3 Metalurgia e Hidrometalurgia - Ing. Marquina y Lic. Venaruzzo

Universidad Nacional del Comahue Facultad de Ingeniería Asentamiento Universitario Zapala

Tratamiento mecánico de minerales y Tecnología de procesamiento Tomo 3 ~

Metalurgia e Hidrometalurgia

~

Ing. Marquina Herrera Pedro Pablo Lic. Venaruzzo Jorge Luis

- 1999 -

i U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – TOMO III - INDICE

TOMO III

INDICE Conceptos sobre Metalurgia e Hidrometalurgia.......................1 Definición y campos de la metalurgia ....................................................1

Pirometalurgia..............................................................................2 Operaciones pirometalúrgicas................................................................4 Secado .............................................................................................4 Secadores rotativos a fuego directo.............................................6 Calcinación.........................................................................................7 Tostación............................................................................................7 Horno de tostación tipo Wedge....................................................9 Tostación fluosolids o de lecho fluidizado...................................11 Aplicaciones del proceso fluosolids............................................ 13 Sinterización..................................................................................... 16 Sinterizador Dwight-LLoyd..........................................................16 Terminología Pirometalúrgica................................................................17 Fusión:...............................................................................................17 Fusión de la Mata, escorias.........................................................18 Fundentes....................................................................................19

Diversos tipos de hornos............................................................20 Horno de cuba....................................................................................20 Horno de reverbero.............................................................................21 Horno de reverbero de cobre.......................................................23 Refractarios de hornos de reverbero............................................25 Combustibles................................................................................26 Problemas de aplicación.............................................................. 26 Convertidores......................................................................................29 Convertidor de eje horizontal........................................................29 Convertidor de eje vertical............................................................31 Convertidor Peirce-Smith..............................................................33 Problemas de aplicación...............................................................34 Convertidor Codelco.....................................................................37 Horno eléctrico de arco.......................................................................38

Afino del cobre blister..................................................................39 Afino del cobre por el fuego................................................................39 Humos y gases metalúrgicos..............................................................41 Recuperación y tratamiento de polvos voladores...............................43 Método de las cámaras................................................................ 43 Precipitador Cottrell.......................................................................43 Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo

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Hidrometalurgia....................................................................................46 Lixiviación....................................................................................................46 Concentración y Purificación.................................................................47 Lixiviación en la factoría de inspiration. ................................................48 Electro-obtención del cobre.........................................................................52 Control de la solución, cobre cementado..............................................52 Problemas de aplicación........................................................................54 Lixiviación de minerales oxidados y producción de sulfuros en Collahuasi.56 Trituración, lixiviación en montones.......................................................56 Planta de extracción por solventes y electro obtención.........................57 Planta de procesamiento de sulfuros...........................................................57 Conminución, flotación y remolienda de concentrados..........................58 Lixiviación Bacteriana...................................................................................59 De sulfuros metálicos.............................................................................60 Lixiviación bacteriana de oro..................................................................61 Costo de operación en lixiviación...........................................................62 Lixiviación en montones................................................................................62 Dimensionamiento de la pila...................................................................64 Descripción de una pila y sus componentes...........................................66 Sistemas de riego...................................................................................68 Estanques en procesos..........................................................................69 Dimensionamiento de los estanques......................................................70 Sistema de Flujo.....................................................................................71 Recuperación de cobre a partir de soluciones de lixiviación diluidas......71 Cementación y extracción don disolventes...................................................71 Cementación.................................................................................................72 Extracción con disolventes............................................................................73 Procesos químicos de la extracción con disolventes..............................74 Cinética de la extracción con disolventes...............................................75

Refinación electrolítica del cobre.........................................................77 Principios de la refinación electrolítica del cobre..........................................78 Materiales de construcción usados en las refinerías de cobre.....................81 Equipo eléctrico......................................................................................81 Sala de electrólisis..................................................................................81 Procedimientos para la electrorrefinación.....................................................82

Electro-Obtención..................................................................................83 Reacciones de la separación en la electro – obtención................................84

Metalurgia del Oro..................................................................................86 Proceso de cianuración.................................................................................86 Flotación de Minerales Refractarios..............................................................87 Cianuración de oro con lavado en contracorriente........................................88 Precipitación del oro usando polvo de zinc................................................... 90 Sistema de precipitación Merril Crowe...........................................................91

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Refinación de Oro.........................................................................................92

Pirometalurgia e Hidrometalurgia del Zinc........................................ 92 Obtención del zinc metálico..........................................................................93 Tostación para destilación y lixiviación.........................................................93 Afino del zinc crudo.......................................................................................94 Hidrometalurgia del zinc................................................................................94 Electrólisis de la solución de sulfato de zinc.................................................95

Metalurgia de Plomo.............................................................................96 Tostación......................................................................................................96 Forjas de fusión............................................................................................96 Fusión en horno de cuba y rotativo..............................................................97 Refinación del plomo (Proceso Parkes).......................................................98 Recuperación de la plata..............................................................................99

Metalurgia del Aluminio ......................................................................100 Obtención del aluminio en una cuba electrolítica.......................................100 Materias Primas.........................................................................................101

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DEDICATORIA

A todos los alumnos de la Carrera de Licenciatura en Tecnología Minera y Técnico en Planta y Análisis de Mena. Para que estos apuntes les sirva de guía en los distintos tópicos que tratamos en una forma simple y práctica.

...los autores

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“Es necesario adquirir un gran conocimiento, únicamente para darnos cuenta, lo ignorante que somos” Anónimo

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Procesos Unitarios CONCEPTOS SOBRE METALURGIA E HIDROMETALURGIA DEFINICION La metalurgia estudia la obtención económica de los metales a partir de las menas en que están contenidos, para lo cual incluye procesos que tienen por objeto separar el mineral útil de la ganga carente de valor, a si como la fusión, afino y fabricación del metal. La metalurgia hace uso de los principios químicos y físicos para aplicarlos técnicamente a la concentración, extracción, purificación, aleación y hechura de los metales. Para ello es importante el manejo de bibliografía procesada que facilite la captación de conocimientos que permitan mayor tiempo a la investigación de los procesos y proyectarlos en la generación de tecnología propia en forma sencilla y eficaz. La mayoría de los servicios que utilizamos precisan o deben su existencia en gran parte al metalurgista, gracias a los esfuerzos de los técnicos se han podido contar con los metales necesarios de la pureza y economía deseable para fabricar diversos productos como heladeras, televisores, autos, etc.

CAMPOS DE LA METALURGIA La metalurgia puede dividirse en metalurgia extractiva y metalurgia física o adaptativa. La metalurgia extractiva se ocupa de la concentración de la mena y su siguiente fusión, purificación y afino del metal obtenido y también de la recuperación de diversos subproductos como los que contienen oro, plata, platino, arsénico, antimonio, entre otros. La metalurgia física se ocupa de la fabricación, hechura y tratamiento de estos metales. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Por consiguiente el campo de la metalurgia se puede dividir en los siguientes grupos: 1-METALURGIA EXTRACTIVA:

A. Concentración de menas. B. Pirometalurgia. C. Hidrometalurgia. D. Electrometalurgia. a. Electrolítica. b. Electrotérmica. 2-METALURGIA FISICA:

A. Metalografía y tratamientos térmicos. B. Análisis por rayos X. C. Ensayos físicos. D. Recubrimientos protectores y corrosión. E. Mecanizado.

PIROMETALURGIA Los procesos pirometalúrgicos tienen lugar a altas temperaturas, en la cuales se producen rápidas reacciones químicas, transformándose los minerales o concentrados en líquidos y con desprendimiento de gases. La fundición es el método clásico usado, en el cual las menas mediante adición de carbón y fundentes son reducidas a óxidos metálicos mediante procesos de oxidación – reducción para obtener el metal.

MO + CO ßà M + CO2 CO2 + C ßà 2 CO El alto horno o horno de cuba, es preferido para las reacciones anteriores: Ejemplo en la obtención del hierro dulce. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Así sucesivamente podríamos describir las diversas unidades en las que se realizan los procesos pirometalúrgicos, como: el horno de reverbero, el eléctrico, el rotativo, el de refinación, el de destilación, el de retorta, el proceso Parkes o la electrólisis, etc. El adecuado tratamiento de óxidos metálicos y sales: sulfuros, carbonatos, silicatos, sulfatos y otras combinaciones complejas requieren un análisis de las reacciones químicas, así como lo requerimientos de energía: termodinámica. En Hidrometalurgia el balance de calor es una ecuación para determinar el consumo de combustible. La reacciones pueden desprender calor (exotérmicas) o requerir calor (endotérmicas). Estos datos están tabulados como calor de reacción con el símbolo ∆H, el cual es negativo si es exotérmica y positivo si es endotérmica. Para determinar el calor de reacción debemos conocer el calor de formación (∆F) de los compuestos según tablas dadas para tal fin. El calor de formación es el número de calorías absorbidas cuando el peso de un gramo-mol de un compuesto, es formado a partir de los elementos que lo conforman. En la ecuación metalúrgica, la diferencia entre los calores de formación de los compuestos de la derecha con respecto a los de la izquierda de la ecuación es el calor de reacción ∆H. Por ejemplo la ecuación hidrometalúrgica:

H2SO4 + Cu(OH)2 ßà Cu SO4 + 2 H2O

a 25 °C = 298 °K

∆H 298 °K = Σ∆F productos - Σ∆F elementos reaccionantes CuSO4 + 2 H2O ßà H2SO4 + Cu(OH)2 ∆H 298 °K = (-158.300 Kcal – 2x56.600 Kcal)p – (-176.500 Kcal – 76.500 Kcal)r ∆H 298 °K = -9.678 Kcal si -∆H = R T ln K

ln K =

− ∆H RT

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donde : R= 1,989 (constante) T= 273+ 25 = 298 °K K= Cte. de equilibrio Tenemos: ln K =

9.678 9.678 = = 7,12 2,303x1,989 x 298 1.358,8

K = 1,32 x10 7 reacción posible

OPERACIONES PIROMETALURGICAS SECADO Es una operación de eliminación de agua de un material sólido, líquido o gaseoso; la que puede encontrarse como humedad, vapor o químicamente combinada, dependiendo la naturaleza del proceso del secado y del estado físico del agua o cristalización. En el caso de un sólido por ejemplo: un mineral que contiene agua líquida como humedad implica una mayor capacidad térmica del horno porque se requerirá calor adicional para evaporar el agua, y/o disminuir su capacidad real debido a la disminución de la temperatura del horno o el aumento del tiempo requerido para la fusión de la carga. La humedad origina dificultades en las operaciones, así podemos indicar que la carga húmeda en un convertidor de cobre produce una reacción violenta (explosión); en otros casos el material húmedo es pegajoso, causa dificultades en el cargío, particularmente en los aparatos mecánicos; en consecuencia es aconsejable el secado preliminar del mineral. El metalurgista decide si el costo adicional a la operación de fundición por la presencia de humedad es mayor o menor que el costo del secado por separado.

