 6). La concentración de Cu es mayor en el percolado de la fracción gruesa, confirmando así la información de la CIC. Los procesos de lavado liberan mínimas concentraciones de Pb (Fig.
Figura Nº 1: Difractograma de la toba zeolitizada ensayada (- 10#). Se identifican las lineas más características de cada fase mineral: M – Mordenita; CLP/HEU – Clinoptilolita/Heulandita; PLG – Plagioclasa; C - cuarzo.
Figura Nº 2: Capacidad de intercambio catiónico por Ca, Mg, Na y K, para las granulometrías -10# y - 100#.
MINERALES, Edición 264 36
7). No se observan diferencias notables de retención de Cu y Pb para los dos pH ensayados, típicos de suelos ácidos a muy ácidos y esperables en un entorno de faenas/relaves mineros.
Conclusiones La muestra de zeolita estudiada representa un material de alta pureza con un contenido menor de otros mine-
rales. La presencia de esmectita (Fig. 1) en este caso no interfiere con el fin investigado por su potencial expansibilidad y capacidad de intercambio catiónico. Sin embargo queda mani-
Figura Nº 3: Conductividad hidráulica del material compactado y sin compactar.
Figura Nº 4: Cinética de intercambio para Cu y Pb en la muestra de zeolita -60# / +80# Tyler.
Figura Nº 5: Retención de Cu y Pb para 2 granulometrías a pH 3 y 4,5.
Figura Nº 6: Cu liberado en los procesos de lavado.
Artículo Técnico 37
fiesto que una caracterización mineralógica de cualquier material zeolitizado debe tomar en consideración estas fases menores para predecir/prevenir posibles efectos adversos a la conductividad hidráulica o distintos patrones de intercambio catiónico. Las pruebas realizadas son suficientes para recomendar el producto a la industria minera para su aplicación en procesos de remediación y además debido a la rápida cinética de absorción de Cu y Pb, podría ser empleado para mitigar el efecto de derrames accidentales. El producto es capaz de intercambiar y retener, valores cercanos al 70 % de Cu y al 100% de Pb para pH entre 3 y 4,5 (Fig. 5) a las granulometrías ensayadas.
Referencias • Aguirre et al. 2000. New Zealand Journal of Geology and Geophysics, 43, 83.
• Ansari Mahabadi et al. 2007.Geoderma. 137; 388. • Bailey et al. 1999. Water Research, 33, 11; 2469. • Bascuñan et al. 2007. Clays and Clay Minerals, 55, 5, 524. • Erdem et al. 2004. Journal of Colloid and Interface Science 280; 309. • Feng, et al. 2000. Hydrometallurgy, 56; 359. • Fuentes et al. 2004. Journal of Volcanology and Geothermal Research, 138, 139. • Garcıa-Sanchez et al. 1999. The Science of the Total Environment. 242; 179. • Genc-Fuhrman et al. 2007. Water Research, 41; 91. • Haidouti C. 1997. The Science of the Total Environment 208; 105. • Jung y Thornton. 1997. The Science of the Total Environment.198;105. • Kelm et al. 2008. Environmental Geology (on line) DOI 10.1007/ s00254 008 1305-1
Figura Nº 7: Pb liberado en los procesos de lavado.
• Lin S. y Juang, R. 2002. Journal of Hazardous Materials, 315. • Melamed R. and Benvindo da Luz A. 2006. The Science of the Total Environment. 368;403. • Mondale et al. 1995. Minerals Eng. 8, 4/5; 535. • Pitcher S., Slade, R. and Ward N. 2004. The Science of the Total Environment 334– 335; 161 • Vacamier, et al. 2001. Water Research 35, 2; 373.
Footnotes (1)
Instituto de Geología Económica Aplicada (GEA), Universidad de Concepción, Casilla 160-C, Concepción 3, Chile. shelle@udec.cl; ukelm@ udec.cl; ojerez@udec.cl
Autores Sonia Helle Jara Química del Instituto de Geología Económica Aplicada de la Universidad de Concepción. Su especialidad es la geoquímica y el análisis instrumental. Actualmente desarrolla estudios de lixiviación de minerales oxidados de cobre con énfasis en la reactividad de la ganga. Dirige el laboratorio químico del Instituto y forma parte y coordina las actividades del grupo de investigación en Geometalurgía.
Oscar Jerez Ingeniero Civil Metalúrgico del Ins-
MINERALES, Edición 264 38
tituto de Geología Económica Aplicada de la Universidad de Concepción. Actualmente desarrolla estudios de lixiviación de minerales oxidados de cobre con énfasis en la reactividad de la ganga. Coordina los laboratorios de lixiviación y preparación granulométrica del Instituto. Forma parte del grupo de investigación en Geometalurgia.
Francisco Matus Químico analista U.de C. Actualmente se desempeña en los laboratorios de control de calidad de Cementos Bio Bio, planta Curicó.
Ursula Kelm Geóloga del Instituto de Geología Eonómica Aplicada de la Universidad
de Concepción. Realizó estudios de pregrado en Tubinga, Alemania y de posgrado en Bristol, Gran Bretaña. Su interés de investigación y de trabajos de consultoría abarcan temáticas relacionadas a la mineralogía de arcillas y zeolitas o recursos no-metálicos de silicatos; coordina en el Instituto GEA los laboratorios de rayos-X y análisis térmico. Forma parte del grupo de investigación en Geometalurgia.
Artículo Técnico 39
Rate of Reduction of Liquid Copper with H2(g)/N2(g) Gas Mixtures
Tanai Marín
The rate of reduction of liquid copper at temperatures between 1150 ºC to 1500 ºC with H2/N2 gas mixtures of different compositions (15, 40 and 100 vol% H2) has been measured using a thermogravimetric technique for oxidized copper samples in the range of 170 mg. The activation energy for the reduction of liquid copper was calculated to be 9 kJ/mol when using H2/N2 mixtures contaning 40 vol% of H2, indicating that the process is controlled by mass transfer of oxygen. The rate of reduction was found to be independent of the remaining oxygen content in the melt and increase with increasing H2 content in the gas mixture.
MINERALES, Ediciรณn 264 40
Introduction Fire refining of copper involves two main steps, oxidation and reduction. In the first one, blister copper is oxidized in order to remove the remaining sulfur and if necessary to remove other impurities such as Pb, As, Sb with the addition of different fluxes. The second key operation in copper fire refining is reduction in which the excess oxygen absorbed during oxidation is removed by means of injection of a reducing reagent. The use of different kinds of reducing reagents has been described by Oudiz [1] and their use in the industry has been recently surveyed by Ramachandran et. al. [2]. In the literature, gaseous reduction of copper is the most widely studied technique, with carbon monoxide [3-6] as the most widely used reducing gas. Different gas mixtures including CO/ CO2 [7, 8], H2/N2 [9], H2/Ar [10], and reformed natural gas [5, 11-12] have also been studied. The use of gases to deoxidize copper avoids the problem of contamination produced by the use of soluble elements which have affinity for oxygen such as phosphorus, lithium, calcium or boron, as described by Geskin et. al. [13]. Carbon can be used to reduce liquid copper without the problem of contaminating the liquid, since it is not soluble in liquid copper and has a high thermodynamic potential to reduce the molten metal by generating CO or CO2. The use of graphite rods [13-16], graphite particles injected into the melt [17], as a flux cover [18] or charcoal packed bed filter [13] can be found in the literature
to produce oxygen free copper. Galvanic and electrolytic techniques have also been developed to remove oxygen from molten metals using oxygen-ion conduction in stabilized zirconia[19]. For liquid copper reduction using graphite, a number of studies have been made using very low initial oxygen concentrations (less than 0.1-0.2 wt%). In those cases, chemisorption of oxygen from liquid copper onto the graphite surface [14] or mass transfer of oxygen in the metal phase [15, 16] have been reported as the rate controlling steps. For higher initial oxygen concentration (0.66 wt%) mixed control [17] (mass transfer and chemical reaction) has been reported. The objective of this study is to determine the interaction between liquid copper and gas products resulting from combustion, in particular the interaction between oxidized liquid copper and hydrogen/nitrogen mixtures. To gain an understanding of the reduction of liquid copper, it is important to study the available literature information regarding gaseous reduction of dilute liquid Cu-O alloys. In Table I, a summary of the main experimental approaches and conditions found in the literature is given with respect to gaseous reduction. It is observed from the literature data that most of the information available is provided for the reduction of liquid copper with CO. Andreini et. al. [3] focused their discussion on the range of oxygen dissolved into copper below 0.05 wt%, in which case liquid mass transfer was found to be rate limiting
