34-Manuscrito de Libro-81-1-10-20181219

 

LIMA PERU 2

3

CORREO  APARTADO 889 TELEGRAFO: CORMINAS LIMA  PERU

 de Fomento Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros Mineros

Cuerpo de Ingenieros Ingenieros de Minas

Ministerio

G A B I N E T E  E X P E R I M E N T A L M E T A L Ú R G I C O

tto

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MET LURGI

GENER L

 II

G U I L L E R M O T N T L E N 

VANINI

 

L   M A Y O R   D E SAN M A R C O S U N I V E R S I D A D  D   N A C I O N A L  Fundada en  1551

F A C U L T A D D E   I N G E N I E R Í A  G E O L Ó G I C A M I N E R A M E T A L Ú R G I C A  Y  G E O G R Á F I C A

 Reservados vados Prohibida su reproducción   total o  parcial Derechos Reser

• Publicación   de la Escue Escuela la A cadém ico   Profesional d de e  Ingeniería Metalúrgica

© 

G U I L L E R M O   TANTALEÁN  TANTALEÁN   VANINI

Lima Enero  2004 Decano   de l Facultad   de  Geología

Minas

Pablo Nuñez  Jara

Director  de l Escuela

Víctor  Vega 

Académico

Metalurgia  y  Ciencia

Profesional   de  Ingeniería

Geográfica

Metalúrgica

uillén

Coordinador   de l Escuela Ing. Aquiles Figueroa  Loli

Colaboración

especial:

Diagramación  

y  Diseño:

Académico

Bertha Rosario Laura  Peréz

José Luis  Meoño

Profesional   de  Ingeniería Ingeniería

Metalúrgica

 

ACLARACION

L o s trabajos de  e n s e ñ a n z a  que

se  exponen  en este texto han intentado intentado ser fieles a los errores

gramaticales  expuestos a los estudia estudiantes ntes y se los publica en  en la misma forma.

L as  pocas

redacciones modernas y de tipo descript descriptivo, ivo, igualmente no han  sido sometidas sometidas a correc

ciones  gramaticales, y en las que que son muy puntillosos los periodistas y literatos.

Y   me doy doy la libertad de exponerlas c on defectos, puesto q  que ue tiene m ás importancia el libro que l narrar el pasado, si es de paralelamente escribo:  L a Universidad  1944-2004   , puesamiedade  importancia la

gramática  y la verdad de los hechos que he presenciado y de las que doy  opinión.

Fe  de Erratas Pág. 37 - Se ha omitido

las producciones producciones de los circuitos de plomo ZÍDC  y  cobre de donde  se extraían:  taJio germanio vanadio mercurio tungsteno etc. que  esporádic mente  se exportaban eran  detectados  para efectos tributarios pues   el   autor  estaba  encargado por ocho  años   de  la supervisión   de pesos y determinaciones cuantitativas por el Ministerio de  Ecooomía. Pág. 93.- en vez de florecieron...  debería   sen fueron ios   indoeuropeos  que  llegarían   a tas penínsulas  de Grecia Italia  y  España. Pág. 96 - dice  Blcstrtg. debe  decir  Blessing. Pág.  98.- dice L ibéis debe decir  Liebig Pág.  211.- dice Porhair debe decir  decir Pourbaix  Pourbaix Pág. 232.- dice Millar debe decir  Miller.

 

INDI

E

P r ó l o g o 

7

Introducción  

9

Comentario previo 

] 3

Estadística  

15

F l u j o s y destinos de la p r o d u c c i ó n  de  cobre  1964

17

• 

cobre  1996 

18

o ro   1996

19

plata 1996

20

plomo   1996

21

Potencial de Recursos Minerales de  Z i n c  1974

22

Cobre 1978

*  •

n

23

P l o m o - Z i n c 1 97 97 8

24

Oro 1978

25

la Plata 1978

26

Hier ro 1978

27

E s t a ñ o   1978

28

  Mercu rio 

978 

29

B a r i t i n a   1978

30

C a r b ó n   1978

31

* Fosf atos 1978 Recursos  M e t a l ú r g i c o s y medio ambiente 

impacto  ambiental

32 33 36

M e t o d o l o g í a  de la i n v e st i g a c i ó n  Experimental con Minerale Mineraless 

41

O p e r a c i ó n  de una Planta Piloto

46

Costo de operación de una Planta  Piloto 

51

S e p a r a c i ó n y tratamiento de oro de un mineral con grafito y materia carbonosa procedente de la provincia de Pallasca, departamento  departamento de Anc ash

56

Estudio sobre Cenizas V a n a d í f e r a s 

65

 

Estudio sobre el C a r b ó n  de Huay day

69

 Tratamiento o de M inerales Arsenicales con Oro Investigación Investi gación M etalúrgica  sobre Tratamient

74

Tra t a m i e n t o d e u n Mi n e ra l d e O ro y n t i m o n i o F l o t a c i ó n D i fe re n c i a l 

77

Tratamiento de un Mineral  de Antimoni o

82

Planta de Beneficio  Denv er, tratamient tratamiento o  de un mineral de Molibdeno

83

Informe sobre Tratamiento de Precipitados de C i a n u r a c i ó n 

85

Estudio Comparativo de dos  M é t o d o s  de Análisis  de  Acido Estudio Comparativo

T úngstico 

87

Tratamiento de Miner ales por S e p a r a c i ó n  de  L íquidos Densos: Z i n k  An d Float

89

L A  R E V O L U C I Ó N  I N D U S T R I A L 

94

W I L L A R D  D   G I B B S ,  en el Centenario d  de e su muerte 

99

Diagramas de  Equilibrio

traduc ción  d el  el  autor

101

Sumario de Metalurg ia del Cobre

146

Fundición  instantánea 

170

 en la obtenc ión de Actualización  del cálculo Esteoquiométrico en Nuevo s concept conceptos os 

teóricos  en

la F u n d i c i ó n  de Mine rales

sulfuros artificiales 

174 179

Bibliografía  Moderna  C u ) 

191

Procedimiento de S e g r e g a c i ó n  en seco

195

Práctica de la fusión en la Determinacion es

cuantitativas

20 1

Hidrometalurgia 

211

Procedimiento de Lixiviación   - Precipitación  - Flotación 

227

Biometalurgia

229

Lavado continuo en contracorrie nte de sales solubles

23 2

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

7 

Prólogo

Es con la mayor complacencia, que al solicitar, mi Profesor, el Ingeniero Guillermo Tantaleán prologar sus vivencias de ingeniería, la mayoría, una parte de sus numerosísimas publicaciones internas que con fines de enseñanza desarrollo en la Facultad Fa cultad de Ingeniería Química y posteriormente por cerca de 25 años en la Escuela de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad de San Marcos e igualmente por cumplir este año 80 años el Ingeniero Tantaleán. El suscrito fue el primero en ser llamado por el Ingeniero Tantaleán Tantal eán para que enseñara en la nueva Unidad Académica fundada por él, ya que como Presidente de su Comisión Organizadora formada por el Matemático Pedro Matías Atúncar, la profesora pr ofesora de la Facultad de Física Consuelo Bat Battistini tistini de Macedo, el Profesor Pedro Salomón Lozano de la Facultad de Química, el representante representant e de la Escuela de Geología, el Geólogo Carlos Gaviño Mendieta y por último el Arquitecto Waldemar Moser Mark; es propicia esta ocasión recordarlos. Por lo tanto me considero Profesor Fundador de la Ingeniería Metalúrgica. Este prólogo es para Tantaleán, al que en la Resolución Rectoral se le concedería el Título de Profesor Emérito, con esta expresión en 1994: “Art. 1°.- Conferir al Ing. Guillermo Tantaleán Vanini el Título de Profesor Emérito de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos, en mérito a sus brillantes cualidades como Docente, Investigador, Profesional y por sus eminentes servicios prestados a la Nación”. Nada más tendría que agregar, salvo las palabras finales del científico y Ex – Rector de la Universidad de San Marcos Dr. Juan de Dios Guevara en el discurso que pronunciara en la ceremonia cuando el Rector Dr. Wilson Reátegui le impusiera la medalla de Profesor Emérito: “Pero lo importante del Prof. Tantaleán Vanini no son sus títulos y merecimiento, sino su vida predicando con su ejemplo pleno de iniciativas y forjando en sus colaboradores y discípulos el concepto de los beneficios de la investigación científica. Por lo que he expuesto, la Facultad y el Consejo Universitario han querido arraigarlo al claustro, como una forma de retener a quien a cumplido con su deber, poniendo al servicio de la Universidad su esfuerzo, su corazón y gran parte de su propia vida”.

Ing. Manuel Chávez Aguilar Coordinador de la Escuela Académico Profesional de Ingeniería Metalúrgica.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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INTRODUCCIÓN "Una doctrina filosófica que marche a espaldas de las investigaciones investigaciones empíricas debe ser mirada con suma desconfianza" El texto Recursos Metalúrgicos es una versión libre que hago y muy poco ortodoxa para el ramo de ingeniería. Es la continuación del que elaborar a en 1953, Metalurgia General, y que con ligeras variaciones y ediciones se imprimieran a mimeógrafo varias veces en la Facultad de Química de la Universidad Nacional Mayor de San Marcos; las últimas de la Facultad se hicieron en el sistema offset y la única y última vez en 1991 por el curioso sistema de linotipo en la imprenta de San Marcos, donde el hombre de imprenta introducía con una cuerda metálica de la que pendía un lingote de plomo en un crisol que el fuego mantenía líquido. lí quido. Me dicen que todavía está operable y en algunas ocasiones se usa. Leer este texto es detenerse en el camino andado y voltear la cara para contar brevemente el pasado y perfeccionar el porvenir. Todo lo que contiene el presente trabajo son clases que dictara en los cursos de Metalurgia General y Metalurgia Especial, rápidamente escritas o impresas apresuradamente sin correcciones y no vueltas a dictar en los siguientes años o semestres a lo largo de 46 años (1950-1996). Agrego una traducción de Guy, (antes que se editara la primera edición en español en forma bilingüe en España), de un capítulo importante para todas las ingenierías en la rama de la metalurgia física y además unos pocos temas presentados en certámenes. Elaboro el presente texto conforme fuera la vieja y más pura tradición de San Marcos, que es la que más he admirado de mi vieja casa, sin interés personal. Como siempre siguiendo ese preciado valor, los ejemplares los entregaré a los amigos, alumnos, siempre que se lea el texto anterior de Metalurgia General del autor y los de Beneficios de Minerales de otros autores, por persona que quiera leer en forma simple lo que es Metalurgia. Como son temas de enseñanza lo comprenderá cualquier profesional universitario que ha cursado Matemáticas, Química y Física del primer año universitario. Con los temas que contiene el texto es intención para detenerse y observar algunos tramos del largo camino que he avanzado por diferentes centros educativos en el Perú y el extranjero, exponiendo viejos procedimientos metalúrgicos, pero muchos pueden ser aplicados exitosamente hoy día, pues así  se puede hacerlo en las innumerables lugares de potencialidad minera y a costos de la técnica peruana producir metales en reducida escala; la gran minería puede estar tranquila pues no hay competencia con la pequeña y mediana minería, que sólo se contentaría con menos márgenes de ganancia, pero permitiría gran capacidad de empleo y dar satisfacción al peruano de ser actor en la producción de bienes. El problema por resolver es la comercialización, puesto que han desaparecido las empresas de compras de productos metalúrgicos con pago adelantado a los pequeños y medianos mineros y adquiridos en lotes de poco volumen; esto lo debe resolver, como corresponde, el Estado. La pequeña minería y hasta los cateadores, comenzó delib deliberadamente eradamente a ser destruida en 1968, siendo Ministro el G.E. Fernández Maldonado, un alto funcionario funcionario del Ministerio de Minas, expresaba públicamente que la “pequeña minería era antieconómica”. De D e miles de cateadores y pequeños mine-

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

ros que existían éstos prácticamente han desaparecido; pero desempeñaron un papel importante en el descubrimiento de los medianos y grandes yacimientos en actual explotación. El golpe final a un empresariado propiamente peruano, mejor dicho aquel que no aceptaba ser subalterno minoritario asociado de la gran minería extranjera fue en 1990; pero previamente todos los equipos pilotos, laboratorios laborator ios e instituciones que fueron creados a partir de la Guerra con Chile fueron trasladados y eliminados regalándose a terceros que se sabía no podían operarlos por varias causas; sus museos, bibliotecas, etc., se situaron remotamente distantes de los estudioso; algunos equipos no eran de carácter universitario por sus dimensiones. Todos los trabajos o temas que exponga en este libro tiene el fin de demostrar que el peruano puede hacer procesos minerales y en general metalurgia. El Ministerio de Energía y Minas se convirtió durante el Ministerio del ministro Okhama, en un fortín, ni siquiera se podía hablar con un funcionario subalterno, tenía que atravesar varios círculos de acero para que se le indicara un teléfono interno para hablar con el funcionario alto o subaltern subalterno; o; el máximo privilegio era cuando se le concedía a un visitante hablar a través del vidrio y aun siendo el visitante un amigo del empleado ministerial, no podía darle la mano. Lo más triste es aquella muy digna especialidad que existió desde que la creara el único estadista y primer civil que llegará a ocupar la presidencia el Presidente Pardo y cuyas intenciones de industrializar los productos naturales quedaron truncas, fue asesinado, pues bien, los Ingenieros de Minas, una digna especialidad, vagabundeaban en las puertas exteriores inaccesibles del Ministerio de Energía y Minas para intentar conseguir trabajos en “auditorías” o “supervisiones”. Pardo fue el auténtico creador de la antigua Escuela Nacional de Ingenieros, con su asesinato el Perú se quedó sin ese gran hombre que sólo dejó su filosofía política polí tica en legado oral oral;; pero durante su breve bre ve presidencia con anterioridad anterioridad su sugirió girió dispersas disposiciones que indicaban las verdaderas aspiraciones de desarrollo del Perú; ningún historiador o sociólogo ha hecho memoria de él. Léase por ejemplo su aspiración sobre la minería peruana en el subtítulo de una disposición hacia donde debería marchar el Perú 1. Mi intención es demostrar que los procedimientos de la década del 40, alternaban con investigaciones industriales. El peruano, sea cateador, mediano minero o profesional tenía que enfrentarse en sus labores a minerales complejos en casi todas las áreas mineras peruanas desde Hualgayoc en Cajamarca hasta Huancavelica y Puno. Desde 1942, antes de ingresar a la Universidad era asiduo concurrente del Cuerpo de Ingenieros de Minas. Pertenezco a la generación que intentó ser enlace de los profesionales de comienzos del siglo en el que Lima era el centro del Perú, ciudad en la que se juntaban los gigantes intelectuales san marquinos con sus pares de la antigua Escuela de Ingenieros para intercambiar opiniones. Todo murió en 1930 cuando extrañas ideologías y gobiernos militares se impusieron. Después de los 30 primeros años de gobierno civilistas y el dictador civil desgajado del primero pusieron al Perú en el camino del desarrollo. Una anécdota con relación a este texto: Era 1992 mencioné que se lea un texto de la década de 1920, instantáneamente, se oye una fuerte carcajada que estremece el modesto local de Metalurgia, cuanto intenté contar que por entretenimiento quería construir una celda neumática que en vez de horizontal como expresa el autor Taggart, la hicimos perpendicular con el carpintero y el mecánico como las modernísimas celdas de flotación; se escuchó la carcajada, fue cuando mencioné la fecha; los empleados de la escuela salieron de sus oficinas a las ventanas y puertas, me paseé tranquilamente a lo 1

 

Es notori notorio o que al emitirse en 1872, el nuevo reglamento reglamento al "Cu "Cuerpo erpo de Ingeni Ingenieros eros del Estad Estado" o" en la Sección IV - "Minas y Manufacturas", Manufacturas", ind indicaba icaba intento de impulsar la industrialización de los recursos mineros.