DIAGRAMA DE SECADO Y BALANCE DE CALOR PARA UNA PLANTA DE CUARZO DE 40 Ton/h, EN UNA INDUSTRIA DE REFRACTARIOS Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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HUMEDAD ENTRANTE 12 %, HUMEDAD SALIENTE 1 %

Fig. 1 Diagrama de Secado

ESQUEMA DE FLUJO DE UNA PLANTA DE SECADO DE CONCENTRADO DE NIQUEL POR FLOTACION SECADOR TIPO SPRAY QUE EVAPORA 26.000 LITROS DE AGUA POR HORA A TEMPERATURAS DE 700 HASTA 1150 °F

Fig. 2 Diagrama de Flujo

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SECADORES ROTATIVOS A FUEGO DIRECTO Este tipo de máquina es comúnmente usado en la industria minera. Es de un diseño simple y formado por un cilindro horizontal, con un pequeño ángulo de inclinación, que permita la descarga en la parte mas baja. La relación Longitud /Diámetro es generalmente 6/1 o 8/1. El tamaño depende de la capacidad. Existen unidades de 5,5 m x 51,5 m, para secar material húmedo de laterita con una humedad 16 % y capacidad de 600 Ton/hora.

Fig. 3 Horno de Secado Rotativo de fuego directo, donde los gases van en paralelo con el material. Velocidad 9 RPM, en la Cámara de Combustión la Temperatura alcanza hasta 2.100 °F.

Fig. 4 Horno de Secado Rotativo de fuego directo, donde los gases van en contracorriente con el material. Usualmente están revestidos con material refractario. La salida de los gases e s 100 °F menor que en el secador anterior.

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CALCINACION Se ejemplifica por la descomposición de los carbonatos con desprendimiento de CO2. La calcinación se limita principalmente a eliminar el agua combinada químicamente en las menas de óxidos y carbonato, así como también en las arcillas, y a la combustión de piedra caliza, dolomita y magnesita, como se indica en las siguientes reacciones: FeCO3 + φ à FeO + CO2 CaCO3 + φ à CaO + CO2 2Al(OH)3 + φ à Al2O3 + 3H2O

Las reacciones anteriores son de tipo endotérmico y exigen la aportación de 19.790, 42.400 y 56.400 Calorias respectivamente. La calcinación difiere únicamente del secado en que las temperaturas empleadas son más altas. En la fabricación de la cal viva se usa un horno vertical tipo Azbe (ver figura 5), para efectuar este proceso, así como también hornos rotativos.

TOSTACION Puede definirse como el calentamiento de un metal o compuesto metálico que se encuentra en contacto con el oxígeno, vapor de agua, carbono, azufre o cloro, que se efectúa hasta alcanzar una temperatura elevada pero sin llegar a la fusión o hasta llegar a la temperatura de iniciación de la fusión. El objeto de la tostación es llevar a cabo un cambio químico por el cual se elimina un componente por volatilización. Su objetivo último es el de regular o controlar la cantidad de azufre en un concentrado o mena con el fin de que cuando

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Fig. 5 Horno de Calcinación Vertical tipo Azbe

se funda en un horno de reverbero, la carga dé lugar a una mata que pueda tratarse con rendimiento y economía, que para el caso del cobre se hará en un convertidor. La eliminación del azufre y la oxidación del hierro en una mena o concentrado se denomina tostación oxidante, según la siguiente reacción:

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2MS + 3O2 à 2MO + 2SO2 La reacción anterior es válida para la pirita, la cual se tuesta a temperaturas mayores de 900 °C. Cuando se trata de convertir ciertos compuestos metálicos en cloruros recibe el nombre de tostación clorurante y se hace con la adición de cloruro de sodio. Existen otros tipos de tostaciones como la oxidante y otras reductoras como por ejemplo con carbón, dependiendo del proceso usado. Otro proceso conocido es la nodulización o peletización, que se lleva a cabo en hornos rotativos en los que las partículas finamente divididas se calientan hasta una fusión incipiente y a medida que descienden por el horno se aglomeran en nódulos o esferas de un tamaño mayor. La técnica de tostación más primitiva consistió en quemar el mineral en montones. En la actualidad existen modernos hornos de tostación como el de hogares múltiples tipo Wedge o el horno Nichols-Herreshoff.

La carga del concentrado se hace por la parte superior y va pasando de un piso a otro por medio de rastras, que lo conducen hacia el centro y luego hacia los extremos. La descarga del calcinado se efectúa por la parte inferior y por un costado superior se descargan los gases. Este tipo de hornos están revestidos con ladrillos refractarios y aislados con diatomitas, asbestos, etc., para evitar la deformación de la chapa del cilindro envolvente.

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Fig. 6 Horno de Tostación Wedge Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Análisis de un concentrado de Zinc seco en la entrada del horno Wedge

Zn

53,6

Pb

2,40

Fe

5,5

Insoluble

3,40

azufre total

30,00

Análisis de la calcina en la salida o descarga el horno Wedge

Zn total

63,00 %

Zn soluble en ácido

58,20 %

Fe

6,40 %

Insoluble

2,70 %

azufre total

0,44 %

TOSTACION FLUOSOLIDS O DE LECHO FLUIDIZADO Es un tostador instantáneo o del tipo de suspensión, las partículas de mineral están en contacto con el gas a la temperatura de tostación, únicamente los pocos segundos que tardan en caer a través de la cámara de tostación. Para completar el proceso en este tiempo el material debe molerse a grano muy fino, 0,3 mm a 3 mm y las temperaturas deben ser bastante altas, 1.000 °C. El equipo fluosolids representa un adelanto ya que proporciona un contacto completo entre todas las partículas de mineral y el gas a la temperatura de tostación, durante todo el tiempo que se requiera para completar la reacción. No hay necesidad de moler más allá de 14 mallas aproximadamente ni de tener temperaturas de tostación mayores que el mínimo requerido.

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El reactor consta de una cámara de tostación con entrada para el gas y el mineral y salidas para el gas y el calcinado. La parte inferior de la cámara está

constituida por una placa perforada a través de la cual entran el gas o el aire a la cámara de tostación. Fig. 7 Reactor Fluosolids

El material que se va a tostar se debe triturar en la mayoría de los casos a menos 14 mallas. Se alimenta el reactor hasta formar una capa, lecho o cama de 30 a 180 cm. (de 1 a 6 pies) o más de espesor y las partículas del mineral se mantienen en suspensión mediante el aire que entra a presión por el fondo perforado o placa de contricción. El aumento de profundidad de esta capa implica un aumento de tiempo de retención pero no aumenta mucho la capacidad. La superficie de la capa, más la cantidad de azufre que hay que quemar son los factores determinantes de la capacidad. Si sube el porcentaje de azufre en el mineral se necesita mayor volumen de aire para quemarlo, lo cual redunda a su vez en menor capacidad. El flujo de gas que, en el Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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reactor mantiene en estado fluido al mineral se debe inyectar a una presión tal que sea mayor que la presión de caída sobre la placa de contricción más la presión del peso de la capa del mineral, más la resistencia de los ciclones y conductos. En un reactor medio de compartimento sencillo la presión es aproximadamente de 0,21 a 0,28 kgs/cm2 (3 a 4 lbs/pulg 2). El combustible puede ser fueloil, petróleo crudo, carbón mineral o gas natural, se puede suministrar junto con el aire si se requiere. Si el producto de tostación tiene por lo menos 12 % de azufre, la combustión se sostendrá por sí misma. La transmisión de calor es extraordinariamente rápida y la temperatura se mantiene uniforme a través de toda la capa de mineral, debido a la enorme cantidad de superficie que está expuesta a la acción del combustible.

APLICACIONES DEL PROCESO FLUOSOLIDS

Este proceso se usa en minerales auríferos para eliminación de arsénico y azufre, como paso previo a la cianuración. Las capacidades son de 2,2 a 3,3 pies2 de superficie de reactor por tonelada de concentrado para un contenido de 20 % de azufre en un día. En la tostación de pirita, el objetivo primario es la formación de anhídrido sulfuroso para la fabricación de ácido sulfúrico. El residuo se vende como mineral de hierro. En la tostación de zinc, los objetivos que se persiguen al preparar el calcinado para la lixiviación son: lograr la solubilidad máxima de zinc y cadmio con producción mínima de sulfato de zinc.

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En la tostación de cobre la ventaja que ofrece este proceso reside en la producción de cobre soluble en agua y en ácido diluido, para su posterior lixiviación.

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SINTERIZACION LA MAQUINA DE SINTERIZACION DWIGHT-LLOYD

En el proceso de tostación de las menas de plomo se tiene en cuenta la friabilidad y fragilidad de la galena, por esta razón se ha optado por la tostación en máquinas de sinterización Dwight-Lloyd que es una tostación forzada mediante la oxidación producida por combustión interna, que se propaga dentro de la masa de las partículas del mineral por corrientes de aire forzadas a través de las mismas.

Fig. 8 Sinterizador Dwight LLoyd

Fig. 9 Corte esquemático de un Sinterizador

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TERMINOLOGIA PIROMETALURGICA

METAL: es un elemento procesado con características de ductibilidad,

maleabilidad, alta conductividad térmica y eléctrica con apariencia radiante o brillante. ESCORIA : es una mezcla de óxidos, de metales o no metales, formados en estado líquido. FUNDENTES: son componentes agregados para formar escorias, para bajar el punto de fusión y variar la viscosidad. MATA: es una mezcla de sulfuros de metales formados en estado líquido, como soluciones homogéneas (cobre, plomo, zinc, estaño, etc.). SPEISS: es una mezcla de arseniatos y antimoniatos, contenidos en la mata. SINTER: es el material aglomerado por calentamiento de partículas finas. CALCINA: es el material que ha sido calentado para sacar el azufre o compuestos volátiles. DROSS: es el material desprendido del metal en forma sólida. BULLON: es el metal precioso del oro que contiene otro metal como plata. BLISTER: cobre impuro del convertidor. PIG IRON: hierro de alto horno que contiene carbono, silicio, manganeso, fósforo, azufre etc.

FUSION La fusión es el proceso de reducción o concentración, en el que la mayor parte de los constituyentes beneficiables de la mena se recogen en forma de metal, mata (sulfuro) o speiss (arseniuro), mientras que los no beneficiables forman otro producto conocido con el nombre de escoria. En un proceso metalúrgico de fusión, la temperatura producida y mantenida es el resultado del balance algebraico entre el calor absorbido y generado y el transportado a los productos formados por las reacciones químicas y cambios físicos que tienen lugar durante dicho proceso. La reacción primaria puede ir acompañada de varias reacciones de tipo secundario. La formación de compuestos en la escoria, metal o mata originan cambios térmicos. La diferencia neta entre el calor eliminado y aportado debe ser igual o superior a las pérdidas caloríficas (conducción, radiación, convección, absorción por la estructura del horno y constituyentes de la carga). Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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FUSION DE LA MATA

A las temperaturas que generalmente se emplean en los hornos de tipo comercial, no es posible reducir directamente algunos sulfuros metálicos como el del cobre, con agentes reductores corrientes. La fusión de menas de éste tipo se basa en el hecho de que el azufre se combina selectivamente con el cobre y solo cuando se halla cubierto las necesidades de éste, se empieza a combinar con el hierro. En una atmósfera reductora o neutra y a las temperaturas reinantes la forma estable es el sulfuro cuproso (Cu2S). En el estado líquido los sulfuros cuproso y ferroso son solubles en todas las proporciones, mientras que en el sólido forman una mezcla eutéctica. Tanto como en el estado líquido como en el estado sólido se designan con el nombre de mata. ESCORIAS

En el proceso de fusión además del metal impuro o mata se forma una escoria. Cuando el carbono se emplea como agente reductor, la escoria contiene las partes no metálicas de la mena y el fundente, y cuando se emplean otros agentes reductores, estos también se combinan con la escoria en forma de óxidos. La formación de la escoria permite la separación y colado del metal fundido. En muchas operaciones de fusión la escoria hace las veces de revestimiento protector para evitar que el metal se oxide, se contamine por los gases del horno o se sobrecaliente. PROPIEDADES QUE DEBE REUNIR LA ESCORIA

1. No ser demasiado costosa. 2. Tener una temperatura de formación baja. 3. Tener un punto de fusión bajo. 4. Ser fluida a las temperaturas que se trabaja. 5. Tener un peso específico bajo. 6. No disolver cantidades apreciables de metal. 7. No contener cantidades indebidas de constituyentes volátiles.