step. Nanda and Geiger [4] also did the study of low oxygen concentration in copper (bellow 0.05 wt%), reporting that liquid mass transfer was the rate limiting step. In these cases [3, 4] a first order kinetic law was used to describe the kinetics of reduction. For high oxygen concentrations in the melt (0.1 to 1 wt%), Themelis and Schmidt [6] reported that the rate was independent of the oxygen concentration in the liquid and mass transfer in the gas phase was the rate limiting step. The same conclusion was found by Kikuchi et. al. [8] for oxygen concentrations greater than 0.25 wt%. With respect to temperature dependence only Andreini et. al. reported that the rate of reduction slightly decreases when increasing the temperature from 1113 to 1173 ห C. This contradicts the reported activation energy of 9.8 kJ/moles by Kikuchi et al. [8] for a much wider range of temperature (1084 to 1265 ยบC). With respect to H2 reduction of dilute liquid Cu-O alloys, there is very little information available. Capocchi and De Lazzari [9] reported that the change in mass as a function of time follows a linear trend for oxygen concentrations between 0.4 wt% down to 0.15 wt% using two different H2/N2 mixtures (0.15 and 0.33 vol% H2). They reported that mass transfer was the rate limiting step at 1170 ยบC. On the other hand, Fukunaka et. al. [10] carried out the study of reducing a levitated copper droplet under H2/Ar mixture at a very high temperature (1697 ยบC). From their results, the authors reported that mass transfer in the gas phase was the rate limiting step
Artículo Técnico 41
for high oxygen concentrations. They also pointed out the importance of the dissolution of H2 into copper on the reduction mechanism which occurs from the beginning of the reduction. There is no activation energy reported for the reduction of dilute liquid Cu-O alloys with H2. Finally the use of natural gas has also been studied. The use of reformed natural gas was performed by Andreini
[5]. In this case the study focused on low oxygen concentrations and liquid mass transfer was found to be the rate limiting step. It was suggested by Andreini [5] that H2 is a more effective reducing reagent than CO. Riveros et. al. [11] reported the results of bubbling natural gas directly into liquid copper. They observed that the rate of reduction was almost linear with respect to time for a given flow rate of natural gas. Also an
increase in rate of reduction was observed when increasing the gas flow rate. More recently Soltanieh and Karimi [12] did a similar study, in which natural gas was bubbled into liquid copper containing almost 1.8 wt% of oxygen. In this case they concluded that the process was controlled by mass transfer by applying the shrinking core model. It was not clear from the information reported by the authors, how this model
TablE Nº 1:
Different experimental conditions for gaseous reduction of liquid copper from the literature Cu mass
Initial Oxygen
Lance submersion
Reducing reagent
g
wt%
cm
%
Andreini et. al. [3]
3950
0.1, 0.3, 0.5
15
Nanda and Geiger [4]
N/R
0.02-0.05
Themelis and Schmidt [6]
90 kg
Capocchi and De Lazzari [9]
Author
Temp. range
Gas flow*
C
cm3/min
100 % CO
1113 and 1173
60 to 360
Single bubbles
1.27
CO
1135
24 to 900
Bubbling db < 1 cm
0.1 to 1
2 to 20 cm
CO
1170
5 to 100 l/min
Submerged jet
7000
0.4
N/R
0.15 H2 and 0.33 H2
1170
200 to 900
Bubbling
Fukunaka et. al. [10]
0.5
0.036 to 1.9
N/A
0.2-4 %H2, bal Ar
1697
12 l/min
Levitated droplet
Riveros et. al. [11]
400
1
2
CH4
1200
25 - 150
Bubbling
Soltanieh and Karimi [12]
40
1.8
N/R
CH4
1200
75
Bubbling
N/A: not applicable N/R: information was not reported by authors. *: Refers to total gas flow at standard conditions (1 atm, 20 oC)
o
Set-up
MINERALES, Edición 264 42
was applied to gaseous bubbles. Activation energy for the reduction of liquid copper with methane or reformed natural has not been reported. In summary, there has not been a study for the reduction of dilute liquid Cu-O alloys with CO and H2 under similar conditions. Moreover, the lack of information with respect to the reduction of liquid copper with H2 does not allow the estimation of the rate of reduction with a reducing flame.
Experimental and Results A SETARAM TG-TGA 92 thermogravimetric unit equipped with a microbalance which has a maximum capacity of 20 g and a readability of 1 µg, was used to study the rate of reduction of liquid copper under various conditions of temperature and atmosphere for samples of the order of 170 mg. Normally, gas is supplied to the balance reaction tube in such a way that its composition is not depleted by the reactions taking place inside the crucible. In this case the flow rate of the inlet gas was kept at 450 cm3/min. A schematic of the experimental setup for this TGA is shown in Figure 1. It consists of a microbalance which is protected under an inert gas atmosphere. A platinum wire hung from the balance is going inside a graphite furnace. An alumina crucible (4.5 mm ID, 6.5 mm OD, 7.8 mm height) which contains the sample is suspended from the platinum wire. A type-R thermocouple (Pt-13%Rh/Pt) which is located underneath the crucible is used to monitor
and control the furnace temperature. This setup also has a vacuum pump which is used to purge the reaction tube of the balance. A controller module (SETARAM C92) controls the balance operation and collects the data which is stored in a personal computer. For a typical reduction experiment, Cu samples taken from electrolytic pure wires (1.7 mm in diameter) are cut and weighed. The samples are immersed in an acid solution (5% H2O2, 10% H2SO4, 2% HNO3, H2O balance) to clean the surface and remove any oxide layer.
After cleaning and drying, sample are weighed and measured as well as the crucible. The crucible containing the sample is then hung from the platinum wire in the thermo-balance and the system is closed. Pure Argon (grade 4.8) is used to flush the furnace. Before the start of heating, the furnace and the microbalance are purged twice to ensure that there is no oxygen present in the system. The furnace, which has a graphite heating element (kept under extra high purity argon, grade 5), starts heating at approximately 30ºC/min until
FigurE Nº 1: Experimental Setup of themogravimetric unit. Drawing not to scale.
Artículo Técnico 43
the desired temperature is reached. During this period of time argon is passed through the furnace to maintain an inert atmosphere. Once the temperature and mass have stabilized the oxidizing gas mixture ingress the furnace and the mass gain is recorded by the computer. The gas mixture is changed back to argon after a mass gain equivalent to 1 wt% is reached. At this point, the reduction experiment begins by switching the gas mixture to reducing conditions and recording the mass loss. Although for each experimental run the cumulative uncertainty is calculated individually, in general terms, with this technique it is possible to measure rates of reduction in the order of 1x10 -2 mg/s with an uncertainty in the order of 1x10 -5 mg/s. For the deoxidation experiments, H2/ N2 mixtures with different compositions and at different temperatures were used to reduce dilute liquid Cu-O alloys. The experimental conditions and results are tabulated in Table II. Although the change in mass is negative in time due to the removal of oxygen from liquid copper by hydrogen, a positive value has been assigned to the value of the rate of reduction. This is represented by the following chemical reaction: Thermodynamic information for ReacO+H2(g) é H2O(g)
(1)
tion 1 can be obtained from the literature, the follow expression is obtained considering 1 wt% of hypothetical oxygen concentration as standard state and infinite dilution as reference state:
Although, there is a limited solubility
( )
ΔGio<(wt%) cal =39466+9.27∙T mal
(2)
of hydrogen in liquid copper, from the results obtained in the small capacity TGA there is no evidence that indicates the participation of dissolved hydrogen in the reduction of the liquid Cu-O alloy. Therefore, it will be assumed that all mass loss corresponds to removal of oxygen from copper. The total gas flow rate into the system is such that its composition is not affected by the consumption of H2 into copper and by the release of H2O from the metal. In general, the total H2 utilization does not exceed 1 % in volume fraction.