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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largo de las 2 filas de carpeta y cuando se aplacó el alboroto, les exprese que hace miles de años los egipcios habían medido la distancia de la tierra al sol con un simple pozo cavado en el desierto y un hombre a distancia con un primitivo goniómetro dirigido al sol, lograron determinar la distancia con un pequeño error, al enunciar que todos los hechos anteriores y los de Arquímedes, Pitágoras... permiten ahora al hombre ir a la luna y hasta enviar ingenios a las estrellas; les expuse que el proce procedimiento dimiento de 7000 años de antigüedad de obtener en un rústico horno en reducción del mineral sólido a fierro sólido; y que con ese fierro se fabricaron las armas de los pueblos indoeuropeos que conquistaron las tres penínsulas del Mediterráneo: Grecia, Italia y España que dieron lugar a civilizaciones e intelectuales, guerreros, etc., hechos de los que debemos estar orgullosos, pues bien, ese método de 7000 años de obtener primitivamente el fierro ha revivido en la última media centuria del siglo XX y está en pleno auge; tampoco les llama la atención que el desaparecido, y pongo un ejemplo experimental, que el método del Sink and Float reaparezca, pues puede encontrarse medios densificadores sintéticos y diseñarse nuevos equipos.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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Título I ESTADÍSTICA

Desde comienzos del siglo XX estuvieron dando informaciones escuetas los organismos del Estado relacionados con la producción e importación de los bienes del País; P aís; para mediados de dicho siglo las publicaciones anuales se habían perfeccionado y hacían comentarios sobre los bienes que se transaban comercialmente y su influencia en la economía del país, y cuando era necesario la evolución y desarrollo futuros de gran utilidad; eran de carácter car ácter nacional e internacional. Los de minería no sólo eran de productos minerales y metálicos, sino en algunos casos de equipos, o maquinaria que necesitaban las empresas de Minería; la estadística estaba a cargo de la Dirección de Minería del Ministerio de Fomento y obras Públicas y los de insumos industriales er eran an publicadas por la Dirección de Industrias del citado Ministerio. El de industrias, el anuario estadístico tenía más de 1000 páginas y contenía la importación de miles de productos, desde maquinaria hasta ácidos para uso de las diferentes industrias y negocios. Muchísimas industrias manufactureras fueron creadas por los peruanos en base a la información pública de los organismo del Estado, especialmente el de Estadística Industrial Igualmente permitía hacer, con dichas publicaciones, estudios sobre el desarrollo nacional. Todas la publicaciones anteriores se han extinguido. Posiblemente algunas grandes empresas que necesitan información estadística puedan obtenerla por medios modernos; pero la gente común que acuda a una biblioteca de un ministerio, (si la tiene), salga sin encontrar un anuario consolidado del intercambio de bienes. En el caso de los productos mineros, podía observarse la potencialidad del País de la variedad de productos que tenía o que tiene y que están en el subtítulo “Recursos Metalúrgicos”, y referido a la producción de una sola empresa metalúrgica. En el Ministerio de Energía y Minas entregan las estadística en hojas sueltas, sin comentario, y nada mas que cifras de exportación global de 4 a 5 metales (1996) No se ha visto ni se ha conseguido información estadísticas de los no metálicos que tenemos y cuyo volumen en peso puede ser igual o mayor que los metálicos. Igualmente hay que mencionar que se desconoce el potencial de los recursos de los minerales llamados industriales. Es normal, todo ha cambiado: los datos estadísticos que dan todas las entidades, públicas, privadas, etc.; también: la moral, etc.; etc .; es pedir mucho que todo siga igual.

 

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Para corroborar examínense la estadística de producción de cobre, que simbolizaremos en un barco, correspondientes a un año no muy remoto (1964), (1964) , con el posterior, 1996. Lo hacíamos en el Instituto para demostrar la falta de interés de los dirigentes privados y públicos, para demostrar la indolencia del empresariado peruano. También se ilustra la falta de autoridad del Estado para pedir otras informaciones en el flujo de productos mineros. También publico mapas geológicos de 1974 sobre la potencialidad metálica y algunos no metálicos del Perú; poco ha cambiado la misma. Todos los yacimientos en explotación han sido descubiertos por peruanos, desde el indiecito de Cerro de Pasco hasta el yacimiento de Marcona por un moreno de Nazca; o mencionados por el lombardo Raymondi, a estos hay que agregar los anónimos cateadores y los pequeños mineros que eran miles. El aporte satelital es pobre. No se consigue información de cerca de muchísimos metales que el Perú Per ú producía y que no se sabe si es que siguen produciendo. Sólo el oro, cuya producción en el siglo XX era de 2 a 8 toneladas se ha incrementado notablemente con la introducción de la Mina Yanacocha y otras empresas. La producción de oro por parte de pequeños mineros informales es considerable y no lo contabiliza el Estado. Todos los cuadros de flujos de productos mineros y los mapas de zonas mineralizadas, muestran la indolencia de la clase empresarial peruana. Además, la omisión de cifras, la deficiencia deliberada o no del Estado Peruano.

 

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 .    6    6    9    1  ,   o    t   n   e   m   o    F  .    t   s    i   n    i    M  ,    2    8    °    N   n    í    t   e    l   o    B  ,    ”    ú   r   e    P    l   e    d   a   r   e   n    i    M   a    i   r    t   s   u    d   n    I   a    l   e    d   o    i   r   a   u

   A   n    “    l   e    d   o    d   a   m   o    T

 

18

Guillermo Tantaleán Vanini

      E       R       B       O       C

 

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19

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RECURSOS METALÚRGICOS Y MEDIO AMBIENTE

El Perú ya no exporta prácticamente minerales en bruto; "recurso"2 desde un punto de vista industrial y manufacturero genéricamente tiene conceptualmente diferentes opiniones, apreciaciones y conceptos extensamente estudiados. Para nuestro fin "recurso metalúrgico" son todas aquellas materias que tienen valor, susceptibles de ser tratados para obtener obtene r otros recursos intermedios o finales económicamente dentro de los campos metálicos, no metálicos, minerales industriales y minerales en general utilizados directamente para la industrias manufactureras, agrícolas, construcción, química, etc. Estos recursos son mutantes cualitativa y cuantitativamente a través del siglos, después, la mayoría de ellos lo fueron de generación en generación pues descubrimientos de nuevas sustancias minerales o sus productos dieron alternativas diferentes, por ejemplo eje mplo a comienzos de siglo no se consideraba mineral comercial el que tuviera 1% de cobre en mina,ente ahora un gran también lo que no es recurso durante años se convierte instantáneamente instantáneam en tienen tal, como es lavalor; utilización de sustancias residuales y las plantas de tratamiento trata miento obligadas a defender la ecología y transformar transformarlas las en inofensivas al final. Si es verdad, que en la actualidad la utilización utiliza ción de los recursos depende del conocimiento del Ingeniero o Científico que queda a un lado por diferentes causas. Dentro de ellas esta la del carácter político, conflictos internacionales, guerras. Etc. Y por supuesto del empirismo, ante lo cual el ingeniero no se detiene. El recurso que tiene valor en un momento puede perderlo, casi instantáneamente debido a que se extingue la demanda, por ejemplo el cese de un conflicto bélico. Los recursos metalúrgicos tienen las siguientes procedencias.

1. MINERALES CRUDOS O DE ALIMENTACIÓN DIRECTA Como fueron los de hierro, las calizas, que por minado y sin tratamiento alguno son alimentados a las plantas industriales metalúrgicas. El Perú y América Latina poseen las mayores riquezas metalúrgicas; es preponderante como proveedor de materias primas procesadas, en sus etapas primarias, primaria s, pero no ha llegado a un mejor uso de esa riqueza para el desarrollo industrial del país. El metal mas importante en volumen y utilidad es el e l hierro, al agotarse los minera minerales les de alimentación directa (de 55% de fierro) hace 50 años en los Estados Unidos, se recurrió a una roca denominada taconita con 25% de fierro. Como producto de la investigación, casi instantáneamente la taconita fue producto valioso, fruto de la investigación tecnológica. 2

Consult Consultar ar "Recursos "Recursos e Industrias Industrias del Mundo" de Er Erich ich W. Zimme Zimmerman; rman; edita editado do por el Fondo de C Cultura ultura Eco Económica, nómica, Imprenta Imprenta Nuevo Nuevo Mundo S.A., S.A.,  Méxic o.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

La utilización de la roca taconita, dio origen a productos nodulizados, “pellets “pellets”” o “esferillas”, ya que las mayorías de las empresas extractoras de minerales que tenían yacimientos no taconiticos, se adaptaran a producir nódulos, pues aumentaba la eficiencia eficie ncia de reducción de los óxidos de fierro. Un recur-

so importante de tipo agrícola los fosfatos se los encuentran en yacimientos de alimentación directa, como los de Bayovar en Piura, convirtiéndose en un mineral industrial.

2. MINE MINERALE RALES S QUE N NECES ECESITAN ITAN SER M MODIF ODIFICAD ICADOS OS SU SUSTAN STANCIAL CIALMENT MENTE E En sus concentraciones por ejemplo, los de plomo que en su forma natural tienen 4% y pueden sin dificultad pasar a más de 60% sin cambio en la especie mineral, ingresa a la planta como PbS como mineral y sale con 60% de plomo también como PbS por procedimientos procedimi entos de físico-química de superficie; sin este proceso el tratamiento para obtener plomo sería extraordinariamente caro. Igualmente, Igualmente, la química de superficie es también importante para todos los otros recursos metalúrgicos, metalúrgic os, metálicos y algunos no metálicos.

3. REC RECURS URSOS OS MET METALÚ ALÚRGI RGICOS COS PR PROVE OVENIE NIENTE NTES S DE LOS IT ITEMS EMS ME MENCI NCIOONADOS Que, posteriormente, son sometidos a procesos de carácter físico-químico y de cambio en sus estructuras moleculares y por lo tanto de profundas transformaciones transfor maciones en las composiciones, dando lugar a recursos de especiales características de concentración, pureza y refinación (cobre, blíster, plomo de obra, etc.)

4. REC RECUR URSOS SOS DE RES RESIDU IDUOS OS MET METALÚ ALÚRGI RGICOS COS Estos provienen de los desechos de las operaciones y procesos a los que son sometidas minerales y sustancias para su purificación, refinación y los maquinados, que generalmente se les llama de reciclaje; recicla je; por ejemplo tiene un valor grande grande los desechos de fierro (máquin as, et etc) c) muy apreciados en la industria del hierro y que se le llama "chatarra"; igualmente lo son las basuras de las plantas y pequeños talleres que trabajan metales preciosos, que dan lugar a obtener oro, platino, gemas, etc., los mismos que tienen un valor exactamente como si fuesen cualquier recursos metalúrgico.

MENAS

MINERALES

Depende de varios factores, la mayoría simultáneas, para determinar si de una mena mineral es posible recuperar las sustancias valiosas: 1. El % d del el me meta tall val valio ioso so.. 2.

El volu volume men nd del el ya yaci cimi mien ento to

3. 4.

La fforma orma química química en que que se encuent encuentran ran las las especi especies. es. El p pre reci cio o de dell met metal al

5.

La p pre rese senc ncia ia de de impu impure reza zass

6.

Las condic condicion iones es fís física icass d del el minera minerall

7.

La ub ubic icac ació ión n del del de depó pósi sito to

8.

El iimpacto mpacto ambiental ambiental que que va va generar generar la la explotaci explotación ón o el procesam procesamiento iento

Hay otras condiciones, que de faltar hacen impracticable el tratamiento de una mina determinada:

EL TANTO POR CIENTO DE LA SUSTANCIA VALIOSA

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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EL VOLUMEN DEL YACIMIENTO, no tendría objeto explotar un yacimiento de bajo volumen es decir pequeño ya sea en la gran minería o en la pequeña minería. miner ía.

LA FORMA QUÍMICA EN QUE SE ENCUENTRAN LAS ESPECIES, por ejemplo la

mayor concentración en la corteza terrestre es el metal aluminio, sin embargo sólo muy pequeñísimas áreas en la corteza terrestre tienen yacimientos de aluminio bajo al forma de bauxita, única especie mineral útil. En el Perú no existe; la Unión Soviética informo en sus revistas técnicas que había explotado las sienitas nefelínicas en el Este de Siberia; de este asunto no se ha vuelto a hablar más. El Perú carece de bauxita y un lugar del Perú con sienitas nefelínicas es hasta ahora considerado antieconómico antieconómico obtener aluminio

EL PRECIO DEL METAL, Variable en función de la demanda LAS CONDICIONES FÍSICAS DEL MINERAL, Porosidad, dureza, etc. LA UBICACIÓN DEL DEPÓSITO, la mayoría de la veces solucionado por las diferentes ingenierías, por ejemplo, el petróleo conducido desde Alaska hasta Estados Unidos, Otras han sido solucionadas con técnicas avanzadas de tratamiento, como por ejemplo la especie mineral marmatita peruana que se presenta mezclada con otras especies

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

EL IMPACTO AMBIENTAL

Especialmente los yacimientos peruanos, que son de carácter complejo, y con diferentes especies perjudiciales al ambiente tienen que tomarse en cuenta de manera precedente; una experiencia notable para tener una idea de la complejidad de la obtención de recursos metálicos está en la Región Central del País expresada en la fundición de la Oroya, que estaba en Tinyahuarco - Cerro de Pasco para la obtención de cobre, y que no generó ningún problema de tipo ambiental; sin embargo cuando se la traslada a la quebrada del río Mantaro en la Oroya se cometió un error de ingeniería pues el régimen de vientos no disipaban los contaminantes; sin embargo posteriormente estaba produciendo: 1. 2. 3. 4.

C ob r e Plomo Zinc Plata

56.. 7. 8. 9. 10. 11 11.. 12. 13. 13. 14. 14. 15 15.. 16. 16. 17. 18. 19. 20. 21. 22. 23. 24. 25. 26. 27. 28. 29. 29.

O Indr oio Arsénico Antimonio Bismuto Talio Selen lenio Telurio Cadmio Esta staño Nicke kell Azufre Aci Acido do Su Sulfúr lfúrico ico M Meta etalúrg lúrgico ico Ar Arse senia niato to de C Calc alcio io Planta ddee ácido, hidroflu hidrofluosilisico osilisico e hidroflu hidrofluosilicato osilicato de plomo Plan Pl anta ta de Ca Call Pla Planta nta de Oxí Oxígen genoo Pla Planta nta de T Trióx rióxido ido de aarsén rsénico ico Planta de Coq Coque ue (para car carbones bones peru peruanos anos pobrem pobremente ente coquif coquificable icable y de mala cal calidad) idad) Pla Planta nta de Sulf Sulfato ato de Z Zinc inc Plan Planta ta de produc producción ción de ladr ladrillos illos re refrac fractario tarioss Producción de aleac aleaciones: iones: plomo-telurio plomo-telurio,, plomo-bismuto, plomo-antimonio, de zinc, etc. Meta Metales les en pol polvo vo y grana granallas llas pa para ra usos qu químicos ímicos.. Ca Carbu rburo ro de Calcio Calcio Esta staño

 

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30. Tu Tung ngst steeno 31. Múltiples for formas mas de metales y productos ppara ara su comercializ comercialización ación e industrializació industrialización. n. Por ejemplo : el bismuto: a. Como barr barras as en difer diferentes entes form formas as de acue acuerdo rdo a lo solic solicitado itado por la lass plantas indu industriales striales extranjeras.

b. Bis Bismut mutoo re refin finado ado eenn bar barra rass c. Bis Bismuto muto ref refina inado do en agu agujas jas d. Bis Bismut mutoo ref refina inado do en ppolv olvo, o, et etc. c. 32 32.. Cadmio io,, a. b. c. d. e. f.

Anodos, etc Barras ras ddee 4 for forma mass Cadmi Cadmioo ro rolad ladoo en dif difer eren entes tes dim dimen ensio siones nes Cadm dmio io en vvar aril illa lass Cadm dmio io en ppla lanc nchhas Cadmi mioo eenn bboolas, eetc tc

33. Ladrillos de cconstrucc onstrucción ión de los residuo residuoss de los hornos de ffundición; undición; se ve vertían rtían las esc escorias, orias, en una canaleta de madera con corriente de agua y por supuesto se obtenía un producto granulado pues provenía de un líquido (mezcla de silicatos artificiales) artificiales) ahorrando la trituraci trituración; ón; la mayoría de los ladrillos para la construcción constru cción ddee casas para los trabaja trabajadores dores ésta patente en la call callee principal de la O Oroya, roya, etc. La fundición fundición de la Oroya era atractiva internacionalmente para que el profesional y el hombre de ciencia adquiriera experiencia en múltiples aspectos, pues se convirtió en el mas importante complejo, industrial y metalúrgico, pequeño con respecto a los centros fabriles y metalúrgicos y multimetálicos del mundo. En la Oroya se demostró que el primer recursos del hombre es el ingenio. La Oroya era para el estudioso un sitio de gran valor. En 1902 un grupo americano crea la Cerro de Pasco Minig. Co. inicia ini cia el proceso de reducción de cobre en Tinyahuarco, en de la ciudad de Cerro de Pasco; allí funcionó sin problemas ecológicos, a la altura de la zona y el régimen de vientos lo permitió hasta 1923. Se traslado a La Oroya a la ladera derecha del Río Mantaro; la primera barra de cobre ampollosa ampoll osa o blister se produce el año 1923. Casi inmediatamente los humos empezarían a causar daño a la vida humana, animal y vegetal, que se complica posteriormente con los circuitos para obtener plomo y zinc a partir de minerales complejos. El gobierno de Leguía inmediatamente encarga al Cuerpo de Ingenieros de Minas y se forma un grupo multidisciplinario dirigido por J.J. Bravo, Ingeniero de Minas, profesor de la Facultad de Ciencias de la Universidad de San Marcos y de la Escuela de Ingenieros. Colaboran con él: ingenieros ingeni eros agrónomos, químicos, botánicos, veterinarios, médicos, etc. Por primera y única vez en la historia peruana, todos estos profesionales que nte, pertenecían a laserán mas notable generación igobierno ntelectualdictatorial de comienzos del siglo XX, trabajan coordinadame coordinadamente, la mayoría San Marquinos; el intelectual de Leguía alejado del partido civilista les prestaría pleno apoyo económico e instrumental. El error de ingeniería al ubicar la fundición en una estrecha quebrada y por sus condiciones atmosféricas, fue un error de grandes consecuencias ecológicas. Sin conocerse mucho en aquella época de lo que hoy llamamos la ciencia del Medio Ambiente, Ambi ente, el grupo de profesionales termina rápida y eficazmente su tarea con mediciones de gases desde la misma Oroya hasta Huancayo, en ese amplísimo radio con centro en la fundición se determinaron daños y soluciones que paliarían la contaminación. En marzo de 1926 daría su informe al gobierno de Leguía, era científica y de ingeniera impecable para su época (se la hizo pública en 1926 en el Boletín de C. de Ing. de Minas N° 108).