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Como es lógico el costo es de una importancia fundamental. Al ensayar cuantitativamente en pequeños crisoles la cantidad de plata y de oro que contienen las menas, el analista puede emplear fundentes que contengan sodio, potasio o plomo. Los hornos de cuba y de reverbero deben trabajar con fundentes más baratos tales como la piedra caliza, la sílice o el óxido de hierro.

FUNDENTES

Entre los óxidos metálicos existe por regla general, algunos que tienen punto de fusión más elevado. Si un óxido metálico se añade a otro, estas pequeñas adiciones suelen rebajar progresivamente el punto de fusión de la mezcla resultante hasta que se alcanza una combinación eutéctica o punto de fusión más bajo. Ejemplo: la sílice funde a 1.710 °C y la alúmina a 2.050 °C, una mezcla del 94.5 % de sílice y 5.5 % de alumina tienen un punto de fusión de tan solo 1.545 °C. Casi siempre la adición de una tercera sustancia a una combinación de otras da lugar a una nueva disminución del punto de fusión. Ejemplo: la mezcla de cal, óxido ferroso y sílice puede bajar el punto de fusión hasta 1.010 °C, en una mena de cobre con alto contenido de sílice exigirá probablemente la adición de cal y óxido de hierro. Son fundentes oxidantes los nitratos de sodio y potasio, los óxidos de plomo y manganeso, se usan en menas de oro y plata. Son reductores los cianuros. Son caros y se emplean únicamente en procesos especiales. El fluoruro de calcio o fluorita es un fundente neutro, rebaja la viscosidad de las escorias y el punto de fusión. El bórax es más caro que los cloruros y se emplea como cubiertas protectoras de las menas fundidas y no como disolventes.

DIVERSOS TIPOS DE HORNOS

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1. HORNO DE CUBA: Es un horno que se carga con mena, combustible y fundente. El gas calentado al quemarse el combustible se eleva por el horno en contracorriente con respecto a la carga. A medida que prosiguen la reducción y la escorificación, la mata y escorias formadas bajan hasta el crisol.

Fig. 10 Corte de un horno de cuba para cobre

Aunque los hornos de cuba difieren muchísimo en lo referente a su tamaño y forma su diseño obedece a ciertos principios fundamentales. Estos son los siguientes: a) La mayor parte del combustible se quema en un espacio relativamente pequeño situado en frente y por encima de las toberas. Esta zona de fusión es la parte más caliente del horno y es aquí donde se calientan los gases. A su vez este gas se empleará para la reducción química y para transportar el calor al mineral con su respectivo fundente, que se encuentran en la parte superior del horno. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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b) Debe emplearse la cantidad suficiente de combustible carbonoso o de los contituyentes oxidables presentes para suministrar el calor que precisen las reacciones y elevar la temperatura de los productos bastante por encima de su punto de fusión. c) El proceso de fusión consiste esencialmente en una reacción entre la corriente ascendente de gas y los sólidos de la carga. d) Si existe un exceso de carbón coque y los gases contienen cantidades elevadas de óxido de carbono, el proceso se conoce con el nombre de fusión reductora. Si contienen menor cantidad de carbón coque y un exceso de oxígeno se llama fusión oxidante. e) La forma y tamaño del horno dependerá, si la principal fuente de calor se debe al carbono o al azufre. f) El diámetro del horno está determinado por la penetración del viento y la formación de los polvos voladores. Si el horno es demasiado ancho se requerirá un exceso de presión para que el aire penetre hasta el centro, y ello origina la formación de demasiados polvos voladores.

2. HORNO DE REVERBERO: Al revés de lo que ocurre con el horno de cuba en la carga del horno de reverbero sólo tiene lugar un número relativamente reducido de reacciones exotérmicas, pues su reacción principal es la de fundir esta carga, formar la mata y la escoria y permitir que éstas se segregen en dos capas con el objeto de que puedan separarse para su ulterior tratamiento o desecho respectivamente. Las reacciones químicas que transcurren en el seno de la carga son de los dos tipos siguientes: En la primera, se convierte todo el cobre a la forma sulfurada y la mayor parte del hierro se oxida para unirse con el fundente y formar una escoria. La segunda implica las reacciones que tienen lugar entre los componentes de la carga y la atmósfera en las que se forman y libera anhídrido sulfuroso. La eliminación de azufre Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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oscilará en una cantidad muy pequeña y el 30 % del contenido total de este elemento en la carga, según la naturaleza de ésta y la cantidad de oxígeno libre que se encuentran en los gases de la llama. DESCRIPCION DEL HORNO

Este horno tiene una longitud que varía entre 5,5 m y 8,5 m. Los hornos más cortos tienen una superficie de sedimentación adecuada y su construcción es más barata. Las funciones del horno de reverbero son las siguientes: 1. Fundir la mena y el fundente lo más rápidamente posible con una pérdida mínima de calor. 2. Permitir la formación de mata y escoria. 3. Mantener una temperatura lo suficientemente elevada para que la escoria y la mata

sean perfectamente fluidas y pueda procederse fácilmente a su separación. Fig. 11 Secciones de un horno de reverbero

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Los cimientos del horno, que son de hormigón deben ser resistentes para aguantar la carga pesada que representa el horno junto con la capa de 0,30 a 1,2 m de mata y escoria fundida. La solera o piso debe estar construida con material muy refractario que permita resistir las altas temperaturas así como la acción corrosiva; también debe tener resistencia mecánica considerable a las altas temperaturas, 1.400 °C - 1.600 °C, en el extremo de la cámara de combustión y 1.100 °C – 1.200 °C junto al hogar, y que le permita resistir la presión del pesado baño.

Fig. 12 Bóveda suspendida de empuje

La sílice es el material que se emplea con mayor profusión en la construcción de la solera, pues no solo es barata, abundante y de fácil aplicación, sino también muy resistente a la acción de las escorias ácidas, que suelen ser una característica del horno de reverbero. La forma general de la bóveda debe ser tal que permita reflejar el calor -de allí el nombre de horno de reverbero- de la llama que se forma en la combustión del carbón o del fueloil, sobre la carga que se halla en la solera. Suele ser costumbre abovedar la parte del horno que se encuentra en el extremo de combustión; éste abovedado consiste en elevar el techo unos 60 cm más que el arco normal para suministrar un espacio de combustión suficiente. Esto no puede hacerse elevando el arco en toda su anchura debido a la naturaleza de los productos calcinados finamente divididos y Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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calientes. Estos tienen un ángulo de caída tan abierto que cualquier aumento en la elevación de los agujeros de colada tendría por resultado el atascamiento del canal central del horno, debido a la reunión en ese punto, de la carga procedente de los dos lados del mismo. La eficiencia del horno depende en gran parte del perfil de este techo que está construido de ladrillo de sílice con un espesor comprendido entre 0,3 y 0,5 metros. El arco puede ser del tipo suspendido o soportado. Hoy se registra una creciente tendencia a emplear techos de magnesita del tipo suspendido y a este respecto resulta interesante la experiencia recogida en una fundición donde se ha comprobado que la duración de éste tipo de arco es infinitamente superior a la del suspendido de sílice. Es más, la campaña (tiempo de duración de funcionamiento del horno) puede prolongarse casi indefinidamente recurriendo al remendado o parchado caliente, es decir sustituyendo los ladrillos quemados sin reducir el ritmo de combustión, ni interrumpir la operación del horno (éste se apaga una vez al año, durante unas venticuatro horas para proceder a la reparación de las paredes de encendido y anteriores, así como de chimeneas). El tiempo invertido anualmente en reparaciones de horno se ha reducido de 12,6 a 3,7 días.

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Fig. 13 Corte transversal de un horno de reverbero, donde se observa las diferentes zonas del proceso

REFRACTARIOS DE HORNOS DE REVERBERO

Algunos hornos se han construido con paredes y bóvedas de magnesita y con soleras de magnesita granulada. El gran inconveniente de la solera de sílice, cuyo empleo está tan extendido es su inestabilidad y tendencia a fracturarse y flotar sobre la masa fundida. De todos modos, hasta que no se reúna mucha más información sobre estos refractarios básicos y sus propiedades de absorción, la mayor parte de las instalaciones seguirán utilizando la solera de sílice. Se ha empleado mucho el remendado en caliente con una papilla de arena de sílice. Una técnica satisfactoria ha puesto de manifiesto que es posible hacer campañas de más de dos años de duración con un horno de 7,5 x 30 metros que funde la carga sólida al ritmo de 1.000 ton diarias y con hornos mayores se han llegado a fundir más de 1.000.000 de toneladas de carga en una campaña. COMBUSTIBLES

Se emplean el carbón pulverizado, el fuel oil y el gas natural, pero como hay que alcanzar una combustión rápida y total, mezclando completa e íntimamente el combustible con el aire de combustión, ello exige el empleo de quemadores especiales. Por regla general el combustible se introduce con aire primario cuyo objeto es atomizarlo o dispersarlo y aire secundario alrededor del quemador o a través de las aberturas del horno para completar la combustión y suministrar el aire en exceso requerido. La cantidad de combustible empleado se expresa o bien como una relación determinada o bien como cantidad de combustible (en kgs, barriles, m3, etc.) por tonelada de carga fundida. CONDICIONES DEL COMBUSTIBLE

A. COSTO Y DISPONIBILIDAD DEL COMBUSTIBLE: Como es lógico es más rentable emplear gas natural en la proximidad de yacimientos petrolíferos o de gas y carbón pulverizado en las cercanías de las minas. B. EL VALOR O PODER CALORIFICO DEL COMBUSTIBLE: A mayor poder calorífico mayor ventaja económica.

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C. CANTIDAD Y CARACTER DE LAS CENIZAS DEL CARBON: Podrían dar lugar a problemas relacionados con el fundente y exigir que se recurriese a otro combustible. D. EL CONTENIDO CALORIFICO DEL COMBUSTIBLE: Ejerce influencia sobre los costes de transporte y manipuleo.