As expected, while flowing hydrogen/ nitrogen mixtures into the reaction tube, the mass of the sample decreases with time, according to Eq. 1. The mass loss follows a linear trend until all the oxygen dissolved in the molten metal is consumed. This is shown in Figure 2, where the mass removed during reduction with different H2/N2 mixtures at 1200 ºC is plotted against time. The rate of reduction r in mg/s tabulated in Table II is calculated based on the least squares method for the linear range of mass change. It has to be noted from Figure 2 that several sampled points are taken in the case of 15 vol% H2 which indicates that the true trend of the mass change is captured by the TGA. Howe-
TablE Nº 2:
Experimental conditions and results for reduction of liquid copper with H2/N2 mixtures Temperature
Cu mass
H2 in Gas
Total gas flow rate
Rate of reductiona r
C
mg
Vol %
cm3/min
mg/s x 103
15
1200
166.2
100
826
8.62c
29
1500
167.3
40
576
7.01
31
1150
171.1
40
658
6.12
31b
1150
171.1
40
658
6.26
33
1300
171.1
40
645
6.84
35
1300
171.1
15
632
4.98
37
1200
166.3
15
632
2.89
39
1200
166.3
40
686
5.95
Run #
o
a: rate of reduction calculated using least squares method for linear range of mass change. b: repeated test c: based only on three measured points
MINERALES, Edición 264 44
ver, for the case of 100 vol% H2 (run 15) only 3 measured points are taken, which is not enough to calculate the rate of reduction, even though it could certainly be said that the rate of reduction in this case is higher than in the other experiments. From Figure 2, it has to be noted that the initial oxygen content varied for each run. Therefore, the point at which the reduction stops is different in each run. In Figure 3, the rate of reduction as a function of hydrogen composition in the gas mixture is plotted. In this case, it is observed that as the hydrogen content increases, the rate of reduction also increases. It has to be mentioned that the error associated with the value
of the reduction rate at 100% vol H2 does not allow evaluation of whether the rate of reduction increases linearly with increasing hydrogen content in the gas phase or not. It will be shown later, from the results obtained in the large capacity TGA, that the reduction rate of dilute liquid Cu-O alloys increases linearly with the hydrogen flow rate. A series of experimental runs were carried by changing the temperature from 1150 oC to 1500 °C while maintaining the content of hydrogen in the gas mixture (40 % volume fraction). These correspond to runs 29, 31, 33 and 39 in Table II. Under these conditions, almost no effect on the rate of mass removal is observed over the whole range of tem-
FigurE Nº 2: Mass removed versus time during reduction of liquid copper with different H2/N2 gas mixtures at 1200 oC in the small capacity TGA (runs 15, 37 and 39).
peratures considered. This is observed in Figure 4, where the mass removed for these runs is plotted as a function of time. It is observed in Figure 4 that the mass loss follows an initial nearly linear trend, with the most deviation at 1500 ˚C. However, the overall rate of reduction is of the same magnitude and very close to the runs at lower temperatures. It is possible to estimate the value of the activation energy for the reduction of liquid copper with H2/N2 mixtures by taking the values for rate of reduction from Table II and plotting the natural logarithm of the rate against the inverse of the absolute temperature. This is observed in Figure 5, in this case, the absolute value of the rate of reduc-
FigurE Nº 3: Absolute value of rate of reduction as a function of H2 content in gas mixture at 1200 ˚C in small capacity TGA.
Artículo Técnico 45
tion is taken. From the slope of the curve in Figure 5 an estimated value for the activation energy of 9 kJ/mol for the reduction of liquid copper with H2/N2 is obtained. This very low value indicates that there is almost no effect of the temperature on the rate of reduction, which probably indicates that this process is controlled by mass transfer rather than chemical reaction, which is the case when using a solid reductant [13-18].
rate limiting step. The mass loss follows a linear trend with respect to time for the different conditions of gas composition or temperature. With increasing H2 content in the gas mixture, the rate of reduction also increases in a parabolic manner. Finally, a very low value of the activation energy were determined experimentally, 9 kJ/mol when using 40 vol% H2 mixtures, confirming the conclusion of mass transfer to be the rate controlling step.
Summary For the reduction of dilute liquid copper-oxygen melts with H2/N2 mixtures, mass transfer on the gas phase is the
References J. J. Oudiz, “Poling Processes for Copper Refining”, Journal of
(1)
FigurE Nº 4: Mass removed as a function of time during reduction with 40 % H2 (bal.N2) mixture at temperatures from 1150 ˚C to 1500 ˚C in the small capacity TGA.
Metals, vol. 25, no. 12, (1973), pp. 35-38. (2) V. Ramachandran, C. Diaz, T. Eltringham, C. Y. Jiang, T. Lehner, P. J. Mackey, C. Newman and A. Tarasov, “Primary copper production – a survey of operating world copper smelters”. Copper 03 – Cobre 03 International conference, vol. IV Pyrometallurgy of Copper, Book 1: Smelting Operations, Ancillary Operations and Furnace Integrity. Ed. C. Diaz, J. Kapusta and C. Newman, Montreal Canada, The Metallurgical Society of CIM, (2003), pp. 3-16. (3) R. J. Andreini, J. S. Foster and R. B. Philips, “Copper Deoxidation Kine-
FigurE Nº 5: Natural logarithm of absolute value of rate of reduction as a function of inverse of absolute temperature for runs 29, 31, 33 and 39.
MINERALES, Edición 264 46
tics Utilizing Carbon Monoxide”. Metallurgical Transactions B, vol. 8B, (1977), pp. 633-638. (4) C. R. Nanda and G. H. Geiger, “Kinetics of Deoxidation of Copper and Copper Alloys by Carbon Monoxide”, Metallurgical Transactions, vol. 2, (1971), pp. 1101-1106. (5) R. J. Andreini, “Characterization of Gas Bubbles Injected Into Liquid Metals and the Kinetics of Gaseous Deoxidation of Liquid Copper”. Dissertation Abstracts International, vol. 40, no. 7, (1980), pp. 3335-B. (6) N. J. Themelis and P. R. Schmidt, “Deoxidation of Liquid Copper by a Submerged Gas Jet”, Transactions of the Metallurgical Society of AIME, vol. 239, no. 9, (1967), pp.1313-1318. (7) A. Kikuchi, Y. Yusa and T. Tadaki, “Kinetics of Deoxidation of Liquid Copper by CO2-CO Gas Mixture”, Journal of Japan Institute of Metals, vol. 44, no. 6, (1980), pp. 884-891. (8) A. Kikuchi, M. Ayusawa, T. Tadaki and S. Maeda, “Deoxidation Rates of Liquid Copper in CO2/CO Gas Mixture”, Journal of Japan Institute of Metals, vol. 44, no. 6, (1980), pp. 665-671. (9) J. D. T. Capocchi and C. P. De Lazzari, “Copper Deoxidation by Bubbling Hydrogen/Nitrogen Mixtures through the Melt”. EPD Congress, The Minerals, Metals and Materials Society/AIME, (1997), pp. 107-118. (10) Y. Fukunaka, K. Tamura, N. Taguchi and Z. Asaki, “Deoxidation Rate of Copper Droplet Levitated in Ar-H2
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AutHOR Tanai Marín Profesor Asistente del Departamento de Ingeniería de Minas de la Universidad de Chile desde 2006. Obtuvo el grado de Doctor en Filosofía en Metalurgia y Ciencias de los Materiales en 2006 en la Universidad de Toronto, Canada; Magíster en Ciencias de la Ingeniería en Metalurgia Extractiva en la Universidad de Chile en 2001 e Ingeniero Civil de Minas en la misma universidad. Su área de especialización es pirometalurgia, cinética de reacciones a alta temperatura y simulación computacional de procesos minerometalúrgicos.
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AUGUS TO M I L L Á N:
UNA VIDA RICA EN EXPERIENCIAS Augusto recuerda como si fuera ayer cada uno de los momentos que marca su vida. Una historia tan intensa como multifacética que revela en una extensa entrevista concedida a Revista Minerales.
Sobrevivió a un incendio a bordo de un velero. Estuvo más de 30 horas en el mar tras un naufragio. Cayó en vehículo por un barranco. Volcó otro par de veces en camioneta por peligrosos caminos y logró regresar con vida, pero agonizante por una fulminante enfermedad, tras una travesía en solitario y a caballo por la montaña. Parece que a Augusto Millán Urzúa no le entran balas. Ha vivido de todo y de todo ha salido indemne para contarlo. Pero esta figura de la minería nacional tiene mucho más que contar que accidentes y salvadas milagrosas. Es testigo y actor privilegiado de gran parte de la historia del siglo XX, y auténtico protagonista de muchos de los sucesos que marcaron a la industria minera de esta parte del mundo. Una increíble y multifacética historia que comienza muy lejos de Chile, un 28 de febrero de 1925, en Paris. Ahí nace Augusto, francés de nacimiento, pero por “decisión, convicción y amor”, chileno de corazón. Hijo de un diplomático chileno llamado igual que él y de Carmen Urzúa Lavín, hija de un acaudalado empresario de Rancagua, Augusto regresa a Chile a corta edad, en los difíciles años de la década del ’30.La severa crisis económica mundial ayudó a configurar un escenario dramático para muchos, incluyendo los Millán Urzúa.