 

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Dentro de sus notables conclusiones resumimos algunas de ellas: 1. La fun fundición dición lanza lanzaba ba por ssus us chime chimeneas neas un volume volumenn diar diario io de 38 mi millones llones de metr metros os cúbi cúbicos cos de humos (el concepto de humos y gas son en ingeniería diferentes). 2. Los hum humos os lleva llevaban ban en su suspens spensión ión par partícul tículas as sólid sólidas as y vapor vapores es cond condensad ensados os del ord orden en diar diariaia-

mente de 80 y ½ toneladas. 3. Las pprincipales rincipales sustancias dañinas gaseosas eran el anh anhídrido ídrido ssulfuroso, ulfuroso, el an anhídrido hídrido arsenioso y los compuestos de plomo entre los sólidos. El primero se presentaba en la concentración media de 1.08% y los segundos con 23 y 22 toneladas días, etc. 4. Hací Hacían an una se severa vera ccrítica rítica a la emp empresa resa : E Enn "La Or Oroya", oya", nnoo hay ap aparato arato nnii disposi dispositivo tivo alg alguno uno en parte para determinar los elementos nocivos de los humos ni que puedan ocasionar daños". 5. La pre presencia sencia del plom plomoo y el ar arsénico sénico en cant cantidades idades aaprecia preciables bles en los pasto pastoss y en el suelo producen enfermedades que diezman el ganado, tanto ovino como lanar; agregaban consideraciones médicas y biológicas del daño que se producían en las vísceras de los seres animales con determinaciones y precisiones en sus concentraciones en el organismo. 6. Dab Dabaa a cono conocer cer lo loss medi medios os par paraa aten atenuar uar lo loss efec efectos tos dañ dañinos inos y mor mortale tales. s. 7. Agreg Agregaba aba lúcida lúcidamente mente que de los mater materiales iales de desecho desecho recupe recuperados rados se ob obte tendr ndrían ían val valor ores es ddee sustancias de rentabilidad económica para que la empresa; que el dinero gastado resultaría en una inversión provechosa de capital. 8. Menciona Mencionaban ban al método electros electrostático tático ""Cottrell" Cottrell" de re reciente ciente innovació innovaciónn para precipita precipitarr polvo polvoss de los humos peruanos. Todo lo anterior lo hicieron profesionales con serenidad y prudencia hace 72 años dentro de una atmósfera efervescente políticamente y con un régimen dictatorial en donde el necesario capital foráneo era imprescindible. La empresa Cerro de Pasco Co. seguiría las opiniones del informe y los políticos la complementaban con leyes de reparación de daños o de compra de tierras, que qu e culminaban a los pocos años en un complejo metalúrgico e industrial inclusive, agrícola y ganaderos; derivados como la leche, etc; los genetistas producían variedades de ganado que ganaban premios en las ferias de países avanzados como el ganado lanar, así como pastos, verduras, etc. Es así que la empresa en el término de pocos años no solo era metalúrgica e industrial sino también de carácter agroindustrial puesto que tuvo que comprar terrenos vastos dañados y reparar por las muertes de los ganados y tierras. El centro metalúrgico se convirtió en un verdadero y variado centro industrial, confinado a unas cuentas hectáreas; pequeño, pero único caso en la historia metalúrgica sin similitud internacional. Desde 1950 a 1956 hacia visitas a la Oroya dirigiendo jóvenes universitarios para entrenarlos en el complejo de La Oroya. Igualmente observé que los campos adyacentes jamás revertirían en vegetación natural. Los logros de los norteamericanos no pudieron revertir la animadversión que había contra ellos. A partir de 1965 la empresa Cerro de Pasco había perdido interés en desarrollar innovaciones tecnológicas. Estaba en auge las ideas "anarquistas" e "izquierdistas" en general y ya se había inst instaurado aurado la "guerra fría" entre las potencias. Las personas del centro del país me decían indirectamente "proyanqui" y agravios parecidos. Cuando después de mi largo viaje de visitas a centros universitarios

 

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norteamericanos en 1957 y 1958 enviado por San Marcos, y retornara al Perú decidí no volver jamás a la Sierra del Perú. Había dado todo mi esfuerzo a los estudiantes, pero, había tenido éxito, muchos de ellos, llegaría a ser gerentes y presidentes de la empresa estatizada posteriormente; CENTROMÍN. Conseguí que muchos de ellos fueran enviados por cuenta de la Cerro Cerro de Pasco Co. a que estudiaran estudiaran en las mejores universidades americanas. En la l a década del 70 se estatizaría la empresa privada. Creo que ya estaba aburrida, no se defendió.

Lo grave no fue la destrucción material material,, lo peor: LA NO PROSECUCIÓN DE LA FORMACIÓN DE NUEVOS RECURSOS HUMANOS Los americanos, hombres prácticos, pusieron, esfuerzos notables en la colaboración con universidades norteamericanas. Hicieron dentro del área de la fundición de la Oroya un centro bibliográfico de procesos metalúrgicos al que tuve acceso por mas de 6 años, ya que lo visitaba continuamente, pues dirigía grupos de visita de universitarios, aprovechando quedarme alojado en el hotel de "los gringos", el Junín; así mismo complacientemente dejaban que en forma solitaria visitara las plantas e hiciera preguntas a los ingenieros y operarios. Igualmente establecieron un centro de investigaciones metalúrgicas operados por ingenieros químicos peruanos que generaban tecnología propia. Esto quedó expresado en mas de 20 trabajos impresos y sufragados por la empresa que fundara a comienzos de siglo el llamado "Grupo Morgan", y que fueran presentados al I- Simposium de Ingeniería Metalurgia en 1970; Las más grandes empresas mineras del Perú y las medianas cooperaron a dicho Simposium. Todo lo anterior hecho a cerca de 4000 m.s.n.m., el autor del presente Texto público un boletín dando a conocer los títulos de los trabajos mencionados y sumillas de los mismos y de otros 20 autores pertenecientes a diferentes empresas de todo el Perú, éstos eran solicitados so licitados internacionalmente. Pero lo mas notable es que la primera promoción de ingenieros ingeni eros metalurgistas 15 alumnos ddel el último año que estudiaban ingeniería metalúrgica de la Universidad de Ingeniería se presentaron voluntariamente a ponerse a mis órdenes, cosa curiosa, pues yo era profesor y egresado de la Universidad de San Marcos; la primera con mayor tradición en Ingeniería, salvaron al simposium, pues el evento tenía problemas económicos; los nombres de estos jóvenes del primer Centro de Ingeniería Peruana fundada por el presidente Pardo en el siglo XIX figuran en el boletín que editara para el I Congreso de Ingenieros Químicos de 1970. Para un metalurgista extranjero La Oroya: era el Machu Picchu ejemplarizante de la ingeniería contemporánea en procesos procesos metalúrgicos; no podían dejar de hacer "turismo" a dicho pequeño pequeño y Complejo Centro Metalúrgico Industrial. Nuevamente afirmo que no puede existir explotación y tratamientos mineros no contaminantes, ya sea que provengan los procesos o la conducción de pulpas minerales concentradas, transporte de fluídos, etc. lo demuestra hasta hoy día los gigantescos gigantes cos barcos petroleros que estando sus estructuras monitoreadas electrónicamente, electrónicamente, colapsan contaminando los oceános, es verdad esto es un caso fortuito.

 

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LA RIQUEZA DE LOS RECURSOS METALICOS DEL PERU Y LA CONTAMINA-

CIÓN AMBIENTAL DE SUS MINERALES

Estatalmente la casi totalidad de los minerales peruanos, por ser complejos sus especies útiles e innumerables gangas que los acompañan, al ser tratados metalúrgicamente generan contaminantes que afectan en algunos casos gravemente la vida animal y vegetal aún no teniendo teni endo sustancias tóxicas, como un el yacimiento mineral que durante las extracciones las explosiones para poder fraccionarlos en pedazos para su transporte a la planta, generan una impresionante cantidad de polvo, que abarca kilómetros de distancia hasta disiparse mezclándose con los suelos y aguas del mar, felizmente dichas explosiones están a gran distancia de lugares poblados y zonas cultivadas, pero este caso es una excepción. Qué escoger ante nuestra pobreza tradicional: ¿Las grandes explotaciones mineras extranjeras?, o bien impedirlas. Los países industrializados han reducido al mínimo sus explotaciones mineras, y a través de empresas mineras transnacionales (especialmente EE.UU. vía Canadá) trasladan las explotaciones mineras al Perú; el mismo mis mo Estado Peruano consiente lo anterior con la minería informal especialmente en los ríos de la vertiente que van a la Selva, lugares que contaminan y hasta extinguen las vidas silvestre, vegetal y animal. ¿Podríamos paliar los efectos de la contaminación?: No, pero si en el Perú hubieran empresarios que aprovecharan manufactureramente manufactureramente de nuestros recursos metalúrgicos, podríamos sacar provecho, sólo tenemos un débil empresariado agrícola, que lógicamente l ógicamente es de baja rentabilidad. Hace muchos años con ayuda de mis alumnos hice una curva para determinar lo efectos económicos manufactureros de un solo metal: Cobre; fabricando manufacturas de carácter primario como alambres, tubos, radiadores, planchas ornamentales con cubiertas electrolíticas de diferentes colores etc, podía disminuirse la contaminación, si es que la hubiera, aprovechando sólo el 20% del total de la producción de ese año; obteniéndose una ganancia superior con las manufacturas producidas, que he mencionado; es decir industrializándolas primariamente y no proseguir el 80% de la explotación masiva. Lo lamentable es que el Gobierno peruano en el caso de la contaminación de la Oroya no continuó a partir de 1970 los estudios para conocer los efectos que éstas pudieran tener a futuro y que pudieran proyectarse en el tiempo.

 

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METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN EXPERIMENTAL CON MINERALES

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PREÁMBULO Al Ing. Leonardo Gómez García El grupo de pruebas experimentales que expongo fueron fuer on efectuadas bajo la dirección direcc ión y mirada de uno de los mejores investigadores de beneficio de minerales mine rales que ha tenido el Perú: Leonardo Gómez García y que comenzaría a desarrollar en 1944; año en que ingresé a la universidad. Se culminaron a comienzos de 1945, cuando yo había sido admitido oficialmente como simple becario del Cuerpo de Ingenieros de Minas. En 1946 sería nombrado empleado becario con sueldo y simultáneamente hacía mi tercer año de estudios universitarios.

También ya de nocapacidad en el Gabinete sino en lade pequeña plantita pilotohice quepruebas calculo experimentales, era de 0.5 tonelada diaria.de ElMetalurgia, cuerpo de Ingenieros Minas quedaba en la plaza Habich en Jesús María y los relaves (residuos) eran de tan reducido peso que se dejaban secar para arrojarlos a los botaderos fuera de la ciudad. Se llenaba la tolva con sacos elevados por un polipasto manual. Bajo su vigilante mirada y extrema severidad aprendí así a admirar la investigación mineral. El informe de las experiencias experimentales que hice fue firmado por el Ing. Gómez García (pues, yo no tenia cargo) y refrendado por el notable Ing. I ng. Luis F. Díaz Director de la Institución. En 1948 se le quitó el cargo acusándolo de hacer políti política; ca; jamás me habló de ella. Sí tenía su convicción. Pero fue vergonzoso que apareciera dentro de los expulsados del Cuerpo su nombre,  junto con otros, en la pizarra de ingreso ingreso al local. local. A los dos meses le encontré moral y físicamente destruido; la habían quitado la pasión de su vida: la investigación de procesos minerales. Al muy poco tiempo moriría. San Isidro, Junio 2002 G. Tantaleán Vanini

 

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LA METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN EXPERIMENTAL

La investigación experimental es la herramienta más importante que tiene el ingeniero en metalurgia; su valor es más acentuado en Metalurgia Extractiva, pues los depósitos minerales se han formado al azar, sujeto a leyes muy relativas de carácter geológico en cuanto a composiciones, impurezas, etc. El que procesa minerales y sus graduales productos que se obtienen en los tratamientos ya sean experimentales o industriales, encuentra variedades desconcertantes en calidades físicas y químicas de un depósito a otro. Un mismo depósito puede tener variaciones, algunas acentuadas, conforme se avanza en su explotación o minado. Si el ingeniero sólo utilizara conocimientos teóricos o semi-empíricos, para encontrar el adecuado tratamiento de un recurso metalúrgico metalúrgic o específico, le insumiría un tiempo considerable. El ingeniero debe armonizar la teoría con la investigación investigac ión experimental, que con adecuada y larga práctica, puede llegar a conclusiones óptimas óptima s de carácter técnico y económica, que ccomenzando omenzando a nivel de laboratorio termina en una planta piloto, con precisos resultados para proyectos industriales. En una planta el investigador metalurgista debe modificar variables o corregir defectos sobre materiales en movimiento sujetos a cambios mecánicos y físico-químicos. Sin embargo, en la actualidad por la desaparición desa parición del empresariado grande y media mediano no y peruanos, la mayoría de las empresas encargan sus investigaciones en países extranjeros. En los procesos minerales para beneficio, se pueden hacer pruebas experimentales expresadas een n gramos, y en planta piloto en kilogramos. Esto, no sucede en la mayoría de los procesos químicos directos: Pirometalúrgicos, por ejemplo; los reactores experimentales no pueden ser de tan baja escala como los de Beneficio de Minerales, pues las variables de los anteriores procesos cuando son pequeños no tienen validez matemática de analogía en los dimensionamientos en la operación industrial. En los procesos pirometalúrgicos pirometalúrgicos tienen que hacerse costosas pru pruebas ebas experimentales. En el año de 1955, instalamos en el Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros un horno piloto para plomo; confrontadas las pruebas experimentales con los costos, el gobierno las consideró muy onerosas. Sin embargo, los profesionales que pertenecíamos a la División de Investigaciones Metalúrgicas, consideramos que deberíamos generar genera r tecnología en este campo, ya que el Perú no puede estar sujeto a la tecnología foránea, si es verdad, puede ser más económica, conlleva afectos perjudiciales a los intereses del País. El costoso horno adquirido terminó oxidándose pues no prosiguió operando. La metodología experimental se adquiere trabajando por largos años en laboratorios y especialmente en plantas piloto en el caso del ingeniero. Si la labor experimental ha sido adecuada, el escalamiento que se proyecto a mayor volumen funcionará correctamente; los defectos de detalle no tienen importancia y se corrigen en las etapas iniciales y la mayoría son despreciables.

 

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Cada yacimiento, metalúrgicamente, es un caso singular; a su vez un mismo yacimiento, por lo variable de la materia prima, presenta problemas que deben resolverse con anticipación rápidamente y con destreza porque los productos están con «vida», esto es, en movimiento. movimiento. La situación es compleja en plantas que desarrollan campañas independientes para minerales de suministro errático, caso en el que hay que variar y adaptar los equipos y circuitos. Otras grandes plantas captan minerales de diferentes regiones; cuando no pueden hacer compósitos compatibles con la planta, optan por rechazar lotes, ya que no pueden ser tratados simultáneamente simultáne amente con los otros. Se colige de lo expuesto que la labor experimental es de gran importancia para evitar paralizaciones, pérdidas en la eficiencia y en la calidad, que al final tienen incidencia en la parte más importante, cual es la económica, relacionada relacionada con

la producción de bienes. La experimentación en Metalurgia Extractiva Extractiva es hasta ahora insustituible. Poco ha variado, aún con la incorporación de la computación; sigue tan actual como cuando viera en 1942 a los profesionales del Cuerpo de Ingenieros de Minas desarrollando investigaciones investiga ciones minerales en los laboratorios y plantas pilotos; pude apreciar por sus instalaciones, el apoyo que le habían brindado los sucesivos gobiernos civilistas civili stas y el civil en los primeros treinta treinta años del sigl siglo o XX. Con su centro bibliográfico se equiparaba a instituciones similares de países avanzados. Se presentan algunos de los trabajos experimentales en los que colaboré en el Cuerpo de Ingenieros de Minas, con empleo-beca de 1944 a 1948; ellas revelan el acerbo que existía en materia de Beneficio de Minerales. La primera prueba experimental que expongo al comienzo es una flotación diferencial plomozinc en planta piloto en 1964, fue ejecutada por el autor del presente texto ya como Jefe de Plantas Pilotos del Instituto Nacional de Investigación y Fomentos Mineros (Ministerio de Fomento y Obras Públicas, INIFM, ahora se llama INGEMMET), las otras son con equipos de laboratorio. La metodología del desarrollo experim experimental ental es la misma; sin embargo, alimentando una computadora de mano de 4 a 6 factores se tienen estructurados los cuadros analíticos en fracción de segundo; antes teníamos que hacer tediosos cálculos con regla de cálculo, con papel y lápiz, después con máquinas mecánicas de manecillas desplazables manualmente, posteriormente con las mecánicas de teclas y por último con las eléctricas de teclas; todas ellas requerían precioso tiempo. Actualmente hay las computadoras, pero son sólo de alivio para el trabajo intelectual. La información que se obtenga experimentalmente debe extrapolarse desde los aspectos geométricos y físico-químicos a una planta de carácter industrial; este trabajo de traslación es muy delicado con el objeto que los predictivos se cumplan. La mayoría de las operaciones y procesos metalúrgicos extractivos tienen su inicio sobre la base de la información de tres tipos de modelos físicos, a) a nivel de laboratorio, b) de planta piloto y c) de carácter semi industrial. En algunos casos es suficiente utilizar un solo modelo y en casos necesarios hasta los tres modelos. En la mayoría de situaciones por por análisis comparativo la información podrá trasladarse directamente a una planta industrial; en casos singulares el traslado teórico no es posible y el metalurgista tiene que obviarlo con la experiencia acumulada de situaciones similares. El diagnóstico predictivo debe cumplirse; un mal dimensionamiento o un error físico-químico (incluido la transmisión de calor, flujo de fluidos, etc.) puede redundar en fracaso. En la década del 50 la Cerro de Pasco Corporation invirtió 30 millones de dólares (hoy posiblemente más de 300) y no funcionó la tecnología que había trasladado de una planta de EE.UU. a la Oroya para reducir electrotérmicamente zinc a partir de concentrados tostados en lechos fluidizados. No conozco las causas de este fracaso posible-

 

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mente se debió a la altura geográfica o bien por la omisión experimental previa para concentrados fuertementemarmatíticos. En el caso de los procesos pirometalúrgicos, es difícil construir modelos de laboratorio o plantas piloto porque no se pueden producir variables de reducidas dimensiones; además son extraordinariamente caras para las instituciones y la mayoría de las grandes empresas hacen prototipos que reproduzcan las diferentes dimensiones dimensiones compatibles compatibles para hacer pruebas cercanas a la realidad. Para establecer una comparación es posible operar una planta planta piloto de flotación de unos cuan cuantos tos Kg/hr. No un horno de fundición de metalurgia extractiva.