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CONVERTIDORES CONVERTIDOR DE EJE HORIZONTAL

Después de la fusión de los concentrados de cobre en el horno de reverbero, la mata obtenida pasa a una etapa de conversión en la cual se hacen pasar burbujas de aire a través de la mata, en un aparato llamado convertidor que está revestido con un material refractario adecuado. Cuando el chorro de aire procedente de la tobera penetra en la mata fundida el sulfuro ferroso se oxida y mientras el dióxido de azufre así formado se escapa por la boca del convertidor, el óxido ferroso se une con la sílice del fundente (o del revestimiento, si el convertidor es del tipo ácido) para formar una escoria. El calor de formación de ésta escoria junto con el producido en la oxidación del azufre y del hierro, es suficiente para mantener el baño en el estado fundido. Cuando se ha oxidado todo el azufre asociado con el hierro, el sulfuro cuproso (metal blanco) se oxida a su vez y tan pronto como se ha formado una cantidad apreciable de óxido cuproso, éste reacciona con el sulfuro cuproso para formar el cobre blister y dióxido de azufre, que se desprende por la chimenea de descarga de gases. Estas reacciones prosiguen hasta que se ha eliminado prácticamente todo el azufre. (Por razones de tipo mecánico es imposible convertir los últimos dos o tres centímetros de mata cuando se opera en un convertidor grande). Una gran parte de arsénico, del antimonio, del plomo y del zinc se volatilizan en forma de óxidos, mientras que la plata y el oro permanecen el cobre blister. El encargado del horno calcula el progreso del soplado observando los cambios registrados en la llama que sale del convertidor, debiendo tener mucho cuidado de no proseguir demasiado el soplado, ya que ello podría provocar la solidificación del convertidor o a l saturación del cobre fundido con óxido cuproso. El color rojizo original de la llama se transforma en verde al final del período de escorificación y por último en azul al final del soplado.

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Fig. 14 Corte de un convertidor de Cobre

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Fig. 15 Soplado y Carga de un convertidor Noranda

En la conversión básica se forma óxido de hierro magnético en el revestimiento del convertidor y alrededor de las bocas de las toberas. Esta formación se controla en gran parte regulando la temperatura y naturaleza de la escoria (el óxido de hierro magnético se empieza a formar con menos de 25 % de sílice) y si bien este revestimiento es protector, es conveniente desde el punto de vista económico agregar mas fundente para la escorificación de la magnetita, ya que sino esta, puede llegar a tapar las toberas y ser origen de dificultades.

CONVERTIDOR DE EJE VERTICAL

Está constituido por una coraza cilíndrica formada de tres piezas para facilitar las operaciones de reparación. La chapa exterior está revestida interiormente de material refractario, que puede ser de ladrillo o en el caso de los revestimientos ácidos, de arcilla refractaria. La configuración interna debe ser tal, que cuando el convertidor bascule hacia un lado con el objeto de limpiar las toberas aun quede espacio suficiente en el vientre del convertidor para que quepa la carga de mata, escoria y metal. El cuerpo del convertidor se apoya sobre muñones laterales huecos y se emplean para conducir aire a una presión de 0,65 hasta 1,40 kgs/cm2 según el espesor del baño, Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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este aire va a la tobera a través de una caja de viento que rodea el convertidor. El muñón hueco está conectado a una conducción primaria de aire mediante un prensa estopas. La forma peculiar de revestimiento se debe al hecho de que éste no se corroe por igual en toda la línea de escoria. Una desventaja de este tipo de convertidor es que las toberas no están sumergidas por igual más que en una sola posición del mismo. Cada tobera tiene un diámetro de 2,5 a 5 cm y va provista de una válvula de mariposa para permitir el punzonado cuando se atrancan con una pasta de mata, metal u óxido de hierro.

Fig. 16 Esquema de un Convertidor Vertical

Un convertidor de este tipo recibe una carga inicial de 5 ton. de mata y mediante el soplado y la alimentación subsiguiente se produce unas 8 toneladas de cobre blister.

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Los convertidores grandes de un tamaño de hasta 3,6 metros de diámetro se cargan con unas diez toneladas de mata y producen 20 toneladas de cobre blister. Los convertidores verticales suelen estar provistos de revestimientos ácidos, pero de emplearse uno de tipo básico, el mineral silicio utilizado como fundente puede cargarse por la boca del convertidor con un cucharón. En la actualidad los convertidores son usados con oxígeno – gas para enriquecer la llama. En 1963 Hitachi Smelter uso 25 % a 40 % de oxígeno, dependiendo del balance térmico, en plantas de cobre, a presión de 1,2 a 1,4 Kgs/cm2 en unidades Pierce Smith.

Fig. 16ª Convertidor Pierce Smith

El convertidor anterior tiene 3,9 m de diámetro por 9 m de largo, trabaja con aire de 4.000 a 4.500 m3 por tonelada de cobre blister producido a una presión de 0,5 a 1 kg/cm2, tiene cuarenta toberas de 3,75 cm de diámetro, colocadas a una distancia de 16,5 cm. La ley del cobre blister producido es de 98 a 99, 5 % de Cu.

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CONVERTIDOR CODELCO

Es un logro tecnológico de la División El Teniente, en la fundición Caletones Rancagua (Chile), que efectúa el proceso de fusión “conversión” en forma semicontínua. Sus dimensiones son 5 metros de diámetro y 22 metros de largo, procesando 1.613 toneladas por día de concentrado seco (2% de humedad). Este logro se debe a la inyección de oxígeno en las toberas desde el 20 % inicial hasta un 30 % total, mejorando la fusión conversión, así como el consumo energético. El Convertidor Codelco está asociado a plantas de secado, hornos de limpieza de escorias, sistemas de manejo de gases y sistema de monitoreo de control de información para obtener el balance de masa y energía de acuerdo a las condiciones de soplado. En la Fundición Las Ventanas de EnaMi, el uso del Convertidor Codelco, permitió usar el horno de reverbero, usando para el secado del concentrado hornos rotativos tipo Fuller, que permiten el mayor tratamiento del gas SO2 para fabricar el ácido sulfúrico (de 80.000 m3/h a 125.000 m3/h), recuperándose el 90 % de los gases. Para el tratamiento de las escorias tiene un horno eléctrico Demaj de 900 ton/día, con electrodos de grafito (2,5 a 7,5 Mw) , lográndose una fluidez que permite recuperar el metal blanco o cobre de alta ley que retorna al convertidor.

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Fig. 17 Maqueta del Convertidor Codelco

HORNO ELECTRICO DE ARCO Generalmente este tipo de horno se usa para fundir acero , ya sea al carbono o aceros aleados, debido a su alta temperatura 3.500 °C, en el núcleo del arco. Recientemente y con modernas tecnologías se ha adaptado en la Pirometalurgia del Cobre. Fig. 18 Horno eléctrico

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AFINO DEL COBRE BLISTER El cobre crudo se clasifica en cobre blister obtenido a partir de las matas y cobre negro obtenido de la fusión de las menas oxidadas o de las menas de cobre nativo. El cobre crudo contiene además de plata y oro considerables impurezas tales como antimonio, arsénico, bismuto y hierro. La proporción de estas impurezas varían dentro de límites muy amplios, según el carácter de las menas de las que se obtuviere. El cobre se afina recurriendo a procedimientos térmicos o a la electrólisis. Este último se usa cuando tiene gran cantidad de metales preciosos, que justifican el método, del cual trataremos mas adelante.

AFINO DEL COBRE POR EL FUEGO Se realiza en un horno de reverbero cuya capacidad puede ser de unas 250 ton. Su construcción es bastante más resistente que los empleados en la fusión de menas ya que han de soportar un peso muy superior. Las paredes laterales están construidas de ladrillos de sílice de 30 a 40 cm de espesor, aunque la tendencia es usar magnesita y ladrillo de sílice en la bóveda. Esta bóveda suele tener un espesor de 40 a 45 cm. Las soleras de los hornos suelen estar construidas de material silicoso y el ladrillo de magnesita se usa cuando el cobre contiene impurezas como arsénico o antimonio. Si la solera es de tipo silicoso se suele preparar sinterizando arena de elevado contenido de sílice hasta formar una solera monolítica. Debido a las elevadas temperaturas que imperan en el proceso de afino a fuego, la solera y las paredes del horno se refrigeran con aire o lo que es más usual, instalando tuberías de refrigeración en el material refractario. Como combustible se emplea carbón pulverizado, fueloil o gas natural. El consumo de carbón pulverizado es de unos 120 a 150 kgs/ton. de cobre y cuando se emplea fueloil del orden de 100 kgs/ton.. Como los gases suelen abandonar el horno a

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una temperatura de 1.200 °C a veces conviene conservar una parte de este calor en calderas de recuperación. El cobre crudo suele llegar a las refinerías en forma de lingotes, que se pueden introducir al horno mediante una pala aunque por regla general se emplea una máquina de alimentación. El volumen de la carga sólida determina que sea necesario efectuar varías cargas antes de que el horno esté lleno de metal fundido. Si se trata de cobre blister líquido éste puede inyectarse en el horno por un canal o un caño de colada. Cuando la totalidad del material contenido en el horno se encuentra en estado fundido el próximo paso es la oxidación o flapping. La primera operación, es la más corriente, el aire se sopla por tuberías insertadas en las puertas del horno. El segundo método consiste en golpear la superficie con una pala de rastrillo para provocar la formación de una pequeña ola que, al desplazarse por la superficie, rompe la película de costra y expone el metal fundido a la acción del aire. En cualquiera de los dos casos las impurezas se oxidan para escapar con los gases residuales o penetrar en la escoria o espuma. La fusión del cobre exige bastante tiempo, durante el cual se expone una superficie relativamente grande a la acción del aire por lo que en dicho plazo tiene lugar una oxidación grande de las impurezas. Como es lógico, esto acorta el tiempo que se requiere para la agitación o el soplado. Durante la oxidación, la escoria se va separando continuamente hasta que ya no se forme más y el baño este cubierto por una capa fundida y limpia de óxido cuproso. Se sabe que la operación de afino u oxidación ha llegado a su fin cuando al romper una muestra, que es extraída del horno con un cucharón de fondo plano y luego de enfriada y partida sobre una morsa, la superficie de fractura es de color rojo ladrillo, de un tamaño de grano basto, carente de brillo y frágil. Este metal está saturado de oxígeno y contiene del 6 al 10 % de óxido cuproso.

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A continuación se procede a la reducción del contenido de óxido cuproso hasta alcanzar el grado conveniente, lo cual se realiza introduciendo en el baño pértigas de madera verde; ello provoca la destilación destructiva de la madera, produciendo hidrógeno, hidrocarburos, óxido de carbono y vapor de agua. Una parte de los gases así formados reduce el óxido cuproso a cobre metálico y estos gases contribuyen a agitar el baño y acelerar las reacciones que intervienen en el proceso. A medida que la reducción progresa, de vez en cuando se toman muestras para determinar el grado de cada una. Cuando se alcanza el grado deseado, la fractura de la muestra tiene brillo metálico color rosado y una apariencia sedosa con cristales radiales finos. Este tipo de cobre se designa con el nombre de tough pitch y dentro de los límites de su composición el metal alcanza el grado más alto de maleabilidad y ductibilidad. El moldeo se suele llevar a cabo en un tipo de máquina de colar o moldeo circular, para moldear el electrodo que irá a la electrólisis para obtener el cobre de máxima pureza. Como hemos dicho este tipo de cobre pirometalúrgico, contiene metales preciosos tales como platino, oro, plata , entre otros, que requieren una recuperación posterior. Por esta razón periódicamente se extraen los lodos o barros anódicos que se depositan en el fondo de las celdas electrolíticas para su posterior tratamiento y recuperación.