En la Armada Logró cierta estabilidad al ingresar al Instituto Nacional, pero a los 14 años, su padre lo saca del colegio sin preguntarle, como era la costumbre de la época, y lo matricula en la
Escuela Naval donde completaría sus estudios y comenzaría una incipiente aunque interrumpida carrera militar. -“Mi padre me obligó a entrar a la Escuela Naval. Me dijo que no podía seguir manteniéndome. La década del treinta fue durísima para mucha gente. Entonces parecía conveniente que entrara a la Escuela Naval porque me iban a dar una beca completa”, recuerda Augusto. “Probablemente el hecho de ser ahijado del Presidente Pedro Aguirre Cerda, ayudó a que me dieran esa beca”, agrega. Sin embargo, Augusto nunca se sintió bien con la instrucción y disciplina militar. Sólo valora la sólida formación “en matemáticas, física y química que recibió y que le serviría años después en la universidad, -“Me retiré pronto. Me facilitó mucho la salida el hecho que se nos quemó el barco escuela – Fragata Lautaro-, que era un velero precioso. Fue un accidente muy grave. Con eso se adelantó mi retiro de la Armada. Si no hubiera sido así, me hubiera sido muy difícil”. Inició su preparación para el Bachillerato. Aunque más que los estudios, de lo único que recuerda es la mujer que conoció apenas entró al curso y que cambiaría su vida. -“¡Fue lo único que vi! En el recreo me paraba al lado de ella, y a puras mentiras le iba conversando. Le preguntaba: y ese libro tan grande que lleva usted bajo el brazo, y ella me decía que era su libro de física. Y yo le decía ese es mi punto débil, me lo puede prestar? Claro que si” me respondía. ¿Dónde se lo puedo devolver?, preguntaba En Andrés Bello
80, respondía. Y bueno, ya van 60 años de matrimonio. Yo no me acuerdo qué aprendí en ese curso, de lo único que me acuerdo es que la vi y se acabó todo lo demás”.
Ingeniería y Medicina La historia de su formación como profesional sigue en la década de los 40, cuando ingresa a estudiar Ingeniería en la Universidad de Chile. Pero antes de terminar, decide casarse con la mujer de su vida, doña Isolda Armijo R., se compra una casa, un auto, y se cambia de carrera. Esta vez, a medicina. -“Me fui a estudiar medicina porque me inquietaba la naturaleza de la materia, inquietud que compartíamos con don Jorge Muñoz Cristi, que era un hombre muy inquieto, y que había tenido los mismos intereses míos. Mientras estudiaba medicina, llegó a Chile el primer microscopio electrónico, que fue instalado en el subterráneo del Instituto de Neurocirugía. Lo había traído el doctor Asenjo, “un gran cirujano que había hecho mucho dinero, y que era un experto en microscopía”. -“Y Asenjo preguntó quién se dedicaba a la microscopía en Chile, y le dieron mi nombre. Así que me contrató. Fui el primer operador de un microscopio electrónico en Chile y me dediqué a hacer los primeros cultivos de tejido que se hicieron en el país”. Tras esa experiencia en Medicina, Augusto decide retornar a Ingeniería para terminar sus estudios, donde se encuentra nuevamente con Jorge Muñoz Cristi y le cuenta que no logró
Entrevista 49
encontrar la naturaleza misma de la vida. “Y él me dice Ah bueno, sigamos trabajando entonces”, recuerda. Por esos años, Augusto ya se había decidido por seguir la carrera de Ingeniería de Minas gracias a la geología porque le apasionó”, recuerda.
En terreno Augusto estaba en la universidad cuando comenzó con sus primeros trabajos relacionados con la profesión gracias a su cercanía con Herbert Hornkohl –padre de la actual Ministra de Agricultura-, un profesor alemán que le enseñó a manejar un magnetómetro que se encontraba en la universidad. Se fue especializando en magnetometría, lo que le abrió las puertas para trabajar en la compañía Santa Fe, del empresario Andrés
Andai Soltanovic, que por esos años pretendía explotar minas de fierro en el norte que eran consideradas inexplotables. “Lo fui a ver y le cuento que tengo un instrumento que permite hacer perfiles, magnetometría y que a su vez permite tener un diagnóstico de reservas aproximados. Me contrató para que en las vacaciones de invierno le hiciera un informe de una mina que estaba empezando a explotar y que se llamaba El Dorado, cerca de Ovalle. Luego le hice trabajos en los fines de semana. Me exigía un informe verbal que era como un estudio de prefactibilidad completa. Y además, compraba lo que yo le decía que era bueno. Entonces no era contestarle cualquier cosa”. Después de ver el resultado de sus informes, Andai le ofreció trabajo permanente. Pero Augusto lo rechazó para priorizar sus estudios
y terminar la carrera. Hasta que en 1955, y tras un exitoso paso por la universidad, Augusto obtiene su título profesional y decide aceptar el ofrecimiento de Andai y se va a trabajar a la mina El Dorado, donde estuvo por dos años y medio.
En el MOP Al poco tiempo, ya estaba contratado, aunque esta vez en la Dirección de Obras Sanitarias del Ministerio de Obras Públicas, que a esas alturas ya sabía de su conocimiento y experiencia en sondajes. “Necesitaban a alguien que pudiera realizar la interpretación de aguas subterráneas, que era la solución para conseguir agua potable para los pueblos chicos. -“Me decían: don Augusto, cuando usted tenga tiempo, vea lo del agua potable de Mul-
MINERALES, Edición 264 50
chén, porque usted sabe que tienen un gran problema. Yo partía al día siguiente. Y así salió el agua potable de Mulchén, Cabildo, La Ligua, Taltal, hasta en Iquique”. Muy pronto, su fama hizo que sus estudios de factibilidad también fueran requeridos desde la minería del cobre, lo que le permitió diversificar sus trabajos y ampliar su campo laboral.
La creación de Enami Uno de los hitos en la vida de Augusto Millán se encuentra en la Empresa Nacional de Minería. Participó activamente en la formación de Enami y fue actor protagónico de los primeros años de funcionamiento de la nueva empresa gracias a un influyente contacto: otro Presidente de la República, esta vez se trató de Jorge Alessandri Rodríguez. -“Estando en el Ministerio de Obras Públicas, recibí el llamado de dos personas. El primero fue don Jorge Alessandri Rodríguez. Yo conocí mucho a don Jorge porque yo era muy amigo de su sobrina, Gabriela Matte, quien había sido compañera de curso de mi mujer en el Liceo 1. Y cuando lo eligieron Presidente, él me dijo: lo voy a necesitar a usted como parte de un equipo, porque quiero que se trasforme la Caja de Crédito Minero en otra institución, en una empresa. Y como usted está en esto de la ingeniería de minas, y
ha conocido bastante el norte...., Esa fue la primera llamada. Después me llamó el que fue gerente de la empresa, Enrique Valenzuela, para que formáramos una comisión para estudiar cómo transformar esta Caja de Crédito Minero en una empresa”. Ante tamaño ofrecimiento, Augusto no lo pensó dos veces: “me interesa”, dijo con entusiasmo, a pesar de que tenía trabajo de sobra. Pero lo de Enami era un desafío demasiado interesante como para decir que no. Durante unos cuatro meses, Augusto se dedicó por completo a la mencionada comisión que tenía como gran propósito establecer el marco legal y la redacción de la ley orgánica que permitiera la creación de una nueva empresa. Hasta que finalmente en abril del año 1960, un Decreto Ley permitió el nacimiento legal de Enami. Y por expresa petición del presidente Alessandri, Augusto Millán ocupó una de las dos gerencias que se habían creado con la empresa. -“Fui muy feliz en ese cargo porque teníamos un buen equipo. Y no sólo por los que ya tenía la Caja de Crédito Minero, sino por el personal que contraté como Hernán Danús, Arturo Barriga, Rafael Sepúlveda, Enrique Giovo, Hans Gopfert, es decir, todo un equipo. Yo fijaba los sueldos, el cargo y punto. Enrique Valenzuela me dio plenas facultades. En su nuevo cargo en Enami -período en
el cual se construyeron las plantas de Cabildo, Taltal y Paipote-, a Augusto le correspondió ser el nexo entre la empresa y el gobierno. Cada vez que necesitaba recursos, lo solicitaba directamente a la Dirección de Presupuestos, que en ese tiempo estaba a cargo de Sergio Molina y Edgardo Boeninger. Y asegura que nunca tuvo problemas para conseguir dinero.
Su paso por Hacienda Pero Augusto siempre demostró ser un hombre inquieto. Entonces, no extrañó que al poco tiempo ya estuviera embarcado en otro proyecto. “Como a los tres años de estar en Enami, el mismo Edgardo Boeninger me sugirió que fuera a un curso relacionado con programación económica y evaluación de proyectos, que era lo que yo venía haciendo para Enami. Así que me dieron una beca para hacer un curso de un año en la CEPAL”. Después del curso, el nexo con Molina y Boeninger siguió, ya que fueron ellos mismos los que lo “tentaron” con otro proyecto: le pidieron que creara y que se hiciera cargo de un Departamento de Evaluación de Proyectos en la propia Dirección de Presupuestos, que dependía del ministerio de Hacienda. -“Me tenté y acepté. Entonces ahí contraté varios economistas e ingenieros, entre otros a Hugo Guzmán, a quien había conocido en el curso. Manejé eso durante dos años y era extraordinariamente interesante porque ya no se trataba de proyectos mineros, sino de evaluaciones en general. Me gustaba esto y lo hice un par de años”. Su trabajo en Hacienda terminó cuando se creó la Oficina de Planificación (Odeplan) que absorbió al Departamento de Evaluación de Proyectos, lo que obligaba a Augusto a trasladarse a esta nueva repartición pública. Algo que no le gustó.