Un aspecto muy importante del investigador experimental es la consulta bibliográfica; en nuestro país, se necesita mucho, las suscripciones de revistas prácticamente han sido cancelados desde hace cerca de 30 años por las universidades e instituciones de servicios públicos y para los profesionales es altamente oneroso. En ciertas ocasiones he dirigido a estudiantes en la universidad investigaciones bibliográficas. En las bibliotecas de Lima conozco esta lamentable situación y la única institución que aparentemente tiene la mejor información escrita extranjera en metalurgia extractiva es casi imposible acceder acc eder a ella por causas que desconozco desde que se convirtiera en el e l INGEM INGEMET. ET. Hay una gran diferencia si nos retrotraemos al Cuerpo de Ingenieros de Minas, cuya puerta de ingreso daba a la calle y estaba abierta a todos sin restricción alguna, tenía una frondosa biblioteca bibliotec a relacionada con geología, minería, metalurgia, petróleo e industriales en general y de estudios históricos, derecho minero, etc. Me hice cargo de la jefatura de la División de Metalurgia del Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros, (sucesora del Cuerpo de Ingenieros de Minas), institución que pensaba instalar en el siglo XIX el fundador del Partido Civilista Pardo y primer presidente civil, asesinado un año antes de la guerra con Chile. Se hicieron investigaciones poco ortodoxas con los pobres recursos que teníamos, hasta en pirometalurgia, la más singular la encargada por un directivo de la empresa MEPSA para tratar de obtener óxido de molibdeno técnico a partir de los concentrados de molibdenita de Toquepala con fines de ferroaleaciones; la Dirección del Instituto fue escéptica en esta materia y se mantuvo apartada por carecerse de infraestructura, pero con complacencia nos dejaron actuar. Se suplió el medio material adecuado contando sólo con el horno para determinaciones gravimétricas de carácter analítico de laboratorio, utilizando su ventilador para la inyección simultánea del aire para el combustible líquido y con un desvío anterior otra directa a la atmósfera de la mufla manteniéndola manteniéndola oxidante para que actúe sobre el sulfuro. Se determinaron las condiciones óptimas de temperatura y disociación de la especie de molibdeno y con bandeja abierta obtuvimos éxito con altas recuperaciones; ¿Cómo alcanzamos cerca de 98% de eficiencia?; recuperando el molibdeno volatilizado con un enfriamiento adecuado a través de un tubo corriente, del que pendían al final medias nylon de mujer de desecho para atrapar el óxido volatilizado, ya polvo por enfriamiento. Ingresaron dos americanos guiados por mi alumno residente en Estados Unidos el Ing. Héctor Suárez Alvarado, los dos al ver las medias infladas erectas exclamaron algunas frases irónicas. Poco nos interesaron sus sonrisas. El desarrollo de lo que pasara posteriormente es materia de otro libro de carácter narrativo y anecdótico y porqué no se utilizó los concentrados de molibdenita de Toquepala para sustituir el ferromanganeso f erromanganeso importado. La información de esta investigación la proporcioné al Ingeniero Raymundo Raymundo Salinas del Portal, su tesis figura en la Biblioteca de la Facultad de Química. Sin embargo, una tesis de titularato debe ser sería y no se menciona la irreverente o irrespetuosa recuperación de los polvos solidificados. Hay grandes satisfacciones cuando se realizan investigaciones minerales; por ejemplo cuando tratábamos un mineral el capataz de la planta piloto me llamó para observar la mesa vibratoria testigo, pues en los relaves aparecían franjas extrañas, tres de ellas de colores blancos: De diferentes tonalidades,

 

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una era de sílice, otra de carbonatos y una extraña que por primera vez observábamos; llevada ésta al laboratorio resultó ser fluorita. Inmediatamente Inmediatament e le comunicamos al propietario del lote que experimentábamos y también tomó la iniciativa de dar a conocer a la única y gran empresa que operaba una pequeña planta para producir ácido hidrofluosilisico e hidrofluosilicato hidrof luosilicato de plomo con fines electrolíticos para el plomo y que se utilizaba para producirlos fluorita importada. Para la investigación experimental, existen en la actualidad «paquetes» para utilizarse en computadora para la optimización de operaciones, pues mediante modelos predictivos tanto a nivel de investigación como industrial se buscan, mediante las variables que tiene cada proceso, llegar a conclusiones técnicas y económicas rápidamente. Pero la experiencia, la capacidad innata y adquirida, y los cono-

cimientos son fundamentales para obtener éxito en las experimentaciones minerales. Pero los conocimientos básicos tradicionales en la experimentación están incólumes y para su éxito, la experiencia del profesional y en la adecuada metodología que fatalmente carece de normas.

Nota: Los resultados en planta siempre son superiores que a los 3 niveles de laboratorio y planta pilotos.

 

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OPERACIÓN DE UNA PLANTA PILOTO EN UNA FLOTACIÓN DIFERENCIAL

Curso De Metalurgia Especial P R O F ES O R PRACTICAS N° 1 y 2

: :

Ing. GUILLERMO TANTALEAN VANINI PLOMO-ZINC, ORO Y PLATA

Tratamiento Por Flotación Diferencial (Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros, 1964)

Objetivo : Operar una Planta Piloto en el desarrollo desa rrollo de un proceso de investigación para fl flotar otar un mineral plomo-zinc que contiene, cobre, oro y plata, en el Instituto Nacional de Investigación y Fomentos Mineros.

Desarrollo de las prácticas, etapas: 1.

Estudio del mineral a tratar tratar macro macro y microscópico. microscópico. Determinación Determinación de de las especies minerales de plomo zinc, (gangas, etc.)

2.

Flo Flotaci tacione oness en laborato laboratorio rio y det determi erminar nar va variab riables les pa para ra ope operar. rar.

3.

Arran Arranque que de de la planta planta.. (Fases (Fases previas: previas: por por ex experi periment mentació ación n a nivel nivel de labor laborator atorio, io, d deter etermiminando relación de sólidos: líquido, etc.)

4.

Det Determ ermina inació ción n del del número número de de revolu revolucio ciones nes del a) Molino b) Acondicionador c) Celdas d) Motores

5.

Con Contro troll de la granu granulom lometr etría ía óptim óptimaa para la la flotaci flotación. ón.

6.

Det Determi erminac nación ión de la la carga carga del del moli molino no de de bolas bolas..

7.

Determ Determinaci inación ón de la carga circulante circulante (circuito (circuito molienda) molienda)

8.

Cálcu Cálculo loss de do dosif sifica icaci ción ón de reac reacti tivo vos. s.

9.

Preparación de los reactivos a alimentar alimentar (sólidos (sólidos en polvo, sólidos en suspensión suspensión y en solución) solución)

10. Punto Puntoss de alimentació alimentación n de reactivos reactivos en el el circuito circuito 11. Control gr gravimétrico avimétrico (con (con batea) y microscópico microscópico del producto producto y los los relaves. 12. Técnicas de muestreo muestreo en la Planta y puntos de de muestreo. muestreo. 13. Deter Determinac minación ión de densidade densidadess a) Sólidos b) Pulpas 14. Det Determ ermina inacio ciones nes de de pH.

 

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15. En el ejemplo del tratamient tratamiento o mineral 6-46-4-64 64 y análisis de costos costos T/M mineral en plant plantaa piloto y en otra por proyectarse de 300 T/M. Organización de informes, cuadros analíticos, etc., tomando tomando como modelo el siguiente informe:

Informe De Operación De La Investigación N° 6-4 64 Efectuado En La División De Metalurgia Tratamiento Flotación

Diferencial

Lote

6-4-64

Propietario

Sr. Calor Di-Doménico

Mineral

Plomo-Zinc, Cobre, Oro y Plata

Tiempo De Operación

Mineral Tratado

Iniciación

23-4-64 12:50 pm.

Término

18-5-64

Tiempo Neto

342 horas

Paralizaciones 3 

42 horas

3:00 pm.

4

Sacos N°

1,206

Leyes De Productos

P.B.H. P.B.H. Kgs.

P.N.H. P.N.H. Kgs.

H20 %

89,767

88,561

2.00

P.N.S. Kgs.

1,771

6.970

5

Au G/T

Entrada al Molino

3 4 5

Húmedad Kgs.

Ag K/T

Pb

Zn

%

%

Cu %

12.0

0.740

7.38

6.70

0.72

Rebose Clasificador

6.0

0.790

7.50

6. 90

0.72

Concentrado Plomo

24.0

5.270

46.70

7.80

5.80

Concentrado Zinc

4.0

0.344

3 .75

51.50

0.62

Relave

4.0

0.102

2.04

0.50

0.01

D eett al al le le e n i nf nf or or me me s ep ep ar ar ad ad o P es es ad ad o e n l a P la lan tta a C om ompós pósii t o de mues mues t rras as di ar ar i a ass .

 

 48

Guillermo Tantaleán Vanini

Resultados Calculados 6 Pb

Zn

Recuperación

73.53%

81.04%

Relación de Concentración

8.46%

9.20%

Concentrados Calculados

10,258 Kg

9,433 Kgs.

Consumo de Reactivos REACTIVOS

Cal

Horas Alimentadas

342. 342.0 0

Lugar Adición

Molino

Estado

Puro

Cc/mto

6.60 gr.

Kgs/T.M Kgs/T.M..

1.557

Thiocab

342. 342.0 0

Molino

Puro

0.73 gr.

0.172

CNNa

342. 342.0 0

Molino Sol. 10%

41.00 cc

0.172

SO4 Zn

342. 342.0 0

Molino Sol. 10%

108.00 cc

2.527

X-Z-5

342. 342.0 0

Acond. I Sol. 10%

7.00 cc.

0.163

342. 342.0 0

Celda Y

Puro

5.00 cc.

0.058

Aceite pino  

342. 342.0 0

Celda Y

Puro

14.00 cc.

0.117

Cal

342. 342.0 0

Celda Y

Puro

21.00 cc.

4.914

SO4 Cu

342. 342.0 0

Acond. II Sol. 10%

45.00 cc.

1.053

X-Z-5

342. 342.0 0

Acond. II Sol. 10%

6.00 cc.

0.140

Aceite Pino  

342. 342.0 0

Acond. II

Puro

9.00 gts.

0.075

9

342. 342.0 0

Molino

4”

139.12 Kgs

1.602

8

Aerf. 31   7

7

Bolas  

Control De Flotación

6 7 8 9

Alimentación Molino

5,730 k/mto

Densidad Rebose Clasificador

1,314 grs/lit

Densidad descarga molino

2,271 grs/lit

Densidad relaves

1,030 grs/lit

pH Flotación Plomo

7.8

Zinc

11.7

Tamaño Molienda

+ 100 18% - 100 82%

Gravedad específica

No se realizó

Cálculo probable probable a pa partir rtir de las leyes d dee productos productos d del el compósito. compósito. Aceite pin pino o 0.036 g gr/gota r/gota determinado determinado en planta al inicio del proces proceso o para ver verificar ificar la la calidad del reacti reactivo. vo. Aeroflot 0 0.031gr/got .031gr/gota a determinado determinado en planta planta al inicio inicio del proces proceso o para verificar verificar la calidad calidad del reactivo. Bol Bolas as 4" naci naciona onall es 3.9 3.979 79 K g/ g/bol bola. a.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

49

Concentrados Producidos Sacos Sac os Productos

N°

Peso de concentrados P.B.H. P.N.H. P.B.H. H20 P.N.S. Kgs. Kgs. % Kgs.

Au G/T

Leyes de Metales Ag Pb Zn K/T % %

Cu %

Conc. Pb. 1er. P.

115

8,005

8,890

13.17

6,851

20.0

5.144

51.01 51.0 1

6.70

5.58

Conc. Pb. 2do. P.

70

4,803 4,803

4,733

13.3 13.33 3

4,10 4,102 2

24.0

4.4 4.490 90

53.28

8.80

4.55

21.5

4.899

51.8 51.86 6

7.48

5.20

TOTALES

185 12,808 12,62 12,623 3

13.23 10,953

Conc. Zn 1er P.

100

6,379

6,279

16 16.80 .80

5,224

4.0

0.560

6.27

50.7 50.70 0

0.82

67

3,874

3,807

15.7 15.75 5

3,208

2.0

0.352

3.63

51.50

0.51

167 10,253 10,08 6

16.39

8,432

3.2

0.480

5.26

50.96

0.70

Conc. Zn. 2do. P.

TOTALES

Cuadros Analíticos a) Leyes de Cabezas Calculadas PRODUCTOS

10

Cab. Calc  

Pesos Secos Kgs.

Leyes Au G/T.

Ag K/T.

Pb %

Distribución Zn %

Cu %

Au %

Ag %

Pb %

Cu %

86,790

3.3

0.74 4

8.64

6.2 8

0.73 100.00

10,953

21. 5

4.89 9

51.86

7.4 8

5.20

81.36

83.0 8

75.74

15.02

89.0 0

 

8,432

3.2

0.48 0

5.26

50.9 6

0.70

9.32

6.2 8

5.93

78.79

9.2 0

Relav. Ens.  

12

67,405

4.0

0.10 2

2.04 2.04

0.5 0

0.01

9.32

10.6 4

18.33

6.19 6.19

1.0

Cab. Ensay.

86,790

6.0

0.790

7.50

6.9 0

0.72

---

---

---

---

---

11

Conc. Plomo Conc. Zinc

11

 

100.00 100.00

Zn %

100.00 100.00

b) Leyes de Relaves Calculados PRODUCTOS

13

Cab. Ens.  

Pesos Secos Kgs.

Leyes Au G/T.

Ag K/T.

Pb %

Distribución Zn %

Cu %

Au %

Ag %

Pb %

Cu %

86,790

6.0

0.79 0

7.50

6.90

0.73 100.00

10,953

21.5

4.89 9

51.86

7.48

5.20

45.22

78.2 5

87.26

13.68

89.8 9

Conc. Zinc  

8,432

3.2

0.48 0

5.26

50.96

0.70

5 5.19 .19

4.13

6.81

71.75

9. 9.31 31

Relav. Cal. 16  

67,405

3.8

0.16 1

0.57

1.29

0.01

49.59

17.6 2

5.93

14.57

0.80 0. 80

Cab. Ensay.

67,405

4.0

0.102

2.04

0.50

0.01

---

---

---

---

---

Conc. Plomo

14

15

 

100.00 100.00

Zn %

100.00 100.00

  Ing. Guillermo Tantaleán Vanini Jefe Planta Piloto del Instituto Nacional  de Investigación y Fomento Mineros 10 11 12 13 14 15

Peso Peso rea reall y leyes leyes ccalc alcula uladas das.. Común Común concentrad concentrado o de Plomo (Sacos: (Sacos: 185) 185) y Zinc (Sacos 167) 167) Peso calculad calculado o y leyes compó compósito sito mu muestr estras as diar diarias ias Peso real real y Leyes co compós mpósitos itos muest muestras ras dia diarias rias Común cconcentra oncentrados dos Plomo Plomo (Sacos : 185 ) y Zinc Zinc (Sacos: 167) 167) Peso Peso y Le Leyes yes calcul calculada adass

16

Capaci Capacidad dad de la planta planta pilo piloto to para este este Mineral Mineral = 12 TH/día de 12 12 hrs.

 

 50

Guillermo Tantaleán Vanini

Nota (a) La presen presente te investigación investigación experimental experimental se se desarrolló en la Planta Planta Piloto de Flotación Flotación ssituada ituada en la Universidad de Ingeniería y pertenecía al ex Instituto Nacional de Investigación y Fomento Mineros del Ministerio de Fomento y Obras Públicas. (b) La planta planta íntegrame íntegramente nte fue construida construida en el Perú por la la empresa Magensa, Magensa, lo mismo que que los materiales que se usaron, exceptuando los rodamientos (c) (c)

Solamente Solamente poquísimos poquísimos estudiantes estudiantes del curso curso que dictaba dictaba se animaron animaron a tomar jornadas jornadas de trabajo como obreros, pues el citado curso era optativo.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

51

COSTO DE OPERACION EN UNA PLANTA PILOTO (Informe a la autoridad superior del INIFM)

Por la presente le informo acerca del estudio de costos de tratamientos en la Planta de Flotación y las apreciaciones que hace el suscrito de ciertos aspectos de los mismos, con el objeto de una posible actualización de las tarifas que se cobran a los mineros que utilizan los

servicios de la Planta.