HUMOS Y GASES METALURGICOS POLVOS VOLADORES: Los gases que se encuentran en los humos

metalúrgicos son además de los óxidos de los metales que se traten,

el nitrógeno,

óxido de carbono, dióxido de carbono, vapor de agua, oxígeno, dióxido de azufre y trióxido de arsénico, sólo los dos últimos son perjudiciales para la vegetación y además los únicos de los que se pueden obtener productos secundarios valiosos. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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POLVOS: Se emplea ésta palabra para todos los finos que arrastran los gases.

La cantidad de polvos dependerá de diversas variables tales como el grado de división de la carga, el de agitación en las operaciones de alimentación y trabajado de las mismas y del peso específico. En cuanto a la composición química, esta dependerá también del tipo de material que se trate, pero, por regla general, estará constituido por partículas de la mena, del fundente, del combustible y del revestimiento del horno, tanto sin descomponer como parcial o totalmente descompuestos. Que estos polvos deben recuperarse se deduce del hecho de que cuando se trata de una mena de cobre, este metal aparece en la proporción del 7 % en los polvos de los hornos de tostación y del 25 % en el de los de reverbero y del 45 % en los de los convertidores.

VARIACION DE TAMAÑO DE LOS POLVOS

1 micra

0,001 mm

5 micras

2.500 mallas

10 micras

1.250 mallas

20 micras

625 mallas

30 micras

400 mallas

45 micras

300 mallas

62 micras

200 mallas

RECUPERACION Y TRATAMIENTO DE POLVOS VOLADORES: METODO DE LAS CAMARAS

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Es el más antiguo y consiste en hacer pasar los gases que salen del horno a través de grandes cámaras de enfriamiento, en las que se reduce tanto la velocidad como la temperatura, y posteriormente se continúa con este proceso en torres de enfriamiento, donde los gases debido a su contracción producen la precipitación del polvo, que es extraído por la parte inferior del sistema mediante válvulas de contrapeso. Si se quiere aumentar la recuperación de polvos, será necesario anexar una cámara de lavado tipo spray que formará como productos un lodo que vuelve a entrar al circuito, y gases que pueden ser liberados a la atmósfera.

PRECIPITADOR COTTRELL

La velocidad del gas en las cámaras grandes de extracción de polvos oscila entre 1,5 y 15 m/seg., lo que únicamente permite separar las partículas más gruesas, si bien una cierta proporción de las partículas finas son atraídas por placas, cadenas o alambres suspendidos en la cámara de extracción del precipitador. El sistema cottrell de precipitación electroestática utilizado en la separación de estas partículas finas en suspensión se basa en el principio de que un campo eléctrico puede comunicar carga a una partícula sólida y ésta ser atraída por una superficie de carga opuesta. De esta forma, las partículas suspendidas en los humos se precipitan en la superficie interior de la tubería formando una capa que cuando alcanza un espesor suficiente, se desprende por golpes de martillos mecánicos. A continuación este material desprendido se recoge en tolvas dispuestas debajo del aparato cottrell, de las que se retira periódicamente y se devuelve al sistema principal para volverlo a tratar. Por regla general el material se briquetea o sinteriza y se vuelve a llevar al horno formando parte de la carga.

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Fig. 19 Precipitador Cottrell

Los precipitadores cottrell están constituidos por grandes cámaras que los gases atraviesan y en las cuales se encuentra suspendido un cierto número de placas verticales, cadenas, tuberías o alambres. Entre las cadenas y las placas contiguas o entre los alambres y las tuberías que los envuelven se establece una diferencia de potencial del orden de 75.000 voltios (corriente continua). Con el objeto de aumentar el efecto ionizante, el electrodo negativo, tiene una sección transversal pequeña (alambre, cadena), mientras que la superficie activa del electrodo positivo (placa o superficie interior de una tubería) debe ser relativamente grande. La corriente eléctrica se transporta por las moléculas del gas ionizado y son éstos iones los que comunican la carga eléctrica a las partículas en suspensión. Los gases procedentes del horno de fusión suelen contener suficiente cantidad de dióxido de azufre y trióxido de azufre (humos ácidos). Los gases extraídos que contienen cantidades considerables de compuestos de arsénico, antimonio, bismuto, etc. se suelen designar con el nombre de humos no conductores o básicos, y antes hay que hacerlos conductores mezclándolos con vapor de agua o con algún humo conductor. El término conductor se refiere a las propiedades del depósito que se forma en el Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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electrodo positivo, porque si dicho depósito no es conductor aísla el electrodo y obstaculiza e interrumpe el funcionamiento del aparato. Los humos pueden humedecerse dirigiéndolos a través de una cámara de rociado, donde absorben el vapor de agua. El precipitador cottrell es capaz de separar las partículas más finas de los gases extraídos.

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HIDROMETALURGIA Se conoce con el nombre de tratamiento hidrometalúgico o lixiviación a todo proceso en el que el metal o metales beneficiables se recuperan extrayéndolos con un disolvente adecuado que no ataca a la ganga o material residual. A continuación el metal puede precipitarse de la disolución en una forma relativamente pura. En otras palabras el campo de la hidrometalurgia comprende la recuperación de componentes valiosos de materiales primarios y secundarios por reacciones efectuadas a relativa baja temperatura en una fase acuosa. En este sentido el término hidrometalurgia está un poco mal interpretado, ya que puede incluir el procesamiento de materiales particularmente no metálicos así como partículas metálicas. Existen tres operaciones diferentes que caracterizan a un diagrama de flujo hidrometalurgico:

1. Lixiviación. 2. Concentración de soluciones y/o purificación. 3. Recuperación del metal o producto.

Conceptualmente, cualquier proceso puede ser pensado en términos de un diagrama de flujo. La separación sólido - líquido es común a todos los diagramas de flujo hidrometalurgico. Generalmente la separación es efectuada por sedimentación o espesamiento y/o filtración. Este aspecto particular puede resultar ser una de las etapas más críticas en la secuencia del proceso y siempre requiere de una evaluación cuidadosa en el análisis de cualquier sistema propuesto.

LIXIVIACION

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Los procesos de lixiviación pueden ser clasificados con respecto a la reacción química. Generalmente, el lixiviante seleccionado para un material dado (mena) es uno que posee buena selectividad para los componentes valiosos a ser recuperados. Si muchos componentes del material son disueltos, entonces la concentración de la solución y la etapa de purificación serán más dificultosas. Sin embargo con respecto a la ingeniería de procesos probablemente es de mayor significancia clasificar la operación de lixiviación con respecto al alcance del preprocesamiento del material, que con respecto a la reacción química. Los sistemas de lixiviación se entienden desde la lixiviación de menas marginales de baja ley, en las cuales no hay manipulación de materiales hasta la lixiviación de concentrados de alta ley producidos de separaciones físico - químicas mediante tecnología de procesamiento de minerales.

CONCENTRACION Y PURIFICACION La remoción de las impurezas es efectuada por un número de técnicas con la finalidad de preparar la solución de lixiviación para la recuperación del producto. Estas técnicas son más convenientemente clasificarlas de acuerdo a la reacción química e incluyen las siguientes categorías: 1. Precipitación. 2. Cementación. 3. Extracción por solventes o Intercambio iónico.

La aplicación de cualquiera de estos procesos, depende principalmente de las impurezas a ser removidas y los componentes a ser recuperados. En algunos ejemplos éste estado intermedio de procesamiento comprenderá la recuperación selectiva de una fase sólida conteniendo los componentes valiosos por ejemplo, la cementación del cobre de soluciones de lixiviación. En otros ejemplos las impurezas pueden ser removidas -en el estado sólido o en la corriente acuosa- y los componentes valiosos ser recuperados en un concentrado o solución rica o mas pura. Por ejemplo, rechazo de las impurezas en la solución rica durante la extracción por solventes del uranio, cobre y otros metales. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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La lixiviación se aplicó por primera vez a las menas de oro alrededor de 1890 con el descubrimiento del proceso del cianuro, pero no fue hasta hace cincuenta años cuando los metalurgistas logran perfeccionar métodos de lixiviación adecuados para tratamientos de menas de cobre, zinc y plomo. Hoy el 75 % del cadmio, más del 40 % del zinc y gran porcentaje del cobre se obtiene por lixiviación. Muchos sostienen que en los próximos años el progreso de la hidrometalurgia será tan grande que dejará de lado el proceso pirometalúrgicos.

LIXIVIACION DE MEZCLA DE MENA DE SULFURO DE COBRE Y DE OXIDO EN LA FACTORIA DE INSPIRATION

En la figura 21 se presenta el esquema del funcionamiento de una instalación que desde 1926, y con una capacidad de 9.000 toneladas/día. está funcionando en las minas de Inspiration (Arizona, Estados Unidos). Esta mena contiene 1,19 % de cobre, del que 0,77 % está presente en forma de óxido y 0,42 por ciento en la de sulfuro. En primer lugar, la mena extraída se tritura en quebrantadoras de discos y rodillos hasta un tamaño de 3 mallas, en una instalación que se encuentra en las cercanías del concentrador. En estas condiciones de trituración la mena contiene tanto material fino que su lixiviación ofrece ciertas dificultades y, por consiguiente se la somete a un tratamiento previo en una instalación de finos (véase figura 20) y únicamente el material que sólo contiene un 9 % de polvo de 200 mallas se trata en los depósitos de arena. LIXIVIACIÓN DE ARENAS O GRUESOS POR PERCOLACION La lixiviación se lleva a cabo en trece depósitos de hormigón, revestidos de plomo. Cada uno de los cuales tiene 52 m de largo por 20 de ancho y 5,5 de profundidad y una capacidad de 9.000 toneladas de mena referida a sustancia seca. Una repartidora mecánica garantiza la distribución uniforme de la mena en el depósito. La solución se circula bombeándola a través del fondo del filtro, de abajo arriba, a una velocidad aproximada de 4.750 litros por minuto. El ciclo completo dura 13 días, en cada uno de los cuales un depósito se llena y otro se vacía. En cualquier momento hay ocho depósitos sometidos a contacto ácido, tres lavándose, uno llenándose y otro vaciándose. La solución ácida fuerte procedente del parque de depósitos, en la que se han regenerado el ácido sulfúrico y el sulfato férrico, y a la que se ha añadido la cantidad precisa de ácido fresco, se envía a la mena que lleva más tiempo sometida al contacto ácido. Esta solución pasa de un depósito a otro, perdiendo constantemente poder disolvente y aumentando continuamente su contenido de cobre, hasta que sale del depósito que contiene la mena más fresca y vuelve al parque de depósitos. Teniendo en cuenta que el sulfato férrico disuelve el cobre metálico, encontramos Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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que la diferencia principal en el funcionamiento de esta instalación y de otras de lixiviación, reside en que en Inspiration se realiza un esfuerzo deliberado para mantener la concentración de sulfato férrico en un punto lo suficientemente elevado para disolver las grandes cantidades de cobre contenidas en forma de calcocita. Esto requiere que el tanto por ciento de hierro total en la solución sea alto, aunque