Cerro Negro Tras abandonar el gobierno, no le costó mucho trabajo encontrar un nuevo empleo, esta vez, en la Compañía Minera Cerro Negro. Se desempeñó como gerente técnico cum-
Entrevista 51
pliendo una exitosa gestión, ya que logró aumentar la producción, bajar los costos, y dejar obras importantes como “una tremenda escuela y casa para los profesores”. El hecho de viajar constantemente a faena lo llevó a tomar un curso de piloto de vuelo. Se compró un avión y solucionó el problema de los largos traslados. “En 25 minutos estaba en Tobalaba”, recuerda. El trabajo andaba bien y además, subió el precio del cobre, lo que le permitió comprar maquinaria y realizar mejoras en la planta. Pero hacia fines de los ’60, y a medida que se acercaba la elección presidencial de 1970, las tensiones políticas aumentaban. Se retiró de la compañía minera y postuló a una beca de Naciones Unidas para estudiar metalurgia extractiva, ingresó al Imperial College, en Inglaterra.
El regreso a Enami Después de un año, su regreso a Chile lo sorprende otra vez como cesante en medio de los agitados años de comienzos de la década de los setenta. -“Un día me encontré con Hernán Danús y me dijo algo que me dejó de una pieza: mira, yo te voy a conseguir trabajo en Enami, pero en el área técnica. Insistió en que hablaría con Eduardo Matta. Y así fue como me dieron una pega de asesor metalúrgico. Me dieron una oficina en el edificio de Mac-Iver, con camioneta, estacionamiento, secretaria, etc. Si bien es cierto que yo había contratado a Hernán tiempo antes, no se puede negar que me devolvió la mano con creces. Eso me permitió trabajar como asesor metalúrgico”. Sobre su trabajo comenta: “Se supone que había que optimizar los procesos, y yo iba a las plantas, sacaba las muestras, hacía todo lo que había aprendido en Londres, pruebas metalúrgicas a nivel de laboratorios para optimizar los procesos. Pero uno de sus tantos viajes a faena pudo haber terminado en tragedia porque tuvo otro accidente que bien pudo haberle costado la vida.
-“Venía de regreso a Santiago con Juan Enrique Morales en una camioneta de la gerencia y de pronto se manda quebrada abajo. Fue impactante, porque caímos hasta quedar colgando de dos piedras. Y lo entretenido fue que cuando nos rescataron y nos llevaron al hospital, las dos personas con las que iba (el chofer y Juan Enrique) pasaron directo a pabellón por las fracturas. Y yo afuera, esperando, sin ningún rasguño”.
El Departamento de Ingeniería y Desarrollo En septiembre del 1973, el nuevo ministro de Minería -un general de Carabineros- se contacta con Augusto Millán para ofrecerle la gerencia de ingeniería y desarrollo, diciéndole: “¿por qué no se hace cargo usted si le tiene aprecio a esa institución? Por lo menos mientras no encontremos a un sucesor. Acepté, porque imagínense ¡si era la Enami, nuestra creación!”. Alcanzó a estar poco más de un año y en cuanto encontraron al sucesor, renunció. Y quedó en la calle, totalmente cesante de nuevo. Sin trabajo, Augusto decide entonces acercarse a un viejo conocido, Gilberto Hartley, quien era ingeniero y empresario. Le propone trabajar juntos en un proyecto para crear una “filial minera”. El empresario se ponía con 500 mil dólares y el resto del trabajo minero propiamente tal lo hacía Augusto, quien no tardó mucho en comprar barato unas pertenencias mineras que le permitieron formar una empresa. Al poco tiempo, la empresa ya se había consolidado con la explotación de estas pequeñas minas y con llegada de otros profesionales, lo que le permitió retirarse de la sociedad. Así fue como Augusto aterrizó en uno de los proyectos mineros importante que se desarrollaría en Chile en los años siguientes: Los Pelambres, que por esos años pertenecía a la compañía estadounidense Anaconda. Se incorporó a la empresa como gerente técnico del proyecto, donde le correspondió hacer el estudio de factibilidad. Pero al poco tiempo se entera que los norteamericanos
habían decidido vender. “Les había mandado un estudio de factibilidad que decía que con el cobre a un dólar les daba una rentabilidad de 18% anual. Pero para los gringos, esas rentabilidades no se comparaban a lo que entregaba el petróleo y el gas. Así que vendieron. Ahí compraron los Luksic y yo me volví a quedar cesante”. Así se produce su llegada a la misma Facultad donde se había formado, en la Universidad de Chile, para trabajar como profesor jornada completa. Logró ser contratado para hacer clases sobre evaluación de proyectos mineros, algo que no existía en las mallas curriculares de la carrera. Su paso por la Universidad no duraría mucho ya que a los pocos meses decide renunciar. De esta manera llega al Centro de Investigación Minera y Metalúrgica, CIMM, donde estuvo los siguientes tres años hasta que sorpresivamente recibe un llamado de la Universidad para pedirle que se hiciera cargo de la dirección de Departamento de Ingeniería de Minas. “Entonces me fui a la Universidad, y ahí jubilé finalmente”. De esta manera, en la Universidad, el mismo lugar donde había comenzado su vinculación con la minería, termina la vida profesional de Augusto Millán. Una historia riquísima en logros, hitos y plagada de anécdotas (daría para escribir otro reportaje tan largo como éste). Y sus ganas, ímpetu y entusiasmo siguen hasta el día de hoy. Tanto así, que tras su retiro, decide estudiar historia, lo que se traduce muy pronto en valiosos libros que relatan la historia de la minería en los siglos XIX y XX. Hoy esta actividad le mantiene vigente, con las mismas ganas de aprender y entregar que marcaron diferencias en su larga y prolífica vida. Pero por muy importante que haya sido en su trayectoria la profesión que abrazó y amó por tantos años, nada se compara con lo que realmente motivó gran parte de su vida: “¡El matrimonio con mi mujer, pues!”, dice sin dudarlo ni siquiera un segundo. “Mi mujer es lejos, lejos, lejos, mucho más importante que mi profesión”. Palabra de minero.
MINERALES, Edición 264 52
COMISIONES DE TRABAJO INICIAN ACTIVIDADES CON FUERTE IMPULSO Cumpliendo uno de los objetivos centrales de su administración, la nueva directiva del Instituto que asumió este año se dedicó a reforzar el trabajo de las Comisiones Permanentes y transitorias del IIMCh en un esfuerzo que logró una gran aceptación entre los socios.
COMISIONES PERMANENTES IIMCH (ART. 54º Y 55º REGLAMENTO)
Nelson Barrios D.
nbarrios@cimm-tys.cl
Se trata de comisiones técnicas distribuidas por temas que realizan un sólido y permanente trabajo que resulta un gran aporte para el sector.
Jaime Maltes
jmaltesg@hotmail.com
La convocatoria realizada por el Instituto obtuvo un amplio respaldo de los colegas, lo que permitió formar 13 comisiones de trabajo (ver recuadro). Prácticamente todas las comisiones han realizado al menos dos sesiones de trabajo, en los que se han tratado distintos temas de interés. Las comisiones se preparan para entregar sus conclusiones durante la 59ª Convención Anual del IIMCh, que este año se realizará en la ciudad de Viña del Mar.
ADMISIÓN Y MEMBRESÍA
ADMINISTRACIÓN Y FINANZAS Manuel Viera F. (Presidente)
mviera@entelchile.net.
Rebeca Donoso O.
rdonoso@cimm-tys.cl
Santiago Jorquera G.