Costos Fijos Energía Eléctrica Bolas Molino Forros Molino Lubricantes 1 Amortización 1 Personal estable 1 Reparaciones, repuestos, etc. Costos Variables 1  Consumo muelas de la chancadora 1 Liquidación Planillas obreros contratados 1 Liquidación Planillas sobretiempo personal estable 1 Liquidación según planillas contratados leyes sociales 1 Liquidación análisis químicos y pruebas experimentales 1 Liquidación consumo reactivos químicos 1

Los costes fijos y variables cambian en función de las características de cada tratamiento tr atamiento mineral.

Estudio de los Costos de Tratamiento en la Planta de Flotación de la   División de Metalurgia 1967 Energía Eléctrica: Para este ítem se ha tomado como base el consumo correspondiente al año de 1963 y de acuerdo a la tarifa proporcionada por las Empresas Eléctricas Eléctric as al mes de Julio de 1967, teniendo en cuenta que el Julio de 1967 no funcionó la Planta de Flotación y que en dicho mes facturaron 438 KwH, cantidad que corresponde a los otros servicios de nuestras instalaciones situadas en la Universidad de Ingeniería (Laboratorios, Gabinete alumbrado y anexos), se tendría el siguiente análisis:

 

 52

Guillermo Tantaleán Vanini

Tarifa actual Hasta 20 KWH 

S/.

2.00 

S/.

40.00  

Siguientes 80 KWH 

1.89 

151.20  

Siguientes Siguiente s 100 KWH

1.15 

115.00  

Coste consumo mínimo 

S/. 306.20  

Precio exceso sobre 200 KWH:   S/. 0.89 por KWH  Descuento a los organismos 20%  estatales 

Balance : Consumo total año de 1963 Costo anual constante 12 x 306.20

141,544 KWH 3,674.40

Costo anual por el exceso: (141,544 – 12 x 200).89

123,838.16

Costo anual total

127,512.56

Descuento Descue nto (20%)

25,502.51

Costo anual neto

102,010.05

Consumo Laboratorios Laboratorios,, Gabinete, etc.

6,216.24

Costo anual Planta de Flotación

95,793.81

Toneladas secas tratadas en 1963:

1,419.575

95,793.81 ? S/. 67.48 1,419.575

Costo por tonelada

Forros de Molino: Para calcular el consumo de forros, se han tomado en cuenta los cambios efectuados de los mismos en octubre de 1962 y setiembre de 1960, lapso en el que se trataron 2,278.516 toneladas. El precio de los forros y anexos actualmente es de S/. 36,000.00 Coste forros por toneladas de mineral

36,000.00 ? S/. 15.799 2,278.516

Bolas de Molino: Para el cálculo del consumo de bolas, sólo se tiene a disposición las cargas controladas del 10 de agosto de 1963 y 31 de enero de 1964. Control carga al 10 de agosto de 1963: Bolas de 3.5”  506 kgs (carga antigua)  Bolas de 3.0”  426 kgs (carga antigua)  Bolas de 2.0”  300 kgs (carga antigua)  Bolas de 1.0”  113 kgs (carga antigua)  Bolas de 4.0”  82 kgs

(carga nueva. adición) 

Bolas de 3.0”  21 kgs

(carga nueva. adición) 

TOTAL

1,448 kgs (carga de arranque al 10 de agosto)  

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

53

Control carga al 31 de Enero de 1964: Bolas de 3.5” 

523 kgs

(carga antigua) 

Bolas de 3.0” 

210 kgs

(carga antigua) 

Bolas de 2.0” 

94 kgs

(carga antigua) 

Bolas de 1.0” 

62 kgs

(carga antigua) 

120 kgs

(carga antigua) 

Bolas malogradas  

1,009 kgs

(carga antigua) 

Bolas de 4.0” 

410 kgs

(carga nueva. adición) 

Bolas de 3.0” 

201 kgs

(carga nueva. adición) 

TOTAL  Deterioradas  

TOTAL NETO

1,620 kgs.  120 kgs.

1,500 kgs. (carga de arranque al 31 de enero de 1964) 

Balance de consumo Bolas consumidas por diferencia de pesadas  

1,448 = 1,009 = 439 

Bolas deterioradas al segundo control 

120 

Bolas agregadas en el periodo 10-8-63 a 31-1-64  

1,114.57 

Consumo 

1,673.57 

Toneladas tratadas en el periodo 10-8-63 al 31-1-64 

759.414 tons.  

Consumo de bolas por tonelada Precio actual de las bolas: S/. 6.733 (relación de adición bolas de 4”:3” de 2:1) Co Cost sto o po porr to tone nela lada dass seca seca de mi mine nera ral: l:

6. 6.73 733 3 x 2.20 2.2037 37 = 14.8 14.837 37

Lubricantes: Para calcular el costo de lubricantes se ha tomado la estadística de consumo correspondiente al año 1962 y tomando los precios del año 1967. en dicho año se trataron 1,576.087 toneladas.

Costo por tonelada

1,200.50 1,576.087

?

 S/. 0.761

Amortización Maquinaria e Instalaciones: Se considera el valor de S/. S/ . 0.00 de la maquinaria e instalaciones, instala ciones, pues ya tiene más de 10 años de funcionamiento, en algunos casos determinados equipos tienen cerca de 20 años de funcionamiento. Personal Estable de la Planta: El personal de la Planta percibe los sueldos que se especifican, en los que están incluidos todas las bonificaciones y sin considerar los descuentos de ley (montepío, seguro, etc.)

 

 54

Guillermo Tantaleán Vanini

Personal 1 ingeniero 

S/. 6,750.00 

1 ingeniero 

6,525.00 

1 capataz  4 operarios 

15,367.20 

TOTAL

28,642.20 

Teniendo en cuenta que el personal técnico (los dos ingenieros) prestan sus servicios en otros servicios que no corresponden a la planta: 50% del tiempo de un ingeniero se dedican a otras actividades y el segundo el 25% la cantidad líquida para determinar el costo por personal estable será de S/. 20.317.20 En cuanto al criterio para elegir el tonelaje de tratamiento para obtener el coste por este ítem, deberá ser la capacidad máxima estadística de la planta que corresponde al año 1962 con 1.576.987 toneladas.

Costo por tonelada =

243,806.40 1,576.987

?

S/. 154,603

Reparaciones, Repuestos y Mantenimiento: Para este ítem de acuerdo a los índices establecidos por la industria se considera aproximadamente un 20% más sobre el costo correspondiente al año 1964 : 31.766 Mantenimiento Correspondee a losInterno: Correspond servicios del personal de nuestros talleres, de acuerdo a un análisis de tiempos, personal y sueldos respectivos el costo en este ítem es de S/. 15.00 15.00 por to tonelada. nelada. Muelas de Chancadora: Se ha tomado en cuenta el consumo de muelas correspondiente al año 19 1965 65 : S/. 19.648 (a los precios correspondientes a 1967). Gastos Administrativos: Se ha obtenido en los últimos años lo que el personal administrativo dedica a la planta (sólo el personal de oficina de la División), y corresponde a la quinta parte de un empleado que perciba 3,500.00 soles. Sin embargo, el suscrito, toma en cuenta cinco veces más dicha cantidad por aproximación a labores administrativas conexas (Dirección, personal dedicado en las oficinas centrales centra les a la recepción de muestras, etc.) y tomando en cuenta la máxima capacidad de la planta tendríamos:

Costo por tonelada =

42,000.00 ? S/. 26.633 1,576.987

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

55

Costos Variables Sobretiempo Personal Estable: La planta trabaja 12 horas diarias, tiempo en el que pasa un promedio de 5.840 toneladas. El capataz y un operario del servicio estable efectúan sobretiempo después de las 3 p.m. ((5 5 horas); en promedio perciben S/. 44.60 diariamente.

Costo promedio =

2 x 44.60 ? S/. 15.273 5.840

Sobretiempo Personal Contratado: Un operario contratado trabaja para la Planta 5 horas diarias y por las mismas percibe S/. 46.25

Costo promedio =

45.25 1 ? S/. 7.919 5.840

Análisis Químicos, Pruebas Experimentales, pH, Gravedades Específicas Humedades, etc:

Se ha tomado el promedio aritmético de los tratamientos correspondientes al año 1965 y los que actualmente estamos realizando. Los precios que se han considerado son los que cobra nuestra institución.

Costo promedio = S/. 42.00 Consumo de Reactivos: Con el mismo criterio anterior el coste por este ítem es de S/. 32.00 por tonelada. En este caso el coste está calculado a los precios actuales de los respectivos productos químicos. Tengo que informarle que la capacidad de nuestra planta pla nta debería ser de 25 toneladas diarias (según ( según la afirmación del fabricante), es decir 12.5 toneladas en 12 horas de trabajo; pero por una mala selección del equipo de trituración la capacidad capac idad máxima es de 6.250 toneladas, es decir la mitad, si se recalcula a la capacidad de 12.5 toneladas los costes deberían variar sustancialmente. Se está sobrecargando en la mayoría de los tratamientos la chancadora Por la razón anterior y por ser nuestra institución de fomento minero sugier sugiero o que la tarifa se modifique, elevándose el coste de tratamiento trata miento a S/. 400.00 por tonelada de mineral, ya que en la actualidad se cobra a los clientes mineros aproximadamente la mitad de dicha cantidad. Lima, 25 de Setiembre de 1967

Ing. Guillermo Tantaleán Vanini Jefe de Plantas Pilotos de INIFM

17

Las bolas de molino eran de carácter experimental, pues habían sido fabricadas por un mediano mediano industrial peruano, no eran de ferro-manganeso, sino de ferro-molibdeno, éste último metal obtenido de la molibdenita de la mina de Toquepala en la misma División de Metalurgia del Instituto.

 

 56 

Guillermo Tantaleán Vanini

Separación y tratamiento de oro de un mineral con grafito y materia carbonosa procedente de la provincia de Pallasca, departamento de Ancash

Solicitud de León Rosenshine

Descripción del Mineral Cuarzo de filón acompañado de pizarra solidificada. La presencia del oro libre se ve en el cuarzo y dentro de la pizarra en granos granos regularmente desarrollados. desarrollados. Se constata la presencia del oro en la pirita.

Peso específico del mineral: 2.74 Procedimientos a probarse: flotación, concentración gravimétrica, cianuración y amalgamación.

Molienda Se procedió a triturar en la quebrantadora Dogde, en circuito cir cuito cerrado a malla N° 10 constatándose previamente que 26% del mineral en el estado en que fue recibido se hallaba bastante fino para no requerir trituración. Después de la primera trituración se halló que un 42% del material debió ser repasado en la quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mina es triturable, con más o menos dificultad. En circuito cerrado con tamiz de malla 65, según los tiempos de molienda, se obtuvo el siguiente porcentaje de retorno que da el índice del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial. Tiempo Porcentaje de retorno

: :

40 minutos de molienda. 27 .5 0 %

Los análisis granulométricos del material después del molino de bolas, indicándose los tiempos de molienda en cada caso, son los siguientes:

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

DIAGRAMA DE MOLIENDA GABINETE EXPERIMENTAL METALURGICO

57 

Operador

 

 58

Guillermo Tantaleán Vanini

Clasificaciones Granulares Efectuadas MALLA ABERTURA POR LADO 

N° 1 PARCIAL

N°2

% PESO ACUMULADO

PARCIAL

N°3

% PESO ACUMULADO

PARCIAL

N°4

% PES O ACUMULADO

PARCIAL

% PESO ACUMULADO

+ 28 

0.589 

0.00  

0.00 

+ 35 

0.417 

10.00  

10.00 

+ 48 

0.295 

15.00  

23.00 

+ 65 

0.208 

10.00  

33.00 

0.00 

0.00 

0.00 

0.00 

0.00 

0.00 

+ 100 

0.147 

17.00  

50.00 

12.00 

12.00 

8.00 

8.00 

10.00 

100.0 

+ 150 

0.104 

10.00  

60.00 

15.00 

27.00 

12.00 

20.00 

12.00 

220.0 

+ 200 

0.074 

15.00  

75.00 

18.00 

45.00 

20.00 

40.00 

22.00 

440.0 

- 200 

0.074 

25.00  

100.00 

55.00 

100.00 

55.00 

100.00 

56.00 

100.00 

N° 1.N° 2 . N° N°3.3.N° N°4.4.-

Conc Concen entr trac ació ión n gr grav avim imét étri rica ca y amal amalga gama maci ción ón.. Flotación simple. Flo lottac ació ión n dif difer eren enci cial al y conc concen entr trac aciión en mes mesa. Flo lottac ació ión n simp imple co con nce cent ntra racció ión n en mes mesa.

N 4.

Flo lottac ació ión n simp imple co con nce cent ntra racció ión n en mes mesa.

Con el mineral molido se procedió a efectuar las pruebas que a continuación se mencionan y cuyos resultados se detallan más adelante. 1.

Con Concent centraci ración ón gravim gravimétri étrica ca y amalgama amalgamación ción de de los concentr concentrado ados. s.

2.

Fl Flot otac ació ión n sim simpl ple. e.

3.

Flot Flotación ación select selectiva iva seguida seguida de concentr concentració ación n gravimétric gravimétricaa y cianuración cianuración del del concentrado concentrado de flotación.

4.

Flot Flotación ación segui seguida da de mesa, mesa, amalgamac amalgamación ión de los concen concentrad trados os de mesa y cia cianura nuración ción de las las colas.

Muestreo y Ensayes Sílice 

Si02  

73.98%

Fierro 

Fe 

6.00% 

Plomo 

Pb  

0.39% 

Zinc 

Zn 

0.49% 

Cobre 

Cu 

Nada 

Arsénico 

As 

0.15% 

Azufre 

S 

2.12% 

Oro 

Au  

9.2 Gr. T.M. 

Plata  

Ag  

Nada 

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

59

Composición Probable del Mineral Cuarzo 

(Si02)  

73.98%

Galena 

(Pb S)  

0.45% 

Blenda 

(ZnS) 

0.73% 

Mispiquel 

(As Fe S) 

Pirita  

(Fe0 2)

3.3% 

Hematita 

(Fe2 O3) 

0.25% 

Oro 

(Au)

9.20 gr p T.M.  

0.28%  

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Concentración Gravimétrica CLASE DE MINERAL  C. de P.   Concent. 

PESO POR C/100 LEY G.P.T.

ORO CONTENIDO 

ORO % DE MATERIAL TOTAL 

100.00 

10.00  

100.00 

9.00 

116.00  

68.50 

Segundas 

14.00 

4.40  

4.70 

Colas  

78.00 

4.00  

26.80 

100.00 

13.00  

100.00 

Cab. Calc. 

Extracción del Oro

:

7 3. 20 %

R. de C.

:

12.5 a 1

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la Amalgamación de los Concentrados CLASE DE MATERIAL  

PESO POR C/100 DE MINERAL

C. de P. 

ORO LEY G.P.T. 

ORO % DE CONTENIDO 

100.00  

110.00 

100.00 

Colas 

--- 

18 

15.30 

Diferenc.  

--- 

--- 

84.70 

100.00  

116.00 

100.00 

Cab. calc.  

Extracción del oro Extracción total

: :

8 4. 70 % 5 8. 01 %

La operación se llevó cabo en un tambor de amalgamación con una densidad de pulpa de 2 a 1 y una molienda preliminar de tres horas; después se agregó 2 kilos de cal por T.M., de concentrado y cantidad suficiente de mercurio, con 1/4 de kilo de plumbito de sodio y se amalgamó por 3 horas.

 

60

Guillermo Tantaleán Vanini

Primera Flotación Pulpa: Mineral molida a pasar toda por malla 65. Grado de dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de solución: 7.0. Tiempos: Acondicionamiento: 10 minutos; espumado: 5 minutos Repase y limpia de las espumas: 5 minutos Tipo de máquina usado : Denver Pe Peso so de de mine minera rall toma tomado do pa para ra la la prue prueba ba : 2,0 2,000 00 ki kilo los. s.

Reactivos: Para la 1ra. espumación: 3,500 gramos por tonelada de carbonato de sodio   150 gramos por por tonelada tonelada de Reactivo 208 208   150 gramos por por tonelada tonelada de Reactivo 302 302   150 g gramos ramos po porr tonelada de Xantato de Amyl   50 gramos por tonelada de Aceite de pino

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la Primera Flotación CLASE DE MINERAL 

PESO POR C/100 DE MINERAL

ORO LEY G.P.T. 

ORO % DE CONTENIDO 

C. de P. 

100.00 

5.40 

100.00 

Concent. 

1.00 

301.00 

56.10 

Segundas  

5.25 

12.80 

12.48 

93.25 

1.80 

31.42 

100.00 

5.36 

100.00 

Colas   Cab. Calc.  

Relación de concentración: 100 a 1 Extracción: 68.58% del oro contenido en el mineral o sea 3.60 gramos de oro por cada tonelada de mineral bruto.