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Fig. 20 Planta de lixiviación de finos de la Inspiration Consolidated Co. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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una elevada concentración de sulfato férrico influye desfavorablemente en el rendimiento de la precipitación electrolítica. El ajuste de la composición y concentración de la solución para mantener un equilibrio económico entre la concentración necesaria del sulfato férrico para la extracción de sulfuros, por un lado y la eliminación del inconveniente que representa el hierro en el rendimiento de la precipitación electrolítica, por otro, constituyen una fase delicada de la operación. Aunque el ácido sulfúrico se regenera en el parque de depósitos, ello no se hace en cantidad suficiente para compensar las pérdidas en el sistema y, por consiguiente, deben añadirse unos 12 kg de ácido de 60º Bé por tonelada de mena. Además, la concentración de ácido de la solución debe ser más elevada que la requerida para la extracción del cobre soluble con objeto de evitar que éste se precipite. LAVADO EN CONTRACORRIENTE PARA RECUPERAR LA SOLUCION DE COBRE DISUELTO La operación de lavado, en la que se invierten 13 días, constituye un problema muy importante. En el momento actual se necesitan tres días para el lavado y se realizan todos los esfuerzos posibles para extraer por lavado la mayor cantidad posible de cobre disuelto. En total se efectúan diez lavados, los cinco primeros de los cuales se designan con el nombre de lavados normales y se van intensificando sistemáticamente. El primer lavado se dirige al sistema principal de la disolución; el segundo constituye el primero del siguiente depósito, y así sucesivamente. El quinto lavado se extrae del tanque de disolución del material procedente de las bateas de hierro y se convierte en el cuarto lavado del depósito que se ha de lavar a continuación. Seguidamente se proceden a efectuar cuatro lavados. Los tres primeros de estos últimos proceden del depósito donde se encuentra la solución procedente de las bateas de hierro y el agua de lavado empleada se lleva a un depósito de compensación del que se alimentan dichas bateas. Casi todo el cobre se precipita y el contenido total de hierro aumenta a expensas del cobre, del ácido y del sulfato férrico. Generalmente se emplea un lavado discontinuo; es decir, que la totalidad del agua de lavado se lleva por bombeo a la mena y se hace circular y el producto lavado se vacía. Que el método tiene éxito lo demuestra el hecho de que el cobre soluble en agua. que queda en las colas, suele estar presente en una proporción inferior al 0,005 %. Los volúmenes de agua de lavado deben vigilarse cuidadosamente. A continuación, damos un balance típico de volúmenes:

Humedad que penetra en la mena Agua fresca de lavado Agua total: Humedad en las colas Evaporación y otras pérdidas

Litros por tonelada de mena 40,30 90,75 131,05 106,84 25,21

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Agua total de salida:

131,05

Fig. 21 Planta de lixiviación de arenas

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ELECTROBTENCIÓN DEL COBRE (EW) La electrobtención se efectúa entre cátodos iniciales de placas y ánodos de plomo duro, con una densidad de corriente de 155 a 175 amperios por m2, estando los electrodos separados por una distancia de 11,30 cm, que se calcula a partir del centro de los cátodos. El cobre se deposita durante unos 5 días para dar un cátodo que pesa entre 40 y 45 kg. A continuación se indican los cambios experimentados en la solución del parque de depósitos: Corriente alterna, kwh/kg de cobre Rendimiento del cátodo, por ciento Cobre, gr/litro; entrada Cobre, gr/litro; salida Acido, gr/litro; entrada Acido, gr/litro; salida Hierro férrico, gr/litro; entrada Hierro férrico, gr/litro; salida Hierro total, gr/litro; entrada

2,87 71,68 * 33,3 29,1 18,6 26,8 4,3 8,7 17,6

* El rendimiento en el afino del cobre es del orden del 93 por 100. Obsérvese que no se realiza ningún intento para reducir el contenido de cobre de la solución debido a la presencia de tanta proporción de hierro. Las placas iniciales se obtienen en una unidad especial de 16 depósitos. Se emplean ánodos de cobre blister, que se obtienen por moldeo, y cátodos de cobre laminado. Los lodos de refinería, que arrastran oro, plata y cobre, se lavan y se envían a depósitos de sedimentación, donde, después de secados. se dirigen a la instalación de afino de la plata y del oro

CONTROL DE LA SOLUCIÓN Las concentraciones del cobre, del ácido, del sulfato férrico y de los otros componentes no pueden mantenerse en una cifra predeterminada. En ocasiones el contenido de cobre debe ser inferior al deseable con objeto de satisfacer ciertas necesidades de producción, mientras que la concentración del ácido se regula en función del consumo de ácido en la sección de lixiviación. La totalidad del proceso gira alrededor de la producción de sulfato férrico en el parque de depósitos y claro está, este sulfato férrico ejerce una influencia perjudicial sobre el rendimiento de dicho parque. Una manipulación general de la solución, junto con el calentamiento de la misma antes o después de la electrólisis, constituye un control del balance de sulfato férrico. La solución de cobre que penetra en el parque de depósitos es la más adecuada para llevar a cabo la electrólisis en la primera sección, y la menos en el caso de la última. COBRE CEMENTADO Debido al elevado coste de la producción de cobre cementado (precipitado Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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con latas de estaño) es deseable fabricar la menor cantidad posible de éste. Sólo se precipita como cobre cementado el obtenido de las aguas del lavado. El flujo de la solución en el depósito se efectúa en serie, y el tiempo de contacto se regula de tal modo que permita separar prácticamente todo el cobre y al mismo tiempo, mantener los consumos de hierro y ácido lo más bajos posibles. Los cátodos se retiran cada cinco días y pesan entre 40 y 45 kg. Estos no se funden, sino que se expiden al usuario como cobre catódico. A continuación se da el análisis de este material: Cu H20 Insoluble Fe Pb S Se, Te, Cl, Zn, Ni, Co Ag Au

99,660 % 0,075 % 0,040 % 0,017 % 0,016 % 0,012 % Trazas 1,35 gr/ton Trazas

DATOS METALÚRGICOS

Lixiviación de menas mixtas de sulfuro y de óxido (Inspiration Consolidated Copper Co.) Carga seca (toneladas) Carga, cobre en forma de óxido (%) Carga, cobre en forma de sulfuro (%) Carga, cobre total (%) Carga mayor que 4 mallas (%) Colas, cobre en forma de óxidos (%) Colas, cobre en forma de sulfuros (%) Colas, cobre total (%) Extracción, cobre en forma de óxidos (%) Extracción, cobre en forma de sulfuros (%) Extracción, cobre total (%) Corriente alterna (kwh/kg de cobre) Rendimiento medio del amperio (%) Hierro consumido por kilogramo de cobre (kg) Cobre (cementado) precipitado por ton. de mena (kg) Cobre total precipitado por ton. de mena (kg)

2.105.791 0,638 0,635 1,273 28,6 0,010 0,127 0,137 98,44 79,91 89,24 2,87 * 71,68 0,83 1,397 10,21

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* Esto equivale a 0,35 kg de cobre por kwh.

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LIXIVIACION DE MINERALES OXIDADOS Y PRODUCCION DE SULFUROS EN COLLAHUASI (resumen extraído de Minería Chilena-Marzo de 1999)

Se procesarán 53 millones de toneladas de mineral oxidado con una ley de 1,31 % de Cobre para producir 50.000 toneladas de cátodos de cobre electrolítico. TRITURACION:

La trituración primaria se realiza en una trituradora cónica giratoria primaria de 60“ x 89”, para una capacidad de 13.685 toneladas por día. La trituración secundaria se hace en una trituradora cónica tipo Symons Standart de 7 pies en circuito abierto. La trituración terciaria se hace en 4 trituradoras cónicas tipo Symons Short Head, también de 7 pies, pero que trabajan en circuito cerrado con 4 zarandas de doble piso. PROCESOS DE LIXIVIACION EN MONTONES (Heap Leaching):

El mineral así triturado alcanza un tamaño de un centímetro, el cual es almacenado en un silo de 12.000 toneladas, que sirve para alimentar dos tambores aglomeradores que miden 3,1 metros de diámetro por 9,4 metros de largo, en los cuales se agrega 30 a 35 kilos por tonelada de mineral de ácido sulfúrico y 80 a 90 litros por tonelada de mineral de agua, para aglutinar las partículas de mineral fino con lo cual se evitará inconvenientes en la etapa de lixiviación por la formación de bolzones. El mineral así aglomerado se transporta mediante cintas apiladoras, sobre una membrana plástica (LLDPE) de 1 cm de espesor, formándose una pila que mide 2.000 metros x 555 metros x 5 metros y que contiene aproximadamente 105.000 toneladas de mineral oxidado. En la parte superior de la pila, se ubica una red de tuberías y goteros enterrados a 40 cm, que sirven para distribuir la solución lixiviante fresca y la proveniente de la regeneración del ácido sulfúrico en las plantas de extracción por solventes y electrobtención. PLANTA DE EXTRACCION POR SOLVENTES: (SX) Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Tiene una capacidad de 1.000 m3 por hora de solución pobre proveniente de las pilas de lixiviación y que tiene una concentración de 6,67 grs/l. A esta solución se pone en contacto con una fase orgánica (Lix 65) dentro de un estanque mezclador, para que en una etapa posterior se separe la fase acuosa de la fase orgánica. La fase orgánica queda cargada en forma selectiva con el cobre, operación que se realiza en dos etapas, en la etapa de reextracción descarga el cobre en una solución electrolítica la cual alcanza una concentración final de 40 a 50 grs/l de cobre y 150 a 170 grs/l de ácido sulfúrico. Siendo la eficiencia de esta planta del orden del 90 %. PLANTA DE ELECTRO OBTENCION: (EW)

La solución rica obtenida en la extracción por solventes alimentará a 188 celdas que miden 6,3 m x 1,28 m x 1,4 m cada una. Están dispuestas en dos secciones de 47 celdas cada una y cada celda contiene 60 cátodos.

Condiciones de operación: Densidad de corriente:

250 A/m2

Flujo específico de solución:

120 l/h por m2

Voltaje de la celda:

1,8 a 2,2 V

Temperatura del electrolito:

45 ºC

Eficiencia de la corriente:

90 %

Se usa una máquina despegadora KID PROCESS de Falconbridge, que tienen una capacidad de 300 cátodos por hora y se forman paquetes de 2,5 toneladas cada uno para el despacho.

PLANTA DE PROCESAMIENTO DE SULFUROS Se procesarán 145 millones de toneladas de sulfuros de enriquecimiento secundario, con ley de 1,79 % de cobre en una planta de concentración de 60.000 toneladas por día para obtener 300.000 toneladas de cobre fino en forma de concentrados. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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CONMINUCION:

El mineral extraído de mina (ROM), es transportado por camiones de 200 toneladas cortas a una trituradora giratoria primaria de 60" x 89 ", para reducirlo a un tamaño inferior de 30 cm (12”), que será transportado por medio de cintas para formar un Stock Pile de 60.000 toneladas, que servirá para alimentar a dos líneas de molienda cada una con un molino SAG Fuller de 32 pies x 15 pies, accionado con motores de 30.000 Kwh cada uno. En la descarga de cada molino tienen acoplado un tromel para clasificar el mineral, retornando el género de mayor tamaño al molino y el pasante de 1 cm será descargado a otros dos molinos a bolas de 22 pies x 31 pies, los cuales son accionados por motores de 4.800 Kwh cada uno. La descarga de estos molinos de bolas van a dos cajones de pulpas de los cuales mediante dos bombas de 22” x 24” se envía la pulpa a dos baterías de ciclones que trabajan en circuito cerrado con estos molinos. El material grueso o underflow del ciclón retorna a la alimentación del molino para la remolienda del mineral. FLOTACION Y REMOLIENDA DE CONCENTRADOS:

El material fino del ciclón o overflow, que tiene una granulometría del 80 % pasante de 150 mallas (115 µm) va a distribuidores de alimentación, cada uno de ellos alimenta a la flotación primaria que consta de dos corridas de celdas Wenco de 127 m3 cada una (4.500 ft3), con un tiempo de flotación de 22 minutos. Las colas o relaves de estas 16 celdas van a una batería de hidrociclones de los cuales el material grueso o arenas se vuelve a flotar en tres celdas de igual capacidad y con un tiempo de flotación de 10 minutos. Los concentrados de la flotación primaria (16 celdas ) y los concentrados de las arenas (3 celdas) se enviarán a una etapa de remolienda compuesta por cinco molinos verticales accionados por motores de 1.250 HP cada uno, para obtener un producto del 80 % pasante de 400 mallas (37 µm).