No tiene e-mail
Raúl López O.
raulopez7@gmail.com
Werner Schlein Sch.
wschlein@vtr.net
Ricardo Simian D.
ricardosimian@hotmail.com
ENSEÑANZA Raúl Castro
rcastro@ing.uchile.cl
Marcelo Espinoza
mespi001@codelco.cl
Omar Gallardo G.
ogallardo@lauca.usach.cl
Hans Göpfert H.
hans.gopfert@amec.com
Información IIMCH 53
Juan Montes A.
jmontes@codelco.cl
Aldo Picozzi B. (Presidente)
apicozzi@vtr.net
Camilo Salinas T.
csalinas@kala.cl
Jorge Santibáñez
jsant011@codelco.cl
PERFECCIONAMIENTO PROFESIONAL Raúl Castro
rcastro@ing.uchile.cl
Hans Göpfert H.
hans.gopfert@amec.com
Jorge Santibáñez
jsant011@codelco.cl
POLÍTICA MINERA Tomás Astorga Sch. (Presidente)
tastorga@enami.cl
Patricio Cartagena D.
cartagena.patricio@gmail.com
Sergio Demetrio J.
sergio.demetrio@smeltec.cl
Marcelo Espinoza
mespi001@codelco.cl
Jorge Nilson E.
jnilsson@codelco.cl
Alejandro Plaza U.
aplaza@encare.cl
Jorge Ramírez S.
jrami007@codelco.cl
Eduardo Yáñez
eduardo.yanez@arcadis.cl
COMISIONES TRANSITORIAS IIMCH (ART. 55º REGLAMENTO) ENERGÍA Francisco Calaf G.
fcalafg@cenizas.cl
Pedro Courard B. (Presidente)
pcourard@terra.cl
COMITÉ EDITORIAL
Sergio Demetrio J.
sergio.demetrio@smeltec.cl
Santiago Jorquera G.
sjoquera@iimch.cl
Josip Domittrovic P.
josipd@vtr.net
Manuel Zamorano S.
mzamoran@cimm-tys.cl
Gastón Fernández M.
gfernandezmontero@yahoo.es
Leopoldo Contreras C.
lcontrer@iimch.cl
Hugo Guzmán Q.
hguzmanq@hotmail.com
Hernán Danús V.
hdanus@hotmail.com
Jorge Ramírez S.
jrami007@codelco.cl
Sergio Demetrio J.
sergio.demetrio@smeltec.cl
Fernando Ramírez P.
framirez@ws-ingenieria.cl
Gastón Fernández M.
gfernandezmontero@yahoo.es
Mario Serrano C.
No tiene e-mail
Hans Göpfert H.
hgopfert@cadeidepe.cl
Peter Wilke H.
phwilke@yahoo.com
Hugo Guzmán Q.
hguzmanq@hotmaill.com
jcyanez@cimm-tys.cl
Javier Jofré R.
jjofre@molycop.cl
Augusto Millán U.
amillanu@entelchile.net
Manuel Tulcanaza N.
etulcana@codelco.cl
Juan Carlos Yáñez C. PUBLICACIONES Santiago Jorquera G.
sjoquera@iimch.cl
Raúl Castro
rcastro@ing.uchile.cl
RECURSOS HÍDRICOS Y MEDIO AMBIENTE
Gastón Bustamante C.
No tiene e-mail
Patricio Cartagena D.
cartagena.patricio@gmail.com
Hernán Danús V.
hdanus@hotmail.com
Héctor Celis C.
hcelis@gedesic.cl
Hans Göpfert H.
hans.gopfert@amec.com
Leopoldo Contreras C.
lcontrer@iimch.cl
Augusto Millán U.
No tiene e-mail
Silvia Defranchi C.
sdefranchi@barrick.com
MINERALES, Edición 264 54
Omar Gallardo G.
ogallardo@lauca.usach.cl
Krügger Montalbán A. (Presidente) kmontalban@gmail.com Iván Pérez P.
ivan.perez@arcadis.cl
Jaime Solari S.
jsolari@sga-ltda.cl
Jorge Ramírez S.
jrami007@codelco.cl
Leticia Vargas G.
lvargas@cimm-tys.cl
GESTIÓN DEL CONOCIMIENTO Miguel Cellino
mcellino@eneraconsultores.cl
Fernando Flores T.
fflores@enami.cl
Ramiro Guzmán Q.
metaproject@metaproject.cl
Rolando Morales M.
rmora021@codelco.cl
Aldo Picozzi B.
apicozzi@vtr.net
Alejandro Plaza M.
aplaza@encare.cl
Ademir Ramírez
aramirez@minmetal.cl
Julio Vienne C.
julio.vienne@newcrest.com.au
Iván Violic
iviolic@downingteal.cl
RECURSOS MINEROS Edmundo Tulcanaza N.
etulcana@codelco.cl
Omar Cortés C.
omar.oe.cortes@bhpbilliton. com
Mariano Gajardo m.
mgajardo@sernageomin.cl
Juan Pablo González T.
jpablogonzalez@yahoo.com
Oscar Melo R. (Presidente)
oscarmelo@mi.cl
José Moscoso A.
jmoscoso@enami.cl
Carlos C. Rodríguez
crodriguez@indecsa.com
Manuel Viera F.
mviera@entelchile.net
Hernán Vives N.
hvives@cochilco.cl
Eduardo Yáñez
eduardo.yanez@arcadis.cl
INNOVACIÓN Y DESARROLLO TECNOLÓGICO Jaime Alvarez M.
jalvarez@udec.cl
Nelson Cabrera M.
nelson.cabrera@thermo.com
Francisco Calaf G.
fcalafg@cenizas.cl
Gustavo Cartagena R.
g.cartagena@entelchile.net
Rosa A. Coronado
rcoro2001@yahoo.com
Valentín Daniels K.
valentin.daniels@gmail.com
Sergio Demetrio J.
sergio.demetrio@smeltec.cl
Agustín Díaz S.
ardiaz@bechtel.com
Gastón Fernández M.
gfernandezmontero@yahoo.es
Marcelo Jo L.
mjo@xstratacopper.cl
Información IIMCH 55
Carlos Landolt P. (Presidente)
carloslandolt@hotmail.com
Santiago Jorquera G.
sjorquera@iimch.cl
Carlos Orlandi J.
corlandi@enaex.cl
Gabriel Larrondo
glarrondo@gmail.com
Carlos Rodríguez Q.
crodriguez@indecsa.com
Alberto Meier S.
ameier@agecomet.cl
Samuel Sánchez P.
idmidm@adsl.tie.cl
Christian Moscoso W.
cmoscoso@ing.uchile.cl
Ricardo Palma C.
rpalma@barrick.com
SUSTENTABILIDAD
Iván Pérez P.
ivan.perez@arcadis.cl
Ricardo Arias V.
rarias@dgamin.cl
Mario Sánchez
mario.sanchez@hatchcl
Patricio Galleguillos A.
pga@geoambiente.cl
Fernando Silva C.
fsilva@firestop.cl
Oscar Jiles Q.
oscarjiles@iimch.cl
Enrique Toutin C.
enrtout@codelco.cl
Arnaldo Velasquez N. (Presidente)
avelasqu@cimm-tys.cl
MINERALES, Edición 264 56
Presentación Premio al Afecto Minero
SANTIAGO JORQUERA GÓMEZ El Instituto otorgó al Premio al Afecto Minero en la cena de inicio de actividades 2008. Este año el elegido fue don Santiago Jorquera Gomez . Quien es don Santiago Jorquera, aunque todos lo conocemos muy bien y desde hace ya algunos años. Santiago es ingeniero civil de minas de la Universidad de Chile, de la promoción de 1953. Está felizmente casado con la señora Irene Torres Bousax. Tienen 4 hijas: Pamela, Jimena, Mariela y Gabriela. Su actividad profesional la inició en la Caja de Crédito y Fomento Minero en 1954. En el año 1956, ingresó como ayudante administrador a la
Mina Los Bronces de Disputa de las Condes. Según nos ha confidenciado. Su primer viaje a la faena lo realizó en un camión de carga que coincidió a subir en esos momentos. No volvió a bajar a Santiago por un periodo mas o menos prolongado. En uno de esos viajes a Santiago conoció a su Irene. Era bastante menor que Santiago, no voy a decir cuanto, pero era una cantidad apreciable de años. Nuestro colega se enamoró de inmediato y muy pronto se presentó en casa de sus futuros suegros para pedir la mano de Irene. Dicen que era la segunda vez que se veían y que Santiago la habría invitado a vivir arriba en la faena.