Segunda Flotación Flotación Diferencial Pulpa: Mineral molido a pasar por malla: 65 Gr Grad ado o de de dil dilu uci ció ón d dee la la p pul ulpa pa : 4 en en 1 - pH de solu soluci ción ón:: 7 7.8 .8 Tiempos: Acondicionamiento Acondicionamiento 10 minutos; espumado 5 minutos Repase y limpia de las espumas: 5 minutos Peso del mineral tomado para la prueba: 2000 kilos

Reactivos: Para la primera espumación: 4,000 gramos por tonelada de cal al 50%   250 gramos p por or tonelada de cianuro cianuro de sodio   50 gramos por tonelada de kerosene   50 gramos por tonelada de frother 60

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

61

Obtenida toda la primera espuma que contiene todo el grafito y materia carbonosa, con algo de oro, fue reactivado el oro y las piritas obteniéndose un concentrado de oro.

Características de la operación: Tiempos: Acondicionamiento: Acondicionam iento: 5 minutos; espumado: 5 minutos Repase y limpia de las espumas: 5 minutos Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 Kgs. Reactivos: Para la primera espumación: 1000 gramos por tonelada de Carbonato de sodio  150 gramos por tonelada de Xantato de Amyl  150 gramos por tonelada de Reactivo 301  150 gramos por tonelada de Reactivo 637   50 gramos por tonelada de Aceite de pino Relación de concentración: 33 a 1 Extracción: 67.10% del oro contenido en el mineral o sea 4 gramos de oro por cada tonelada de mineral bruto.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la Segunda Flotación - Diferencial

PESO POR C/100 DE MINERAL

CLASE DE MATERIAL  C. de P. 

ORO LEY G.P.T. 

ORO % DE CONTEN. TOTAL 

100.00 

6.60 

100.00 

1er. Concentr.  

35.00 

6.40 

32.50 

2do. Concentr. 

3.00 

120.00 

53.70 

Segundas  

9.50 

2.40 

3.40 

Colas Cab. Calc.  

52.50

6.70

10.4 10.40 0

100.00 

5.36 

100.00 

Extracción del oro por flotación: 67.10% Relació Rel ación n de con concent centraci ración ón : 2.8 a 1.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en la Concentración Gravimétrica CLASE CLAS E DE MATERIAL 

PESO POR C/100 DE MINERAL

ORO LEY G.P.T. 

100.00

1.20

C. de P.

 

Concentr. 

  3.40 

10.00 

Segundas 

52.00 

1.60 

Colas

44.60

0.80

100.00 

1.54 

Cab. Calc. 

 

 

62

Guillermo Tantaleán Vanini

Relación de concentración : Extracción del oro :

29 a 1 76 .5 9 %

Cianuración Esta fue efectuada en botella sobre los concentrados piritosos de flotación. Las condiciones y resultados de las pruebas se indican a continuación: continuac ión: Prueba N° 1 Peso de la muestra

100 gramos

Agitación

24 horas

Gastos de NaCN p.T. de mineral

5.040 kilos.

Gastos de CaO por T.de mineral

1.440 kilos.

pH de solución final

8

Ley del oro en las cabezas

120.00 gramos por T.

Ley del oro en las colas

10.00 gramos por T.

% del Au extraído, contenido en las cabezas

91.76%.

La solución usada tenía 0.1% de NaCN la dilución de la pulpa ha sido de 4 en 1 aproximadamente. La cianuración se hizo sin inyección de aire; con simple agitación.

La flotación se llevó a cabo con un pH 7.8, tratándose de levantar toda la sustancia carbonosa y grafítica, depresionando el oro y las piritas cuando casi toda ella ha flotado, se agrega el reactivo 637 y se hace más alcalina la pulpa hasta llegar a un pH de 8 a 8.4 con carbonato de sodio y reactivando reactivando las piritas y el oro que son flotadas. El segundo concentrado de las piritas y el oro, se cianura, las la s colas de flotación son pasadas por mesa, obteniéndose un concentrado que como ya hemos visto es fácilmente amalgamable.

Tercera Flotación Pulpa: mineral molido a pasar todo por malla Grado de dilución de la pulpa pH de solución Tiempo: acondicionamiento Peso del mineral tomado para la prueba

: : : : :

65 4 a 1; 8. 0 5 minutos; espumado 2, 0 0 0 k g s .

: 5 minutos

Reactivos para la 1ra. espumación, empleados por Ton. de mineral 4, 500 4 00 1 00 1 50 1 00

gramos de Cal gramos de cianuro de sodio gramos de kerosene g r a mos de F r ot he r 6 0. gramos de Aerofloat 25%

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

63

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Flotación y Concentración Gravimétrica CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL

C. de P.

ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

100.00

6.00

100.00

6.56

2.40

3.48

Segundas

11.98

25.60

68.10

Colas

81.46

1.60

28.42

100.00

4.52

100.00

Concent.

Cab. Calc.

Relación de concentración por flotación Relación de concentración por mesa

: :

15 a 1 3.3 a 1

Extracción por flotación de Au Extracción por mesa

: :

3. 4 8% 68 .1 0%

Cianuración Efectuada en botella sobre el concentrado de flotación grafitosa, previa calcinación. Las condiciones y resultados de las pruebas se indican indi can en el cuadro siguiente: Prueba N° 1 Peso de la muestra

100 gramos

Agitación

24 horas

Gastos Gasto s de NaC y por Ton. de mineral

0.800 kilos

Gastos de CaO por Ton. de mineral

2,500 kilos

pH de solución final

8

Ley del oro en las cabezas

2.8 gramos por Ton.

Ley del oro en las colas

0.8 gramos por Ton.

% del del Au extraído, contenido en las cabezas 71.50

La solución usada tenía 0.1% de NaCN la dilución de la pulpa ha sido de 4 en 1 aproximadamente. La cianuración se efectuó sin agitación con aire. aire .

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Amalgamación de los Concentrados de Mesa CLASE DE MATERIAL C. de P.

PESO POR C/100 DE MINERAL MINER AL

ORO LEY G.P.T.

ORO % DE CONTENIDO

100.00

25.60

100.00 100. 00

Colas

——

15.00

58.60

Diferen.

——

——

41.40

100.00

25.60

100.00

Cab.calc.

 

64

Guillermo Tantaleán Vanini

La extracción por amalgamación se llevó a cabo en el tambor de amalgamación, previa remolienda de una hora con una densidad de pulpa de 2 a 1 y dos kilo de cal por tonelada, la amalgamación se hizo en dos horas. Como puede verse, es posible cianurar las colas de amalgamación tal como se hizo en la otra prueba.

Conclusiones: Del estudio del mineral materia e este informe se desprende: Primero Que el mineral puede ser sometido a una concentración gravimétrica en mesa Wilfley y amalgamación de los concentrados. Segundo Que puede hacerse una flotación diferencial, flotando el grafito y materia carbonosa ca rbonosa con el poco oro que pudiera escaparse al depresor. Este concentrado con baja ley de oro puede, como experimentalmente se ha determinado calcinarse y fácilmente después cianurarse. Como siempre queda algo de materia carbonosa car bonosa residual y como hemos hecho una flotación diferencial, se puede depresionar este, usando el Reactivo 637 y reflotando el oro y las piritas cuyo concentrado se amalgama y cianura.

Tercero Se puede flotar el grafito y materia carbonosa despreciando el oro, calc calcinando inando como en el caso

anterior y cianurando; sacando un concentrado de masa que sé cianura y amalgama.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

65

Estudio sobre Cenizas Vanadíferas

Mineral procedente del departamento de Junín, provincia de Yauli, recuperar ácido vanádico. Minerales remitidos por el Banco Minero del Perú.

Molienda Se procedió a triturar en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla N° 10, constatándose previamente que 65% del mineral en el estado que fue recibido se halla lo bastante fino para no requerir trituración. Después de la primera trituración se halló que un 35% del material debió repasarse en la quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es triturable, con más o menos facilidad. La molienda se efectuó en circuito cerrado con tamiz de malla 65. Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno que dan el índice del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial.

Tiempo: 30 minutos de molienda. % de retorno (malla 65). Los análisis granulométricos de material mate rial después del molino de bolas, indicándose los ti tiempos empos de molienda en cada caso; más adelante se halla en el cuadro pertinente. Con el mineral molido se procedió a efectuar las siguientes pruebas: Lixiviación Lixiviaci ón con cloro, Tostado clorurante, Disolución con ácido sulfúrico

Muestreo y Ensayes: Un común del mineral ensayado químicamente dio las siguientes leyes: SiO2 

30.60% Zn

6.50%

7.40% Cu

Nada

16.68% As

0.04%

Al2 O3 

1.60% Sb

0.37%

MgO

0.94% 0

9.67%

Pb

0.22% 205

8.30%

Fe CaO

Au gr.p.T.

0.8% Ag Kg p.T.

0.214

 

66 

Guillermo Tantaleán Vanini

Composición Probables del Mineral: SiO2 

30.60% VS 4 

5.45%

FeS

1.74% MgO

0.94%

ZnS

9.70% CaO

16.68%

Al2O 3

1.60%

Clasificaciones Granulares Efectuadas % DE PESO  PESO  % DEL PESO  PESO   MALLA ABERTURA N° N°   MM POR  POR  PARCIAL ACUMULD. PARCIAL ACUMULD. +6

3.327

0.0

0.0

+8

2.362

20.0

20.0

+ 10

1.65 1.651 1

10.0 10. 0

30.0

+ 14

1.16 1.168 8

8.0 8. 0

38.0

+ 20

0.83 0.833 3

7.0 7. 0

45.0

+ 28

0.58 0.589 9

5.0 5. 0

50.0

+ 35

0.41 0.417 7

5.0 5. 0

55.0

+ 48

0.29 0.295 5

4.0

59.0

+ 65

0.20 0.208 8

2.0 2. 0

61.0

+ 100

0.147

6.06

7.0

0.0

0.0

+ 150

0.104

5.07

2.0

17.0

17.0

+ 200

0.074

5.0

77.0

27.0

44.0

- 200

0.074

23.00

100.0

56.0

100.0

N° 1.- Corresponde a la clasificación granular granula r tal como vino la muestra. N° 2.- Corresponde a las pruebas de lixiviación.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Cloruración sobre los Minerales Investigados CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 LEY % DE MINERAL

C. de P. Concentrado Concent rado

100. 100.00 00

8.0

100.00

30.00

22.54

84.50

Pérd. p. Volat Colas Col as Cab.calc.. Cab.calc

ACIDO VANADICO 05% DEL TOTAL T OTAL

8.00 40.00

1.50 1.50

7.50

100. 100.00 00

8.0

100.00

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

Extracción V205 : Relación de concentración :

67 

8 4. 50 % 3. 33 a 1 1..

La operación se llevó a cabo, moliendo la muestra a pasar por malla 100. Teniendo en consideración que las cenizas contienen 9.69% de azufre, como sulfuros o como sulfatos para el tostado clorurante clorurante se puso el siguiente lecho: 20% cloruro de sodio; 10% de piritas; tostando en horno de mufla por 8 horas a una temperatura de 650°; enfriada la masa se sometió a una agitación de 12 horas con una densidad de pulpa de 2 a 1, con una solución de 2.50% de HCl, lavada y filtrada la pulpa se neutralizó con carbonato de sodio y se agregó clorato de potasio hasta una completa precipitación del V205.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Clorinación y Lixiviación sobre los Minerales Investigados CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 LEY % DE MINERAL

C. de P.

100.00

8.30

100.00

38

21.80

91.50

62.00

1.13

8.50

100.00

8.33

100.00

Concentrado Colas Cab.calc.

Extracción del V205 : Relación de concentración :

ACIDO VANADICO 05% DEL TOTAL

9 1. 50 % 2.86 a 1

La operación se llevó a cabo moliendo todo el mineral para la prueba a pasar por malla 100 y con

una densidad de pulpa de 2 a 1, empleando agua; seguidamente se pasó a una corriente de cloro por espacio depor 20 12 minutos, cadasin hora, durantede 12cloro. horas,Filtrada con agitación continua; dejándolo agitación horas más, inyección inyección y lavada bien la pulpa en la después solució solución n en se precipitó el vanadio neutralizando con carbonato de sodio (soda ash) y agregando clorato de potasio hasta una completa precipitación.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Sulfatización y Lixiviación CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 LEY % DE MINERAL

C. de P.

ACIDO VANADICO 05% DEL TOTAL

100.00

7.00

100.00 100.00

Concentrado

30.00

19.66

87.70

Colas

55.00

1.50

12.30

100.00

6.73

100.00

Cab.calc.

Extracción del V305 : Relación de concentración :

87 .70 3. 33 a 1.

 

68

Guillermo Tantaleán Vanini

La operación se llevó a cabo moliendo la muestra a pasar por malla 100. La disolución del vanadio se hizo teniendo una densidad de pulpa de 4 a 1 y con una solución al 5% de ácido sulfúrico, sometiendo a la agitación por 24 horas, se filtra y lava, en la solución se precipita el vanadio, neutralizando la solución con carbonato d sodio y clorato de potasio hasta una completa precipitación.

Conclusiones: De los estudios realizados sobre las cenizas, materia de este informe, se pude decir: 1.

Que hay q que ue efectuar efectuar una molien molienda da previa previa para pulver pulverizar izar dichas dichas cen cenizas izas,, a fin de que la acción acción de los disolventes sea más eficaz.

2.

Que ssee pued puedee aprovechar aprovechar el azufre azufre residual residual d dee 9.67% 9.67% para para hacer un tostado clorurante a baja baja temperatura y ejecutando un buen quemado de dichas cenizas.

3.

Que en llaa práctica práctica usando usando los aparatos aparatos ya conocido conocidoss de agitación agitación,, decantación decantación y filtra filtrado, do, se pueden tratar dichas cenizas extrayendo hasta un 91.50% del contenido del vanadio, con una relación de concentración de 2.86 a 1.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

69

Estudio sobre el Carbón de Huayday (Muestras enviadas por el Departament o de Minería del Cuerpo de Ingenieros de Minas)

Procedencia del carbón Peso específico medio Dureza según escala de Mohr Procedimientos a probarse

: : : :

Huayday.- Departamento de La Libertad 1 .4 8 5 pruebas de flotación y concentración en Jig y mesas.

Molienda.Se procedió a triturar en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla N° 10, constatándose previamente que 64% del mineral en el estado en que fue recibido se halla lo bastante fino para no requerir trituración. Después de la primera trituración se halló que un 13.50% del material debió repasarse en la quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es triturable con facilidad. La molienda se efectuó en circuito cerrado con tamiz de malla 65. Según los tiempos de molienda se obtuvo los porcentajes de retorno ret orno que dan el índice del tonelaje

circulante que habrá en el circuito cir cuito cerrado de molienda en escala industrial. Tiempo : 20 mi minut uto os de de mol molie ien nda. 32.50% de retorno a malla 65. Los análisis granulométricos del material después del molino de bolas, indicándose los tiempos de molienda en cada caso, se encuentran en el e l cuadro de la siguiente página. Con el mineral molido se procedió a efectuar las pruebas de flotación y concentración en Jig y mesa, cuyos detalles señalamos más adelante.

...(ver cuadro en página siguiente)

 

70

Guillermo Tantaleán Vanini

Clasificaciones Granulares Efectuadas

% DE PESO   % DEL PESO  MALLA ABERTURA N°  MM POR  PARCIAL ACUMULD. PARCIAL ACUMULD. +6

3.327

0.00 0.0 0

0.00

+8

2.362

11.00

11.00

+10

1.651

11.00

22.00

+ 14

1.168

10.00

52.00

+ 20

0.833

10.00

42.00

+ 28

0.589

10.00

52.00

+ 35

0.417

9.00 9.0 0

61.00

+ 48

0.295

8.00

69.00

+ 65

0.208

0.00

0.0 0.00 0

7.00 7.0 0

76.00

+ 100

0.147

15.00

15.0 15.00 0

5.00

81.00 81.00

+ 150

0.104

24.00

39.0 39.00 0

6.00

87.00 87.00

+ 200

0.074

24.00

66.0 66.00 0

5.00

92.00 92.00

- 200

0.074

37.00

100. 100.0 0

8.00

100.00

N° 1 Flotación N° 2 Concentración gravimétrica.

Descripción: de color negro, compacto, brillante, submetálico, relativamente frágil. Fractura subconoidal en la sección transversal al plano de estratificación, puede clasificarse como una antracita impura. Según su composición el análisis inmediato es el siguiente: Humedad: 3.15%.- Materia volátil: 4.37%.- Cenizas: 23.40%, Carbón fijo: 69.03%.-Azufre: 1.07%.Poder calorífico: 6,28510 calorías.- Azufre soluble: 0.13%. Se ha constatado: 1. Que el estéril es es una pizarra de base arcillosa, variando el tama tamaño ño de los prismas prismas entre varios varios centímetros y pocos milímetros. 2.

Que la pirita n no o está con el constitutivo constitutivo del carbón carbón en ceniza sino sino libre. libre.

3.

Que el car carbón bón tiene tiene sales sales solubles solubles ta tales les como como la eposonit eposonitaa o sulfat sulfato o de Magnesio Magnesio..

Hecho un análisis de las cenizas del carbón tal como vino, arroja los siguientes resultados: (ver página siguiente)

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

71

SiO2  Fe O   2 3 Al O   2 3 CaO

56.50% 4.25% 35.40% 1.52%

MgO K O 2 Na O 2

1.88% 0.65% 0.73%

Determinando las arcillas según Fosch Hamert se tiene un tenor de 90.04% de A O , SiO , 2H O, 12 3 2 2 que nos indica que haciendo la eliminación del fierro vamos a tener cenizas c enizas de punto de fusión alto.