LIXIVIACION BACTERIANA Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Se conoce con el nombre de biometalurgia y es uno de los desarrollos más interesantes de la hidrometalurgia. Muchas especies de bacterias son capaces de aumentar la velocidad de disolución de metales como cobre, plomo, zinc, uranio, molibdeno, cromo, titanio, etc., a partir de sus minerales; entre las que podemos mencionar las bacterias Thiobacillus, Thiooxidans, Thiobacillus Ferrooxidans, Thiobacillus Concretivuros, Thiobacillus Neopolitanus. Estas bacterias son capaces de obtener su energía por oxidación de iones ferrosos presentes en soluciones ácidas, produciendo iones férricos como sulfato férrico (Fe2(SO4)3). El sulfato férrico así formado puede atacar muchos sulfuros metálicos disolviendo el metal por oxidación del sulfuro, luego siendo reducido por sí mismo, a sulfato ferroso; completando así un círculo cerrado redox ferroso/férrico. Hay bacterias que pueden efectuar el ataque directo en los minerales sulfurados produciendo ácido sulfúrico por oxidación del azufre elemental. Hay minerales calcáreos que consumen ácido, para los que se han realizado otras técnicas que hacen posible la lixiviación bacteriana de los metales contenidos en esos minerales. Uno de estos es el tratamiento del mineral con soluciones de nitratos a pH entre 7 y 9,5 en condiciones anaerobias, en presencia de bacterias desnitrificantes. Estas reducen el nitrato a nitrito y luego a amoniaco que hace que se solubilicen metales como cobre, zinc en este rango de pH formando Aminas. Los agentes bacterianos también pueden utilizarse para otros procesos metalúrgicos, como producir cobre metálico en polvo de soluciones por reacciones de reducción mediante bacterias. Las bacterias Thiobacillus Thiocyanooxidans pueden destruir el cianuro de las soluciones y relaves de cianuración. Otra aplicación importante es la desarsenización por medio de lixiviación bacteriana de concentrados sulfurados de cobre que contienen arsénico. En la microbiología del petróleo las bacterias desarrollan un papel importante en la formación, prospección, producción, elaboración y almacenamiento del petróleo. Por ejemplo las especies Pseudomona Achromobacter, Desulfovibro y Flavobacterium

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modifican la naturaleza orgánica de los materiales de sedimentación de los que se forma el petróleo. La biometalurgia encierra un potencial de gran magnitud cuyo aprovechamiento representa un factor bastante importante en la economía de la industria minera, ya que se puede explotar económicamente, con la ayuda de microorganismos, minerales marginales o muy pobres.

MECANISMOS DE LA OXIDACION BACTERIANA DE SULFUROS METALICOS

La lixiviación bacteriana es un proceso de oxidación, en el cual el sulfuro metálico insoluble es oxidado a sulfato soluble en un medio acuoso. Por lo tanto, es un proceso de disolución (lixiviación) del metal, de acuerdo a la siguiente ecuación simplificada: MS + 2O2 àBacteriaà MSO4 Donde M es un metal divalente. Por ejemplo el hierro ferroso presente en el substrato sulfuro, es oxidado por el microorganismo a hierro férrico, lo que podemos mostrar con la oxidación de la pirita. 2FeS2 + 7½ O2 + H2O àBacteriaà Fe2 (SO4)3 + H2SO4

El sulfato férrico producido en esta forma es un agente oxidante el cual contribuye en los procesos de lixiviación química de minerales sulfurados metálicos.

Ejemplos dea oxidación de algunos minerales sulfurados: Para la calcopirita: Cu FeS2 + 2 Fe2(SO4)3 ßà CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 S Para la esfalerita: (blenda): ZnS + Fe2(SO4)3 ßà ZnSO4 + 2 FeSO4 + S Para la uranita: UO2 + Fe2(SO4)3 ßà UO2SO4 + 2 FeSO4

El azufre elemental formado en las ecuaciones anteriores es oxidado por la bacteria produciendo ácido sulfúrico: Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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S° + 3/2 O2 + H2O àBacteriaà H2SO4

CONCENTRACION DE IONES METALICOS Y pH DE LA SOLUCION

Las bacterias oxidantes del hierro y del azufre son resistentes o pueden adaptarse a altas concentraciones de iones metálicos y de ácido. Ejemplo: 120 grs/l. de zinc, 72 grs/l. de níquel, 30 grs/l. de cobalto, 55 grs/l. de cobre y 12 grs/l. de U3 O8 y 160 grs/l. de sulfato ferroso. El pH óptimo para ciertas bacterias está entre 1 y 3,5.

LIXIVIACION BACTERIANA DEL ORO

Existen diferentes estudios sobre la aplicación de microorganismos para la extracción del oro en minerales pobres. Hay un grupo de bacterias disolventes que son capaces de poner en solución cerca de 2,5 mgrs. de oro por litro. Se hicieron experimentos con minerales de cuarzo, con un contenido de 3,2 grs/ton de oro, con arenas de 0,5 grs/ton de oro y con mineral aluvional de 0,2 grs/ton de oro, habiéndose logrado extracciones entre el 50% y el 80 % en cinco a diez días.

LOS COSTOS DE CAPITAL EN LIXIVIACION Los costos de capital en lixiviación dependen de:

1. Del tipo de lixiviación empleada. 2. Del manejo del material involucrado. 3. De la ubicación de la operación.

La recuperación de cobre a partir de las aguas de minas o de lixiviación in situ requerirá principalmente equipo de distribución de soluciones tales como bombas y cañerías, siendo de este modo el de menor inversión de capital. La lixiviación por agitación de relaves de concentrados puede requerir la instalación de estanques de agitación (tipo Denver Sub-A o tipo Pachuca) y elementos de separación sólido-líquido (espesadores). El tratamiento de matas de fundición requerirá además la instalación de equipos de reducción de tamaños (conminución). Estas operaciones tendrán evidentemente un mayor costo de inversión de capital. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Las operaciones de lixiviación en montones o pilas y desmontes o escombreras tendrán inversiones a nivel intermedio. Muchas operaciones mineras de lixiviación se están haciendo con el sistema de montones para un mineral marginal o de baja ley. En este caso sólo el costo adicional de lixiviación es considerado como inversión de capital.

COSTO DE OPERACION EN LIXIVIACION

Los costos de operación de la lixiviación tienden a ser fuertemente dependientes de la ubicación y del tipo de proceso empleado. Sin embargo para una operación de lixiviación en montones el costo de operación estará compuesto por:

1.

Costo de bombeo de las soluciones.

2.

Costo de reposición del ácido sulfúrico.

3.

Costo del mantenimiento del sistema de distribución de las soluciones.

LIXIVIACION EN MONTONES (HEAP LEACHING) Aun cuando la lixiviación en pilas y montones es una tecnología que presenta características muy positivas para la recuperación de especies solubles o minerales oxidados y también mediante la biolixiviación para recuperar minerales sulfurados, nunca debe olvidarse que hay otras técnicas alternativas que no deben pasarse por alto. Tomar a priori una decisión a favor de la lixiviación en pilas puede constituir un error de grandes proporciones. Prácticamente lo único que podría afirmarse con certeza es que la lixiviación en montones aventaja a la lixiviación por percolación en estanques, por razones de menor inversión en instalaciones y equipo de manejo de materiales.

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Fig. 22 Esquema constructivo de una pila

La decisión a favor de la lixiviación en pilas sólo puede adoptarse luego de un análisis basado en el comportamiento metalúrgico de la mena, determinado exhaustivamente en pruebas de laboratorio, para clarificar el proceso metalúrgico completo necesario, para obtener el máximo de recuperación y determinar cuales son los costos asociados a las diversas etapas. Ejemplo:

1. Relación: grado de trituración vs. recuperación, cinética y percolaridad. 2. Relación: consumo de reactivos vs. recuperación y concentración de soluciones. 3. Influencia y condiciones de curado y aglomerado, sobre cinética y recuperación. 4. Evaluación de curvas de cinética de recuperación. 5. Evaluación de concentración de la especie en las soluciones obtenidas. 6. Evaluación de la influencia de la altura de la pila. 7. Evaluación de la posibilidad del ajuste de las concentraciones de la especie recuperada en el proceso de recuperación final. 8. Influencia de la recirculación a la pila de soluciones tratadas en la planta de recuperación. 9. pH de la operación. 10. Control de las impurezas y manejo de los descartes y ripios.

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Todo lo enunciado anteriormente nos proporcionará inapreciable información para la toma de decisiones y diseño.

DIMENSIONAMIENTO DE LA PILA

El dimensionamiento de la pila es claramente una función de la capacidad de tratamiento, vale decir de las toneladas a tratar. Debe considerarse como factores de importancia:

A. El peso específico aparente de la mena, bajo las condiciones de carga de la pila. B. La altura de la pila determinada en laboratorio y de acuerdo con los equipos disponibles para su carga y descarga. C. El ángulo de reposo del material bajo las condiciones de carga a la pila.

Además debe tenerse en cuenta las siguientes consideraciones adicionales: 1. El volumen del mineral se calcula en base a la capacidad de tratamiento periódico, multiplicado por la duración del ciclo, en períodos, más dos períodos. Por ejemplo: si se trata de 100 toneladas por día con un ciclo de veinte días, se considera un volumen correspondiente a 22 días, es decir 2.200 toneladas por pila. La causa de ello radica en la necesidad de disponer de espacio para descargar y cargar simultáneamente material sin que exista la posibilidad de mezcla entre mena fresca y ripio agotado. 2. El dimensionamiento debe permitir la existencia de un coronamiento al cargar la primera pila como condición necesaria para lograr un riego eficiente. 3. El área de influencia de los regadores debe coincidir con el tamaño del coronamiento de la franja por lixiviar para evitar interferencias con el personal y equipo que realiza la carga y descarga.

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4. El ancho de la franja lixiviada (sector) debe ser un múltiplo de la trocha del equipo de carga y descarga del material.

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Fig. 23 Vista en planta y corte de una pila de lixiviación con sus respectivos sistemas de colección de soluciones Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Fig. 24 Lixiviación en montones, extracción por solventes y electro obtención

DESCRIPCION DE UNA PILA Y SUS COMPONENTES

1. SUBSTRATO: Corresponde en general a un terreno con pendiente del orden de 3 a 4 % en dirección a la canaleta de descarga de soluciones. Su grado de compactación, corresponde a un índice Proctor Modificado de 92 % a 95 %. La superficie del terreno deberá estar libre de piedras angulosas tanto como sea posible. 2. FINOS DE PROTECCION: Capas de áridos finos (arena, relaves, etc) totalmente exentos de elementos perforantes, dado que se deben acomodar suavemente sobre la capa o base impermeable y defenderla de la agresión mecánica que puede provenir desde cualquiera de sus caras. Sus espesores típicos varían de 10 a 20 cm, por encima y por debajo de la capa impermeable.