Información IIMCH 57
Por otra parte la vida en la faena era dura. Por supuesto no se contaba con los adelantos de las comunicaciones ni el transporte, lo que hacía las estadías en la faena más larga aún. El lugar donde vivía Santiago, era sencillo pero contaba con el personal necesario para que lo atendieran en sus necesidades domesticas. Recursos que compartía con su amigo de toda la vida Adrián Meléndez Cathalifaud. Comentan que el colega Adrián insistía en que Santiago supervisara personalmente los disparos que se hacían en los turnos de noche. Bueno no vamos a entrar mas en detalles, pero así se desarrollaba la vida en la faena cuando Santiago decidió sentar cabeza y proponerle matrimonio a Irene. Santiago nos ha contado innumerables veces lo feliz que lo ha hecho esta decisión, haciendo a Irene la compañera de su vida. Así se impuso la tranquilidad que naturalmente trae el matrimonio y a lo largo de estos mas de 40 años han estado juntos y debo decirles que siempre se ven tan felices como ahora. Esta es una realidad que los colegas jóvenes no pueden disfrutar puesto que los sistemas de turnos actuales no están diseñados pensando en la relación marido y mujer. Es un tema que como industria hoy tenemos pendiente. Santiago trabajó en Empresa Minera Aysen; en la Sociedad Minera Pudahuel; en Minera Merceditas; en las Cenizas y también como industrial minero. Pero hoy día los estamos premiando por su entrega al Instituto y por el afecto que todos le tenemos. Este afecto se lo ha ganado a través de las muchas actividades en las que ha participado, siempre dispuesto a cooperar, siempre alegre, siempre acompañado de su señora Irene. Nos hemos preguntado si el afecto es una necesidad y surge rápidamente la respuesta que sí lo es. Ahora bien, si tratamos de explicar el porqué, nos damos cuenta de que tenemos grandes dificultades para tratar de ofrecer un razonamiento comprensible. Sí, todos reconocemos la importancia del afecto en nuestras vidas pero no tenemos ni idea de lo que es ni del porqué de su importancia. Lo que ocurre es que nuestra experiencia cotidiana nos enseña cuanto necesitamos del afecto de los demás, y más aún de nuestros pares, pero hasta la fecha, nadie ha sido capaz de descifrar la verdadera naturaleza del afecto y, en consecuencia, comprender la razón de su necesidad. Entonces para explicarles el porque Santiago recibe este premio les cuento que Santiago ha sido integrante de varias Comisiones Organizadoras de Convenciones Anuales de nuestro Instituto. Es miembro de la Comisión de Administración y Finanzas. Ha sido Director de la Revista Minerales y del Informativo y continúa siendo un entusiasta colaborador.
Es miembro también de la Comisión Bar Minero que encabeza con el colega Josip Domitrovic. En general participa en todas aquellas actividades donde se necesita trabajar y no necesariamente hay un reconocimiento, eso es AFECTO, y estamos convencidos que todos quienes lo conocemos y hemos trabajado en el Instituto junto con él, sentimos ese AFECTO. Querido amigo y colega Santiago FELICITACIONES por este merecido premio al afecto minero. El Instituto
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58° Convención Anual del IIMCh:
LA MINERÍA TUVO SU CITA CUMBRE EN COPIAPÓ Una ciudad histórica para la minería recibió la 58° Convención Anual del Instituto de Ingenieros de Minas de Chile. Con el lema “Minería: un liderazgo mundial”, el evento puso énfasis en los desafíos que deberá enfrentar el sector en los próximos años. Hace 150 años fue la cuna de los profesionales de la minería nacional. Y un siglo y medio más tarde, volvió a transformarse en el epicentro de la principal actividad económica del país.
Copiapó, la ciudad que albergó la primera escuela de minas del continente, fue la ciudad escogida para recibir la 58° Convención Anual del Instituto de Ingenieros de Minas de Chile
Informaci贸n IIMCH 59
MINERALES, Edición 264 60
(IIMCh). Un escenario ideal para un encuentro que convocó durante cuatro días (entre 23 y 26 de octubre de 2007) a los representantes más importantes del sector minero, tanto del ámbito público como privado. El programa temático de la 58° Convención tenía como propósito fundamental abrir el debate sobre los principales
desafíos que enfrentará el sector minero en el futuro, para que Chile pueda seguir manteniendo en esta área el liderazgo mundial que actualmente ostenta. Y aquello quedó reflejado en el lema de la Convención, “Minería: un liderazgo mundial”, que aludía precisamente a este gran desafío, amenazado hoy por una serie de hechos
MINERALES, Edición 264 62
que se trataron extensamente durante el evento. Las dificultades para conseguir agua, los problemas de suministro energético, la falta de proyectos de “clase mundial” o el poco interés en realizar exploraciones, fueron sólo algunos de los grandes temas presentes en la agenda de la Convención. A través de una gran variedad de charlas, paneles de debate y presentaciones, los profesionales de la minería encontraron el espacio ideal para enriquecer sus conocimientos y se pusieron al día con los proyectos más importantes en carpeta que se desarrollarán en los siguientes años, en el marco de la segunda Feria de Prospectos. Tampoco estuvo ausente la sustentabilidad y las relaciones con la comunidad, un tema muy actual e ineludible para cualquier proyecto minero que pretenda desarrollarse hoy en el país.
Asimismo, hubo interesantes paneles enfocados a la subcontratación –de candente actualidad- y otros que enfocaron su mirada en la pequeña y mediana minería y el rol de Enami como ente promotor del sector.
Reconocimientos Si bien el énfasis de la Convención 2007 estuvo en su agenda temática de alto nivel técnico, hubo espacio para otras actividades que fortalecieron los lazos de los socios que llegaron hasta la Región de Atacama. También hubo emoción, sobre todo durante la jornada inaugural, que fue el momento escogido para entregar los tradicionales reconocimientos del Instituto a sus socios más destacados. El actual vicepresidente de Codelco Norte, Sergio Jarpa,
Información IIMCH 63
recibió con visible emoción la medalla al mérito que premia su destacada trayectoria ligada a la empresa estatal. Se trata de la distinción más importante del Instituto y así lo entendió el ejecutivo al recibir el premio con “profundo orgullo”. La misma satisfacción tenía el vicepresidente de Operaciones de Antofagasta Minerals, Jorge Gómez, cuando recibió de manos del presidente del IIMCh, Leopoldo Contreras, el galvano que lo acredita como “profesional destacado” de este año. Asimismo, la Empresa Nacional de Minería (Enami) fue galardonada con la distinción “José Tomás Urmeneta”, un premio tradicional del Instituto que se entrega a una empresa o institución relevante. También hubo homenajes en la tradicional cena de gala,
instancia en que se premió la trayectoria de los socios con 25 y 50 años de vida profesional. Finalmente, el IIMCh organizó tres salidas a terreno que se desarrollaron en el marco de la Convención. El llamado “tour de acompañantes” fue la primera de ellas, y consistió en una salida a diversos lugares de interés turístico de la zona. Tras el término formal de las presentaciones, la tarde del día viernes 26 de octubre se destinó a la primera de las visitas técnicas contempladas en el programa, con un recorrido por la Fundición Paipote, de Enami. Las actividades concluyeron el día sábado 27, con una visita a las instalaciones del proyecto Caserones, de Minera Lumina Copper, distante a unos 170 kilómetros de Copiapó, y ubicada a más de 4.600 metros sobre el nivel del mar.
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Núcleo La Serena – IV Región
ACTIVIDADES PRIMER SEMESTRE 2008 medioambiente Una serie de actividades organizó durante el primer semestre el núcleo La Serena del Instituto de Ingenieros de Minas de Chile. El más importante de todas, sin duda, fue el tradicional Seminario de Medio Ambiente, que todos los años organiza el IIMCh con la activa participación del mencionado núcleo. El encuentro, que este año sumó su undécima versión, se realizó entre los días 27 y 28 de marzo en la ciudad de La Serena, con una masiva asistencia de ejecutivos, profesionales, académicos y estudiantes en representación de empresas mineras, universidades, empresas consultoras, y corporaciones, entre otros. La reunión fue inaugurada por el presidente del Instituto, Luis Sougarret, y tuvo entre sus invitados estelares a la subsecretaria de Minería, Verónica Baraona, una conocida colaboradora del IIMCh. Durante dos días, los asistentes pasaron revista a los temas más importantes que preocupan al sector minero en materia medioambiental, entre los cuales destacó el anteproyecto de ley que regula el cierre de faenas e instalaciones mineras en Chile.
Cultura Pero el Seminario de Medio Ambiente no fue lo único que organizó el núcleo La Serena. También gestionó actividades de tipo cultural, como la exposición de grabados mineros y poética visual de la minería en Chile que se realizó en junio pasado.
El evento, que estuvo a cargo del licenciado en arte Claudio Sánchez, se concretó gracias a la activa colaboración de la Corporación Minería y Cultura del Instituto, encabezada por el colega Bruno Behn. También destacó el importante apoyo que brindó la Municipalidad de La Serena, y en especial, el alcalde de la ciudad, Raúl Saldivar. Asimismo, en otra iniciativa cultural del núcleo, se dio amplia difusión a la edición del libro “La industria minera del norte chico”, que entrega una descripción geográfica e histórica del periodo 1543 – 1963. El libro, escrito originalmente por el académico Leland Pederson en 1966, fue traducido por el ingeniero civil de minas Marco Soto, perteneciente al núcleo La Serena.
Otras actividades Por otra parte, la Agrupación de Damas del IIMCh – La Serena, trabajó intensamente durante le primer semestre para concretar un ofrecimiento de la institución Waaime, de Estados Unidos, que consiste en aportes económicos para alumnos universitarios de la IV Región que se dedican a estudiar carreras afines a las llamadas “ciencias de la tierra”. En este sentido, el programa está abierto a ingenieros de minas, geólogos e ingenieros metalúrgicos. La Agrupación de Damas también cumplió con la tradición anual de entregar ajuares a los nacidos el 10 de agosto, Día del Minero, en el Hospital de Coquimbo. Finalmente, el núcleo de la IV Región se juntó en pleno para celebrar el Día del Minero en una concurrida cena de camaradería, tal como ocurre hace al menos dos décadas.