Ensaye Granulométrico El mineral salido a malla 5, se clasificó regularmente por los tamices de la serie Tyler y se ensayó cada grano para observar la forma de distribución por tamaños del material fino y obtener así una orientación para los tratamientos metalúrgicos posteriores. Los resultados fueron los siguientes: siguientes:

MALLA mm p. LADO

ABERT. PARCIAL

% PESO ACUMUL.

CENIZAS % PARCIAL

PARCIAL

ACUMUL.

3

6.6 80 6.680

14.10

14.10

25.10

16.57

4

4.699

7.80

21.90

30.20

6

7.62 7.627 7

5.40

27.30

8

2.06 2.062 2

3.30

10

1.651

5.10

CENIZAS % DEL TOTAL DE LEY S

N°

PARCIAL

ACUMUL

16.57

0.35

3.12

3.12

11.02

27.59

0.24

2.27

5.39

26.80

3.80

34.19

0.

2.93

8.32

31 31.10 .10

22.00

3.01

58.10

0.

3.12

11.44

36.20

20.80

5.06

40.16

0.49

4.60

16.07

14

1.108

7.10

43.30

19.10

5.25

49.41

0.68

6.45

22.50

20

0.833

8.00

51.30

17.10

6.40

55.87

0.83

7.84

30.54

28

0.589

7.70

59.00

17.30

6.24

62.05

0.80

3.50

37.90

35

0.417

8.70

67.70

16.90

6.88

68.93

1.01

9.56

47.25

48

0.295

2.30

70.00

15.10

1.63

70.56

0.28

2.65

50.10

65

0.208

4.00

74.00

14.00

2.62

75.18

0.59

5.58

53.68

100

0.147

4.80

78.80

16.70

3.84

77.02

0.71

6.71

32.39

150

0.104

5.00

83.80

18.20

4.25

81.28

0.80

7.56

69.95

200

0.074

5.00

88.80

20.20

4.73

86.01

0.92

8.98

78.93

-200

0.07 0.074 4

11.20

100.00

26.70

13.99 100.00

2.23

21.07

100.0

 

72

Guillermo Tantaleán Vanini

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en el Proceso de Flotación Fl otación

CLASE DE MATERIAL

CENIZAS % LEY TOTAL

PESO P. C/100 CARBÓN

CARBON FIJO % LEY TOTAL

Cab.de Cab.d e P.

100.00

20.9 20.90 0

100.00

70.40

100.00

Concent.

78.00

8.60

28.07

84.9 84.90 0

96.34

5.00

55.50

11.61

34.8 34.80 0

2.53

17.00

84.80

60.32

4.55

1.13

100.00

23.90

100.00

68.7 68.74 4

100.00

Segundas Segund as Colas Cola s Cab.Calc. Cab.C alc.

Carbón fijo Relación de concentración Cenizas

: : :

9 8. 87 % 2 8. 07 %

Análisis de los Productos Concentrados y Relaves

Cab.de Prueba

Concentrado Concent rado Segundas

Colas

Humedad Humedad a:

105°C.

3.90%

3.16%

2.08 2.08% %

0.60%

Mat.Vol.

4.80%

3.3%

7.62% 7.62%

10.25%

Cenizas

20.90%

8.6%

55.50%

84.80%

Carb.fijo

70.40%

84.90%

24.80%

4.55%

100.00% 100.00 100.00% %

100.00%

100.00% Azufre

0.93%

0.56%

2.02 2.02% %

4.06%

Pod.Cal

6,500 cal

7463 cal

28 2834 34 cal

PH 8.4 Acondicionamiento 10 minutos. minutos. Espumado 5 minutos

Reactivos y otros elementos empleados en la flotación: 2,5 00   500   100 1,0 00   100

gramos Cal al 50% p.T.M. gramos Cianuro de sodio p.T.M. gramos Xantato de amylo p. T.M. gramos Kerosene p. T.M. gramos Aceite pino p.T.M.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

73

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso  de Jig y Mesa

CLASE DE MATERIAL Cab.de P.

PESO P. C/100 CARBÓN

CENIZAS % LEY TOTAL

CARBON FIJO % LEY TOTAL

100.00

22. 22.00 00

100.00

67.05

100.00

Concent.

12.25

59. 59.00 00

52.56

31.30

5.72

Colas

87.75

17.00

67.44

72.10

94.28

100.00

22.19

100.00

67.05

100.00

Cab.Calc.

Relació ación n de concen enttra racció ión n : 1. 1.14 14 a 1

94. 94.28% car carb bón fij fijo o

EXTRACCION

67.44% Cenizas

Hay que advertir que en este caso las colas son el producto útil.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Mesa

CLASE DE MATERIAL DE MINER. MINER.

PESO P. C/100 CARBÓN

CENIZAS % LEY TOTAL

CARBON FIJO % LEY TOTAL

Cab.de P.

100.00

17.00

100.00

72.01

100.00

Concent. Conce nt.

17.00

27.00

27.00

62.50

14.48

Col as Colas Cab.Calc.

83.00 100.00

14.90 17.00

73.00 100.00

73.90 72.00

85.52 100.00

Relación de concentración: 1.20 a 1Cenizas: 73.00% EXTRACCION Carbón: 85.52%

Conclusiones: Del estudio del carbón materia de este informe se deduce: Pri Primer mero: o:

Que el estéri estéril, l, la pizarra pizarra,, no es la con consti stitut tutiva iva de de la ceni ceniza. za.

Segu Segund ndo: o:

Que Que la pir pirit itaa está está lib libre re y ffin ina. a.

Tercero Ter cero::

Que por un proces proceso o de flotación flotación se puede puede llegar a límites límites de 6 a 8 de ce cenizas nizas..

Cuarto Cua rto::

Que Que llos os estu estudi dios os en Jig Jig y mesa mesa no son son def defin init itiv ivos os..

 

74

Guillermo Tantaleán Vanini

Investigación Metalúrgica sobre Tratamiento de Minerales Arsenicales con Oro  Informe N° 455-Solicitante: Ing. J.M. Fernández.

Mineral procedente del departamento de Ancash, para recuperarse oro. Peso específico medio del mineral: 382. Se procedió a triturarse en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla 10,m constatándose previamente que 0% del mineral, en el estado en que fue recibido se hallaba bastante fino para no requerir trituración. Después de la primera trituración se halló que un 58% del material debió repasarse en la quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena era triturable con más o menos dificultad.

Clasificaciones Granulares MALLA ABERTURA MM POR N°  LADO 

N° 1

N° 2

N° 3

% PESO

% PESO

% PESO

PARCIAL PARCI AL ACUMUL. PARCIAL ACUMUL. PARCIAL PARCIA L ACUMUL.

+28

0.589

0.00

0.00

+35

0.417

12.00

12.00

+43

0.295

14.00

26.00

+65

0.208

13.00

39.00

+100

0.147

10.00

49.00

0.00

0.00

0.00

0.00

+150

0.104

11.00

50.00

4.00

4.00

0.00

0.00

+200

0.074

15.00

75.00

14.00

18.00

12.00

12.00

+200

0.074

25.00

100.0

82.00

82.00

88.00

100.00

N° 1 Tostado N°2 Amal Amalgama gamación ción N°3 Cian Cianurac uración ión Enseguida se practicó la molienda en el molino de bolas en las condiciones requeridas en cada prueba. La molienda se efectuó en circuito cerrado con tamiz de malla 65. Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno que dan el índice del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en la escala industrial. Tiempos : min minut utos os de moli molien enda da:: 3 30 0 11.50% de retorno a malla 65.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

75

Muestreo y Ensaye Un común del mineral ensayado químicamente dio las siguientes leyes:

Si0   2 Fe CaO

31.20% 23.40% trazas

Pb

1.11%

Zn Cu

1.08%

As

14.45%

S

15.95%

Au grs.p.T.M Ag kg.p.T.M

36.60%

0.62%

0.318%

Composición Probable  Nispiquel Pirita

31.41% 13.45%

Blenda

2.25%

Chalcopirita Galena

2.50% 1.27%

Rocas en las cajas y otro otross

49.14%

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos en las Pruebas de Tostado

PESO CLASE DE   POR C/100 MATERIAL  DE MINERAL

ORO LEY

%TOTAL

ARSENICO LEY

%TOTAL

Cab. de P.

100.00

31.60

100.00

14.451

100.00

Prod.Tostt Prod.Tos

74.00 74.00

41.60 41.60

97.4 97.40 0

0.78

15.97

Difer.

26.00

——

2.60

53.37

69.38

Ca. calc.

100.00

30.78

100.00

14.45

100.00

Relación de concentración: 1.35 a 1   As 3.97% Extracción   Au 97.40% Lixiviando después con agua hasta que no haya reacción ácida. Seguidamente se procedió a la amalgamación.

 

76 

Guillermo Tantaleán Vanini

Amalgamación

CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL

ORO LEY

ARSENICO

%TOTAL

LEY

%TOTAL

Cab. de P.

100.00

41.60

100.00 100. 00

0.781

100.00

Colas

100.00

34.00

81.73

0.74

56.41

——

——

9.27

——

43.59

100.00

——

100.00

0.78

100.00

100.00

34.00

100.00

Colas

 ——

4.00

11.76

Difer

 ——

——

88.24

100.00

34.00

100.00

Difer Ca. calc.

Cianuración

Cab. de P.

Ca. calc.

La amalgamación se llevó a cabo con una molienda preliminar de tres horas con tres kilos de cal por T.M.; doscientos gramos de plumbito de sodio y cantidad suficiente de mercurio. mercur io.

Cianuración Efectuada en los Relaves de Amalgamación % EXTRAC. LEY LEY AU AU GASTOS GASTO DE DEL AU PH DE PESO DE LAS CAO PRUEBA MUESTRA HORAS NAC.Y LAS CONTENIDO SOLUCIÓN CABEZAS KG.P.T N° AGITACION KG.P.T AL FINAL FINA L CABEZAS KGS. COLAS EN G.PT. MINERAL. MINERAL G.PT. CABEZAS 11795

0.200

48

4

5. 2

8

34

4

88.24

La solución usada tenía 0.1% de Cianuro de Sodio y la disolución de la pulpa ha sido de 4 a 1

aproximadamente. La operación se efectuó en una botella en el aparato de agitado.

Conclusiones Del estudio del mineral materia de este informe se deduce: 1° Que el o oro ro para sser er amalgamado amalgamado y cianurad cianurado, o, necesita necesita que el mineral mineral sufra u un n tostado tostado previo, previo, lixiviación, extraídas de sales solubles nocivas tanto a la amalgamación como a la cianuración. 2° Se pued puedee seguir las las operaciones operaciones antes antes preconizad preconizadas, as, obteniénd obteniéndose ose una eextracci xtracción ón hasta hasta de 88% del oro.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

77 

Tratamiento de un Mineral de Oro y Antimonio Flotación Diferencial Informe N° 426- Solicitante: J.A. Othick. Mineral procedente de Azángaro - Puno. Peso específico medio del mineral: 2.83

Molienda.Se procedió a triturar en la quebrantadora Dodge, en circuito cerrado a malla N° 10, constatándose previamente que el 30% del mineral en el estado en que fue recibido se halla lo bastante fino para no requerir trituración. Después de la primera trituración se halló que un 40% del material debió repasarse en la quebrantadora por lo que puede afirmarse que la mena es más o menos triturable. El análisis granulométrico del material después de triturado a malla N° 10 y antes de pasar al molino de bolas, se consigna en la columna N° 1 del siguiente cuadro.

Clasificaciones Granulares ABERTURA MALLA MM POR N°  N°  LADO   LADO

N° 1

N° 2

% PESO

% PESO

PARCIAL ACUMUL. ACUMUL. PARCIAL ACUMUL.

± 85

0.208

0.00

0.00

0.00

0.00

± 100

0.147

7.00

7.00

12.0 12.00 0

12.00

± 150

0.104

18.00

25.0 0

15. 00

27.00

± 200

0.074

20.00

45.0 0

18. 00

45.00

± 200

0.074

55.00

100.00

55.00

100.00

N° 1 Flo Flota taci ción ón simp simple le segu seguid idaa de co conc ncen entr trac ació ión n en me mesa sa.. N°2 Flotación diferencial y mesa mesa La molienda se efectuó en el molino de bolas, en circuito cerrado con tamiz de malla 65. Según los tiempos de molienda se obtuvo los siguientes porcentajes de retorno, que dan el índice del tonelaje circulante que habrá en el circuito cerrado de molienda en escala industrial. 30 minutos de molienda 23.25% de retorno. Malla 65.

 

78

Guillermo Tantaleán Vanini

SiO   2

80.1 %

Fe

0.97%

Pb

0.11%

Zn

0.52%

Cu

0.04%

As

0.18%

Sb

12.41%

S

5.74%

Au

4.3 gr.p.T.

Ag

Nada

Composición Probable Sílice

SiO SiO 2  

80.18%

Stibina

Sb2S3  

15.36%

Galena

PbS

0.13%

Blenda

ZnS

0.77%

Pirita

FeS2  

2.08%

Stibina

Sb2…. 

1.69%

Muestreo y Ensayes Un común del mineral ensayado químicamente dio las siguientes leyes: Primera Flotación Pulpa.- Mineral molido a pasar todo a malla 65. Grado de dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de la solución: 4.8

Tiempo : Acondicionamiento: Acondicionam iento: 10 minutos; espumado 5 minutos; repase y limpia de las espumas; 8 minutos. Tipo de máquina usado: Denver Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 kilos Reactivos Para la primera espumación: 15 1500 00

gra ramo moss de ác ácid ido o su sulf lfú úrico rico co come merc rcia iall (1 (1x1 x1)) p. T.

  150   100   100

gramos de sulfato de cobre p.T. M. gramos de Frother 52 p. T.M. gramos de Terpinol

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

79

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenido por el Proceso de Flotación Simple CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL

Cab. de prueba Concentrado Segundas Colas Cab. calculadas

Relación de concentración Extracción Sb

: :

ANTIMONIO ANTIMON IO LEY

% DEL TOTAL

100.00

13.00

100.00

12.25

70.96

72.00

4.2 4.25 5

33.20

12.50

82.27

2.20

15.50

100.00

12.26

100.00

8a1 8 4. 5 0%

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Concentración Gravimétrica CLASE DE MATERIAL

PESO POR C/100 DE MINERAL

Cab. de prueba

LEY

% DEL TOTAL

100.00

2.20

100.00

6.66

5.06

18.20

Segundas Segu ndas

31.66

0.88

15.00

Colas Cola s

61.68

2.20

76.80

100.00

1.85

100.00

Concentrado Concentra do

Cab. calculada calculadas s

Relación de concentración :

Extracción

ANTIMONIO

15 a 1

Sb

:

3 3. 2 0%

Total

:

8 4. 8 0%

Segunda Flotación Diferencial

Pulpa Mineral molido a pesar todo por malla: 65 El análisis granular del mineral se encuentra en el cuadro respectivo bajo el número 1. Grado dilución de la pulpa: 4 en 1; pH de solución 11.0

Tiempos Acondicionamiento 10 minutos; espumado: 10 minutos, repase y limpia de las espumas: 5 minutos. Peso del mineral tomado para la prueba: 2,000 kilogramos.

 

80

Guillermo Tantaleán Vanini

Reactivos Para la primera espumación. 3,00 3,000 0 gram gramos os de so soda da cáus cáusti tica ca co come merc rcia iall p. To Ton. n. M. 1 00 00 gramos de reactivo 307 por Ton. M.  1 00 00 gramos de reactivo 208 por Ton. M 1 00 gramos de reactivo Z-5 Segunda Flotación Diferencial Pulpa.- Mineral molido a pasar todo por malla: 65 El análisis granular del mineral se encuentra en el cuadro respectivo, respe ctivo, bajo el N°2. Grado de dilución de la pulpa: 4 en e n 1; pH de solución, repase y limpia de las espumas: 5 minutos. Peso del mineral tomado para la prueba: 2 kilos Reactivos Para la espumación 2,500 2,5 00 gram gramos os de ácid ácido o sulf sulfúr úric ico o co come merc rcia iall (1 (1x1 x1)) po porr Ton. Ton. 1 50 50 gramos de sulfato de cobre por Ton. 1 00 gramos de frother 52 por Ton. 1 00 gramos de Terpinol Resultados Se aprecian en el siguiente cuadro.

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Flotación Diferencial y Mesa

Cab. de P.

PESO POR C/100 DE MINERAL 100.00

1er. Conc.

12.75

8.80

32.80

68.82

73.20

Segundas

4.10

5.60

6.70

31.57

10.80

2do. Conc.

1.00

102.00

30.00

16.13

1.36

CLASE DE MATERIAL

ORO

ANTIMONIO

LEY %TOTAL 4.00 100.00

LEY %TOTAL 13.00 100.00

Segundas

2.25

14.90

12.00

2.59

0.57

79.90

0.80

18.50

2.14

14.35

100.00

3.42

100.00

11.96

100.00

Colas Cab. Calc.

1er. : Concentrado Relación d dee co concentración 2 do. Au

: : : :

Extracción por flotación Sb

: :

7. 8 a 1 Concentrado 8 1. 50 %

: 100 a 1

8 5. 47 %

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

81

Cuadro Analítico de los Resultados Obtenidos por el Proceso de Concentración Gravimétrica CLASE DE MATERIAL Cab. de P.