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3. BASE O CAPA IMPERMEABLE:

Generalmente consiste en un material

plástico inerte a la acción de los agentes químicos, que mojarán su superficie. Su resistencia mecánica será suficiente para resistir los esfuerzos a la que será sometida: tracción y torque en la carga y descarga y compresión por la deposición de minerales. Sus propiedades físicas y químicas de la membrana permiten resistir las condiciones de temperatura y radiación solar existente. 4. TUBERIAS DE DRENAJE: Serán tuberías corrugadas y perforadas, colocadas espaciadas longitudinalmente, destinadas a permitir una rápida evacuación de la solución una vez que esta alcanza el fondo de la pila. Cumple el doble propósito de evitar la inundación de la pila

y las

consecuentes capas freáticas y permite la inoculación de aire por las zonas inferiores. Su espaciamiento se calcula asumiendo que la tubería es una canaleta en la cual la salida de la pila está llega hasta los dos tercios de su diámetro con el líquido recogido en su área de influencia. En todo caso no se recomienda espacios mayores de 2 metros. 5. RIPIOS DE PROTECCION: Constituyen la última etapa o base de protección del revestimiento, básicamente es una capa de unos 20 cm de material de apariencia diferente de la mena que maraca el límite inferior en la descarga del ripio y que además reparte las presiones sobre la tubería de drenaje. Si el mineral presenta buenas condiciones o propiedades de escurrimiento se puede llegar a sustituir las tuberías de drenajes, aunque con peligros de enbancamiento en el largo plazo y sin el beneficio de aireación inferior. Su granulometría debe ser 100 % -3” y 100 +1,5 “ . 6. MENA O MINERAL A LIXIVIAR: es el material depositado en forma razonablemente suave, es deseable por medios de tales que no produzcan un efecto de compactación ni disgregación mecánica hasta alcanzar la altura determinada de la pila. 7. SACOS DE RELLENO : se colocan al borde de la pila y antes de la canaleta, proporcionan una barrera de contención para los finos arrastrados por la solución y un lugar para el paso del personal sin peligro de daños a la base Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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impermeable. Su disposición tipo ladrillo debe permitir la salido de la tubería de drenaje, se instalan sobre la carpeta plástica y alcanzan una altura tal que sirve de contención a todas las capas de áridos protectoras bajo el mineral. 8. CANALETA DE RECOLECCION: sirve para la recuperación de las soluciones y está integrada al revestimiento impermeable. En el caso de las pilas unitarias es común para toda la pila y presenta una pendiente del orden del 0,5 a 1 % hacia el punto de descarga o recolección. 9. ANCLAJES: son los sectores de fijación de la base impermeable al terreno. Una recomendación muy importante consiste en realizar pruebas de arreglos de pilas con diversos tipos y espesores de revestimientos, así como capas de protección bajo las condiciones de operación antes de proceder a la construcción de la pila. También debe dejarse el espacio libre ente del pie del mineral y el comienzo del anclaje, por si existiesen escurrimientos de solución por taludes laterales (entre 0,3 y 0,5 m).

SISTEMAS DE RIEGO El sistema de riego debe mojar la pila en función de la cantidad determinada de litros hora por metro cuadrado, que se ha definido previamente en laboratorio de acuerdo a la capacidad de drenaje del material, teniendo como consideración secundaria la concentración de las soluciones a obtener. Sus condiciones básicas son: •

Permitir un riego tan uniforme como sea posible.

•

Un tamaño de gota incapaz de provocar la presencia de finos, por ejemplo, desaglomerando el material.

•

Un tipo y tamaño de gota que no sea afectado por las condiciones ambientales, esto es arrastre por vientos o pérdidas por evaporación.

•

Estar construido con materiales resistentes a los agentes químicos y condiciones de operación.

Se requiere, por lo tanto:

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•

Diseñar las tuberías matrices de forma que estabilice la presión de la línea, por ejemplo, aumentando su diámetro o conformando anillos de presión constante.

•

Seleccionar cuidadosamente los dispositivos de riego de acuerdo con los criterios ya señalados.

•

Calcular su distribución conciliando su área de influencia y sus capacidad de flujo, con la tasa de riego deseada.

Existe gran variedad de dispositivos de riego, tales como: 1. Goteros. 2. Aspersores. 3. Mangueras quirúrgicas (wigglers). 4. Boquillas.

Cuyas características se encuentran en los catálogos de los proveedores correspondientes. Los dos últimos pueden ser considerados como aspersores.

ESTANQUES EN PROCESOS: En un sistema de lixiviación en montones se encuentran normalmente los siguientes estanques para almacenamiento de líquidos: 1. ESTANQUES AUXILIARES: 1.1 ESTANQUE DE AGUA INDUSTRIAL: Necesario en el caso de no disponer de una alimentación regular para mantener una reserva de agua: • Pérdidas por evaporación y arrastre. • Perdidas por humedad residual en los ripios agotados. • Necesidades de procesos, por ejemplo: curado, aglomeración y purgas de soluciones. Su dimensionamiento depende del abastecimiento y de la demanda.

1.2 ESTANQUE DESARENADOR: Recibe solución desde la canaleta de recolección de la pila y alimenta por rebalse, a los estanques de proceso decantando los sólidos Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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suspendidos. Se dimensionan en función del tiempo de retención necesario para obtener una buena decantación. 1.3 ESTANQUE DE EMERGENCIA: Para almacenar soluciones en emergencia de operación. 2. ESTANQUES DE PROCESOS:

2. 1 ESTANQUE DE SOLUCION RICA O CONCENTRADA: Corresponde al estanque receptor de solución de alta concentración desde la pila, previo a su envío a al planta de tratamiento. 2. 2 ESTANQUES DE SOLUCION INTERMEDIA: Reciben las soluciones desde las pilas que están en agotamiento o lavado para enviarlo a las pilas frescas que entregan solución rica. Su número depende de las etapas en contracorriente del proceso de lixiviación. 2. 3 ESTANQUE DE SOLUCION AGOTADA: Recoge las soluciones tratadas desde la planta de procesamiento previo a su retorno a la pila para recuperarse en la especie a lixiviar.

CRITERIOS DE DIMENSIONAMIENTO DE ESTOS ESTANQUES 1. Deben poder recibir la solución correspondiente a la diferencia entre la humedad de escurrimiento bajo riego y la humedad retenida por el ripio, determinada previamente en laboratorio. 2. Deben recoger las aguas adicionales provenientes de lluvias, nevadas u otras. 3. Deben mantener un nivel mínimo compatible con el sistema de bombeo. 4. Puede dotárseles de capacidad adicional para alimentar la planta de tratamiento durante períodos de detención de riego.

Es conveniente dejar líneas de interconexión entre los estanques para dotar al sistema de flexibilidad operacional, para atender emergencias e imprevistos. Usualmente se emplean estanques de tipo troncopiramidal invertido, directamente excavados en el terreno y revestidos con un material impermeable, generalmente del mismo tipo empleado en la base de la pila. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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SISTEMA DE FLUJO El sistema de bombeo, conducción y control de flujos de un sistema de lixiviación en pilas queda determinado básicamente por: 1. Las necesidades de riego, esto es la superficie a regar y la cantidad de riego (tasa). 2. Operaciones y manipulaciones de las soluciones. 3. Controles de operación:

Su cálculo y diseño sigue las etapas normales para cualquier sistema hidráulico y solo cabe las precauciones necesarias para la selección de los tipos y materiales de bombas, cañerías, válvulas y Fitting (accesorios) de entre los varios disponibles en el mercado. La conveniencia de dotar al sistema de un máximo de flexibilidad y adoptar medios de protección suficientes para garantizar la duración de los materiales empleados frente a las condiciones de operación, ambientales y de uso.

RECUPERACIÓN DE COBRE A PARTIR DE SOLUCIONES DE LIXIVIACIÓN DILUIDAS: CEMENTACIÓN y EXTRACCIÓN CON DISOLVENTES Las soluciones saturadas provenientes de las operaciones de lixiviación son de dos tipos, de acuerdo a su contenido de cobre: a) Concentradas, contienen de 30 a 50 kg Cu/m3, provenientes de la lixiviación en tanque o por agitación. Estas soluciones contienen una concentración suficiente para la separación por electrólisis directa de cobre de alta pureza. b) Diluidas, 1 a 5 kg de cobre por m3, provenientes de lixiviación in situ, pilas y escombreras. Estas soluciones son demasiado diluidas en cobre para la separación por electrólisis directa de cátodos de alta pureza. Ambos tipos de solución de lixiviación contienen impurezas de la mena, principalmente hierro con otras impurezas metálicas en menor cantidad como cadmio, plomo y zinc. Las soluciones con 30 a 50 kg de Cu/m3 (30 a 50 grs/litros), sólo necesitan una Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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purificación antes de la separación por electrólisis. En general, para lograrlo, se precipitan los iones férricos de soluciones aeradas utilizando cal viva, o reduciéndolo con SO2, a un pH 3 o 3.5 y desviando una porción de electrolito del circuito para el descobrizado y descarga. Un problema más complicado es la recuperación efectiva del cobre a partir del tipo diluido de solución de lixiviación original. El método importante de recuperación de cobre es la cementación sobre chatarra de acero. Este método es simple y efectivo, pero el cobre obtenido es impuro y debe ser enviado a una instalación pirometalúrgica para su fundición y refinación. CEMENTACIÓN La cementación del cobre en solución está descrita por la reacción:

Fe0

+

(metal, generalmente chatarra de acero)

Cu+2 (en solución)

à

Cu0 (cobre metálico cementado)

Fe+2

+

(en solución)

Además del hierro, podrían utilizarse otros metales para la cementación, por ejemplo, el aluminio o el zinc pero a un costo considerablemente más alto. Por consiguiente, el hierro (como chatarra) es el único medio de cementación práctico. Como se hace en la industria del cobre, la solución de lixiviación original se hace fluir a través de una pila de desperdicio de acero y el cobre precipita sobre las superficies de hierro. El precipitado de cobre se desprende en escamas o en forma de polvo, bajo la influencia del flujo de la solución, pero invariablemente está contaminado con el hierro sobre el cual precipita (análisis típico: 85 a 90% de Cu, 0.2 a 2% de Fe, 0.5% de SiO2 + Al203). La ventaja principal de la cementación es su sencillez. Virtualmente se puede extraer todo el cobre de la solución en una serie de tanques o de canales de contacto. Contra esta sencillez se debe considerar el hecho de que el producto de cobre se purificará posteriormente. El método más común de tratamiento del cobre cementado es por fundición en hornos o convertidores a partir de los cuales sigue la ruta estándar de electrorrefinación de ánodos. Otro método poco usado, es disolver el cobre cementado en una solución acuosa básica y luego reducirla con hidrógeno. La impureza de hierro precipita de la solución básica como hidróxido férrico, mientras que el cobre es reducido por la reacción: Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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H2 (gas)

+

Cu+2

à

(en solución)

Cu0

+

(polvo metálico)

2H+ (solución ácida)

El producto de esta reacción es cobre en polvo (