Información IIMCH 65
IIMCH FIJA SU MIRADA EN EL BICENTENARIO PARA SU 59ª CONVENCIÓN ANUAL El tradicional evento organizado por el Instituto de Ingenieros de Minas de Chile se realizará entre el 2 y el 5 de noviembre próximo en la ciudad de Viña del Mar, con el lema: "LA MINERÍA EN EL UMBRAL DEL BICENTENARIO".
Lejos de los áridos paisajes del desierto que la cobijaron el año pasado, la próxima Convención Anual del Instituto tendrá un escenario muy distinto. Esta vez, el epicentro del debate minero nacional se trasladará a Viña del Mar, la “Ciudad Jardín” que albergará durante cuatro días la versión número 59 del tradicional evento del IIMCh junto a la tercera edición de la Feria de Prospectos Mineros y la tercera Bienal Internacional de Minería.
Los temas que enriquecerán la agenda de la Convención son, como siempre, amplios y serán abordados en distintos paneles y mesas redondas con expositores de primer nivel. Pero este año el acento estará en la mirada del sector minero en el bicentenario. A menos dos años de ese hito histórico, el Instituto quiere debatir en profundidad los diversos temas que representan los grandes desafíos de la industria de cara a la celebración de los 200 años de vida indepen-
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rano, destaca que en la Convención también se pretende resaltar la importancia de la minería como motor de desarrollo de la economía chilena, y de paso mantener el sitial de privilegio que el país ocupa en la minería mundial. “Queremos analizar los desafíos que se presentan en la industria para continuar con el desarrollo de la minería hacia el bicentenario, manteniendo a Chile como el principal productor minero del mundo y a la minería como el principal contribuyente al desarrollo económico y social de país”, dice Zamorano. El vicepresidente del Instituto agrega que el evento busca actualizar, promover y compartir conocimientos técnicos científicos de importancia para el desarrollo de la minería en áreas como la geología, el trabajo de mina propiamente tal, los procesos mineros y la gestión que ello involucra.
Intenso programa
diente de Chile. De eso trata precisamente el lema de la próxima Convención, “En el umbral del bicentenario”, que promete poner en la agenda aspectos fundamentales del desarrollo del sector, como la actual escasez de profesionales. “De lo que se trata es poder contribuir a que la gestión del IIMCh continúe sumando más profesionales en el país. Queremos levantar un tema que para mí en lo personal es de particular relevancia, que es la cantidad y calidad de profesionales que tenemos en la industria. Yo creo que definitivamente es un tema que debe trabajarse como país y involucrar a todas las empresas y a todos los actores de la minería en Chile. Y creo que instancias como la Convención contribuyen mucho”, asegura Miguel Ángel Durán, presidente ejecutivo de Anglo American Chile que este año será el chairman de la Convención. Por su parte, el vicepresidente del IIMCh, Manuel Zamo-
El intenso programa de la 59ª Convención comienza el próximo domingo 2 de noviembre con la tradicional ceremonia de apertura que incluye la entrega de las distinciones 2008: Medalla al mérito, Profesional Distinguido, y el Premio José Tomás Urmeneta, los que serán definidos en las semanas. En tanto, las mañanas de los días lunes 3, martes 4 y miércoles 5 de noviembre están reservados para los paneles plenarios, donde se abordarán los temas más relevantes del programa. Por la tarde de los dos primeros días se expondrán los habituales trabajos técnicos y tendrá lugar la III Feria de Prospectos (ver recuadro). Pero como no todo es trabajo, también habrá espacio para el relajo y la camaradería. El martes por la noche se realizará la cena de gala, donde se premiarán a los profesionales que cumplen 25 y 50 años de trayectoria en la minería. Y el miércoles 5 de noviembre, todo concluye con el tradicional “Asado Minero”, aunque las actividades extra-Convención podrían continuar el jueves 6 con visitas técnicas a lugares por definir.
III Feria de Prospectos En forma paralela a la Convención se realizará la III Feria de Prospectos Mineros, que continuará “por el camino para lograr que Chile desarrolle su potencial de recursos mineros no explotados por la vía de ofrecer un espacio de reuniones para prospectores y desarrolladores de proyectos mineros”, según explica Manuel Zamorano.
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Préstamos de estudio:
EL IIMCH Y SU PERMANENTE APOYO A LA EDUCACIÓN El Instituto hace un gran esfuerzo entregando préstamos de estudio para ayudar a jóvenes que estudian carreras afines a la minería. Pero necesita que los que recibieron el beneficio aceleren su reintegro para continuar ayudando a nuevas generaciones. Una de las iniciativas que hace ya varios años, implementó el instituto, dice relación con los préstamos que realiza el IIMCh para ayudar económicamente a quienes estudian carreras profesionales y técnicas relacionadas con la minería. De esta forma se creó un fondo especialmente destinado a este fin, según lo establece el Título VIII, del Artículo 70º, del Reglamento del Instituto (ver detalles en recuadro). El fondo se genera gracias al aporte de los propios miembros del IIMCh, de las empresas cooperadoras, y de las devoluciones de préstamos anteriormente otorgados. Precisamente por esto último, resulta fundamental que los hoy profesionales que recibieron el beneficio cuando fueron estudiantes devuelvan el préstamo, ya que ello permitirá
seguir manteniendo esta iniciativa. “Siempre nos hemos preocupado por nuestros estudiantes, y estamos muy satisfechos con los resultados. Por eso, invitamos a aquellos socios que han sido beneficiados con esta iniciativa y que aún no han terminado de pagarlos a acelerar la devolución de los préstamos de estudio para continuar entregando estos beneficios”, explica el presidente del Instituto, Luis Sougarret.
La deuda vigente es de UF 1.027 Si usted desea conocer el estado de su deuda, puede solicitarlo a la secretaría o enviando un mail a instituto@iimch.cl
Préstamos de Estudio Existe una Comisión que estudia los recursos financieros que dispondrá la Institución para otorgar préstamos y velar por el cumplimiento del Reglamento y la recuperación de fondos prestados. Para postular a este beneficio, el alumno debe presentar un informe de la Facultad respectiva sobre el rendimiento de sus estudios. Además, debe ser Miembro Estudiante del Instituto. El Directorio del Instituto fijará en cada caso, previo informe de la Comisión, las condiciones de devolución del préstamo, eventuales reajustes, garantías a exigir, entre otros aspectos. Estas condiciones se comunicarán al prestatario, quien firmará el convenio respectivo al recibir la primera cuota del préstamo. La devolución se hará a más tardar a partir del segundo año de egresado y deberá haberse completado antes de transcurridos diez años de la fecha de aprobación del préstamo.
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SOCIOS 2008 Ingresados • TOMISLAV HUGO BOGDANIC CAMPUSANO Geólogo, Universidad Católica del Norte Socio Activo • HÉCTOR ENRIQUE CELIS CONTRERAS Ingeniero Civil de Minas, Universidad de Santiago Socio Activo • HÉCTOR MARCELO GÓMEZ HUERTA Ingeniero Civil de Minas, Universidad de Atacama Socio Activo
• MIKE MARTÍNEZ BLANK Master of Business Administration, Long Island University Miembro Asociado • RODRIGO MAS ABALO Ingeniero Civil Metalúrgico, Universidad Técnica Federico Santa María Socio Estudiante • CRISTIAN RIGOBERTO ROJAS MARTÍNEZ Ingeniero Civil en Minas, Universidad de Santiago Socio Activo
Fallecidos • OSCAR RICARDO ALVAREZ VALENZUELA Ingeniero Civil de Minas, Universidad Técnica del Estado Falleció el 20 de abril de 2008 en La Serena Socio Activo • JOSÉ MIGUEL ARMIJO VALLEJOS Contador Auditor, Universidad de Chile Falleció el 25 de febrero 2008 Miembro Asociado • ANTONIO KARZULOVIC LIVESEY Ingeniero Civil, Universidad de Chile Falleció el 12 de marzo de 2008 en Australia Socio Activo • RODRIGO QUINTANA HOFFA Ingeniero Civil Metalurgista,
Universidad Técnica del Estado Falleció el 25 de marzo de 2008 Socio Activo • FERNANDO ERIC RIVERI CERÓN Ingeniero Civil de Minas, Universidad de Chile Falleció el 13 de junio de 2008 Socio Activo • PATRICIO EDMUNDO TRUJILLO RAMÍREZ Geólogo, Universidad de Chile Falleció el 2 de junio 2008 Socio Honorario • GIANNA LUANA VALLEBUONA STANGO Ingeniero Civil de Minas, Universidad de Chile Falleció el 12 de junio 2008 Socio Activo
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