PESO POR C/100 DE MINERAL

LEY

ANTIMONIO

%TOTAL

LEY

%TOTAL

100.00

0.80

100.00

2.14

100.00

8.50

2.60

25.60

4.78

23.10

Segundas

34.00

1.40

53.60

0.63

11.59

Colas

57.50

0.40

24.80

2.00

65.31

100.00

0.93

100.00

.76

100.00

Conc.

Cab. Calc.

Relación de Concentración

Extracción:

ORO

:

11. 7 a 1

Au

:

7 5. 2 0%

Sb

:

8 6. 2 1%

Au

:

8 8. 3 0%

Sb

:

8 6. 2 1%

Extracción total :

Conclusiones: Del estudio del mineral materia de este informe, se deduce: Primero Que debe hacerse una flotación selectiva, flotando primero el antimonio en circuito ácido. Segundo Reactivar las piritas y el oro usando un circuito alcalino. Tercero Debe usarse una mesa como piloto.

 

82

Guillermo Tantaleán Vanini

Tratamiento de un Mineral de Antimonio Procedencia: Cajatambo. Lima - Solicitud del Sr. R.C. Bacon.

Flotación. Detalles del procedimiento El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con el clasificador a malla 65. Densidad aproximada de la pulpa: C.47 a 1; en el rebalse del clasificador: 4 a 1. La descarga del clasificador paso a la primera celda (Rougher) donde se obtuvo un producto de primera concentración, concentración, seguidamen seguidamente te se trato este concentrado sucio en una segunda celda de flotación limpiadora (cleener), donde se obtuvo el concentrado final de la flotación. Las segundas o colas de las celdas limpiadoras son nuevamente tratadas en la primera celda, donde a su vez, las colas resultantes son finalmente reflotadas en las dos últimas celdas de que consta el circuito de la Planta. En estas celdas de flotación finales, se obtienen dos productos: productos: un concentrado sucio que regrese al circuito para su limpiado respectivo y unas colas o relaves finales que se tratan tr atan en una mesa concentradora que actúa únicamente como "mesa-testigo" para controlar la buena marcha de la planta.

Cuadro de Beneficio CLASE DE MATERIAL

PESO EN KILOS

LEY % SB

Peso bruto

4,856.0 4,856.0

Peso neto

4,761.0 4,761.0

58.12

Concentrados Concentra dos

1,214. 1,214.4 4

58.33

Colas

3,546.6

Cáb. Calc.

4,761.0 4,761.0

N° DE SACOS

KILOS SB

% SB DE TOTAL

LEY % PB

KGS. PB

% PB DEL TOTAL

95 862.69

100.00

0.31

14.7 14.76 6

100.00

708.36

82.11

0.31

3.76

2 25.47 5.47

4.35

154.33

17.8 17.89 9

0.3 0.31 1

11.00

74.53

18.12

862.69

100.00

0.31

14.7 14.76 6

100.00

Recuperación: S b: Pb: 2 5. 47 % Acido sulfúrico comercial Bicromato de potasio Xantato de amylo Aceite pino

29

82.11% 1 ,00 0 100 3 00 1 50

Rel. de Conc.: 4 a 1 gramos por T.M. gramos por T.M. gramos por T.M. gramos por T.M.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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Planta de Beneficio Denver Tratamiento de un mineral de Molibdeno Informe N°431 Solicitud N°89 de la Srta. Luz Aurora Gonzáles Procedencia del mineral: Cajatambo, Lima Sistema de Beneficio empleado : flotación

Detalles del procedimiento: El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con el clasificador, a malla 65. Densidad aproximada de la pulpa:0.47 a 1, y en el rebalse del clasificador: 4 a 1. La descarga del clasificador paso a la primera celda (Rougher) donde se obtuvo un producto de primera concentración. Seguidamente se trató de un concentrado sucia en una segunda celda de flotación limpiadora (cleaner) donde se obtuvo el concentrador final de flotación. Las segundas o colas de la celda limpiadora son nuevamente tratadas en la primera celda, donde a su vez, las colas resultantes son finalmente reflotadas en las dos últimas celdas que consta el circuito de la planta. En estas celdas de flotación finales se obtienen dos productos; un concentrado sucia que se regresa al circuito para su limpieza respectiva y unas colas de relaves finales que se tratan en una mesa concentradora que actúa únicamente como "mesa testigo" para controlar la buena marcha de la planta.

Cuadro de Beneficio CLASE DE MATERIAL Peso bruto

PESO EN KILOS 18.890.0

N° DE SACOS 204

Ley MoS2 

% Kilos MoS2 

% MoS2   del total

Ley Cu %

Ley % de Cu del total

Peso neto Concentrados

1 18.686.0 8.686.0

27.06

5.500.0

67

89.78

505.66 493.79

100.00

0.46

100.00

97.65

0.07

4.56

Colas

13.186.0

0.90

11.87

2.35

0.62

95.44 95.44

Cáb. Calc.

18. 18.686.0 686.0

27.06

505.66

100.00

0.46

100.00

Relación de concentrado Recuperación : MOS2 Cu

: : :

3. 4 a 1 9 7. 65 % 4 . 56 %

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

Reactivos y materiales empleados: Cal Cianuro de sodio Kerosene Aceite de pino

: : : :

2 Kg. por T.M. 1Kg. por T.M. 200 gr por T.M. 150 gr p po or T.M.

Planta de Beneficio Tratamiento De Un Mineral Tungsteno Procedencia del mineral Informe N°493 - Solicitante

: :

Pallasca, Ancash. W.R. Grace & Cía.

Flotación seguida de mesa Wifley El mineral fue molido en el molino de bolas en circuito cerrado con clasificador, intercalando entre ellos la celda única, moliendo a malla 28. La flotación se inició en el circuito molino celda única, pasando la descarga de éste al acondicionador, luego a 4 celdas de flotación, obteniéndose 3 como primarias y una para repasar las espumas. La descarga de las celdas con el tungsteno depresionado pasa a la mesa donde se encuentra el tungsteno grueso, limpio de impurezas, pasanda las lamas al espesador y de ahí al filtro, donde se obtiene un producto final de lamas de tungsteno.

Cuadro de Beneficio CLASE DE MATERIAL Peso bruto Peso neto

PESO EN KILOS

Leyes WO3 

Kilos WO3 

S

Extracción WO3 

S

S

1,42 14.09.2

57.8 0

5.10

814.5 2

71.87

100.00

100.00

Concentrado de masa

320.0

70.20

0.08

224.6 4

0.26

27.4 6

0.42

Acondicionador

356.0

68.80

0.36

244.93

1.28

29.9 4

0.02

Lamas filtro

530.0

62.00

0.66

328.6 0

3.00

40.16

5.54

Piritoso Piritos o

207.7

27.97

19.9 4

58.09

2.44

92.02

818.1 1

63.13

100.00

100.00

1,413.7

Reactivos Acid Acido o sulfú sulfúri rico co come comerc rcia iall Quebracho Xantato de Amylo

1,500 1,500 gramos gramos 200 gramos 200 gramos

Aceite pino

200 gramos WO

Extracciones

 97.56% 3

: S

7. 9 8%

 

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Informe sobre Tratamiento de Precipitados de Cianuración Se recibió un paquete conteniendo precipitados de cianuración de oro, con un peso neto de 1,260 Kgs. Analizando el precipitado dio el siguiente resultado: Oro

Au

1.54%

Plata

Ag

0.64%

Cobre

Cu

4.35%

Zinc

Zn

60.76%

Plomo

Pb

0.84

Contenido en oro fino Contenido en plata fina

19.40 gramos 8.06 gramos

Como el contenido de zinc era bastante basta nte elevado se procedió a una lixiviac lixiviación ión del precipitado en un solución de ácido sulfúrico al 50%, empleando 1,500 gramos de ácido sulfúrico comercial 66° Be, después de algunas horas, previa documentación, filtración y lavado, se obtuvo un residuo que después de secado acusó un peso de 371.00 gramos. Este residuo analizado dio el siguiente resultado: Oro

Au

5.19%

Plata

Ag

2.14%

Zinc

Zn

2.78%

Cobre

Cu

13.56%

Plomo

Pb

2.82%

Contenido en oro fino Contenido en plata fina

Pérdidas

19.25 gra ram mos 7.94 gramos

Au

0. 1 5 gr a mo s - 0 . 77 %

Ag

0. 1 2 gr a mo s - 0 . 62 %

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

Este residuo se fundió en un crisol de grafito empleando el siguiente lecho de fusión: Carbonato de sodio Arena

500 gramos 100 gramos

Bórax

200 gramos

Nitro

50 gramos

Se obtuvo una barra de oro con un peso de 29.25 gramos cuyo análisis dio el siguiente resultad resultado o Oro

Au

65.80%

Plata

Ag

27.00%

Zinc

Zn

1.58%

Plomo

Pb

2.70%

Cobre

Cu

0.51%

Con un concentrado de o orro fino de Contenido en planta fina Recuperación del oro Recuperación de la planta

19.24 gramos 7.94 gramos 9 9. 1 7 % 9 8. 0 1 %

 

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Estudio Comparativo de dos Métodos de Análisis de Acido Túngstico Método de la Cinconina usado en el Laboratorio para la determinación del Tungsteno Tungsteno Procedimiento La muestra muestra se ataca ataca a baja baja temperatura con 2 cc. de d e H2O y 100 c de HCl concentrado, se evapora, se le agrega 40 cc. nuevamente de HCl concentrado y 20 cc de HNO 3. Se hierve casi a sequedad. Se le agrega 200 cc de H2O y 8 cc de solución clorhídrica de cinconina cinconina y se hierve. Se filtra a través de un filtro fino y después de lavarse al precipitado, la solución se elimina. El precipitado se trata con amoníaco y se pasa a un vaso. Se trata de disolver el precipitado amarillo y una vez conseguido esto, se elimina el amoníaco; se aumenta el volumen con H2O y nuevamente se le agrega 8 cc de solución de cinconica, que después de una agitación seguida de reposo precipitará el ácido tungstico. Enseguida se calcina y pesa. Método volumétrico para la determinación del tungsteno en tierras y concentrados Procedimiento En una cápsula de porcelana o de platino se ataca la muestra con mezcla de carbonatos de sodio y potasio. Se disuelve el fundido con una mínima cantidad de agua caliente y se filtra a través de un filtro fino. Se acidifica con ácido sulfúrico y se calienta a 80 a 90° temperatura con la cual debe pasar a través del reductor Jones en tal cantidad que solamente la solución coloida parda a café salga pasando a través de el . Después se lava la columna con solución su sulfúrica lfúrica 3/N y con H O. Se titula la solución 2 a 50 a 60° inmediatamente con permanganato de potasio N/10 a coloración rosada. El porcentaje de WO3 puede ser calculada de la siguiente ecuación. cc gastados 232 Normalidaddel KMnO4   x    x  x 100% WO 3 peso de la muestra 2 100

Observaciones a este método La materia orgánica deber ser removida y esto se consigue usando el nitrato de potasio.

La fusión con carbonatos de K y Na es muy buena para Schelita y Wolframita. Después de disuelto el fundido, el Fe, Ca , Mg y Mn son filtrantes y el Cu y Sn será precipitados en el reductor. Para trabajos de precisión los centímetros de Permanganato usados para cada titulación deberán ser cerca de 50 cc. Si WO  contenido es muy alto diluir el filtrado en dos partes empleando la 3 acidificación, reducción y titulación para cada porción separadamente.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

Conclusiones: 1° El méto método do de la cinconin cinconinaa es evidentemen evidentemente te mucho más exacto exacto que el volumétr volumétrico, ico, pero tiene el inconveniente de ser más largo y costoso. 2° El méto método do volumétr volumétrico ico tiene tiene una duración duración de 4 horas horas y sirve para para porcentaje porcentajess de 50 a 60 % siendo su error de cerca de 0.5% en comparación con las determinaciones gravimétric gravimétricas. as. En nuestro laboratorio hemos podido constatar estos métodos, usando el de cinconina cuando se trata de comunes y el volumétrico como control de las plantas.

 

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Tratamiento de Minerales por Separación de Líquidos Densos: Zink And Float Informe N°295 - Solicitante: Sociedad Minera Suizo-Peruana. El empleo, cada vez más creciente del método de separación por líquidos densos, tanto en los casos de minerales simples como complejos, nos indujo a hacer una prueba experimental de enriquecimiento de un mineral complejo, para poder deducir el mejor empleo de este proceso en sustitución del pallaqueo o escogido escogido a mano que se realiza en nuestras mi minas. nas. Para este fin debe tenerse en consideración estos requisitos: 1. 2. 3.

La dist distrib ribuc ución ión de dell mine mineral ral en la la gang ganga. a. La regul regulaci ación ón de de la densid densidad ad del del medi medio o separa separador dor.. Ope Operac ració ión n simple simple y bajo bajo cost costo o del trat tratami amient ento. o.

Las pruebas se hicieron sobre un lote de mineral ácido enviado a este Departamento por una importante empresa minera del país. El análisis químico efectuado sobre el común nos dio el siguiente resultado: SiO2 

21.80% CaO

0.80%

Fe

30.03% As

0.10%

S

36.18% Sb

0.28

Pb

5.55% Cu

razas

Zn

3.31% Au

13 gramos por T.M

Al2 

2.50% Ag

0.250 kilo por T.M

Del examen mineragráfico, mineralógico, análisis pirognósticos y químicos podemos dar una composición probable, como la siguiente: Pirita Galena Gale na

FeS2 

64.50 %

PbS

6.33 %

Blenda

ZnS

4.92 %

Compuestos de plata arsenicales y antimoniales

As2S 3 

0.55 %

Insolubles, arcillas y ganga

Sb2S 3 

25.10 %

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

Tendremos en cuenta las diferentes densidades de los componentes, cuyas gravedades específicas son las siguientes: 7.6 Proustita 5.1 Cuarzo

Galena Pirita Blenda

5.57 2.33

4 a 4.5 Arcillas

2.63

5.80

Pirargarita

Habiendo dado el análisis de malla: Más malla

10

87%

Menos malla

10

8%

Menos malla

100

5%

Además habían tres trozos hasta de 2 1/2". Si examinamos estos guarismos veremos que de un lado tenemos densidades superiores de 4.1 y del otro, sólo alcanzan a 2,6 como máximo y que su proporción proporci ón en peso es de 75% a 25%, lo que nos va a dar la relación de enriquecimiento si mantenemos una densidad de pulpa en el líquido de 3.3. Ahora bien el 25% que tiene densidad 2.6 ó menos, sobrenada y el 75% va al fondo. Las pruebas se hicieron: 1.

Sobr Sobree el mineral mineral en el estado estado en que que vino, vino, o sea en trozos trozos reteni retenidos dos so sobre bre más malla malla 10 10.87% .87% y menos malla 10.8% y menos malla 100,5%.

2.

Con Con llo o rret eten enid ido o een n llaa mall mallaa 10. 10.

3.

Con Con lo ret reten enid ido o en la mal malla la 100 100..

Efectuándose éstas en una campana de vidrio vidri o de 10 litros de capacidad, usándose para la agitación de la masa un agitador de alta velocidad. velocidad. Empleóse malla de de 200 en forma de espumadera, espumadera, para separar las lamas de las partículas grandes y poder separar el medio por lavado. El medio usado fue galena pura, previamente separada en mesa Wilfley y molido a malla 200.

Primera Prueba  Tal como vino el mineral CLASE DE MINERAL Cabeza de prueba

PESO POR c/100 DE MINERAL 100.00

ORO POR T.M. GRAMOS 13.50

% LEY DEL CONTENIDO 100.00

PLATA LEY POR T.M. GRAMOS 0.250

% LEY DEL CONTENIDO 100.00

Concentrado Concentra do

64.00

20.40

90.00

0.400

89.00

Colas

36.00

4.00

10.00

0.090

11.00

100.00

14.00

100.00

0.289

100.00

Cab. calculadas

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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Relación de concentración de 1.68 a 1.

Extracción

Au

90%

Ag

89%

Como puede verse se tiene un concentrado de 20.4 gramos de Au y 0.400 kilos de plata que pueden ir directamente a la fundición y las colas de tratamiento, con 4 gramos de oro y 0.090 kilos a un enriquecimiento por flotación.

Segunda Prueba Se hizo tomando otros cinco kilos que previamente se pasaron por malla 10, haciendo la prueba sobre lo que daba sobre dicha malla. CLASE DE MINERAL Clase de Mineral Concentrado Producto malla 10 Colas Cab. calculadas

PESO POR c/100 DE MINERAL

ORO POR T.M. GRAMOS

PLATA LEY POR T.M.

% LEY DEL CONTENIDO

GRAMOS

% LEY DEL CONTENIDO

100.00

13.50

100.00

0.250

100.00

54.00

22.00

84.00

0.34 0.340 0

70.00

8.00

12.00

3.00

0.50 0.500 0

16 16.00 .00

38.00

5.60

13.00

0.090

14.00

100.00

14.20

100.00

0.261

100.00

Relación de concentración: 1.92 a 1 Oro 84.00% Extracción Plata 70.00%

En este caso el producto de la malla 10 y las colas de tratamiento pueden juntarse y hacerse la separación portanto flotación.

Conclusiones: 1. La primera primera prueba prueba es es la que que dio mejor mejor resulta resultado, do, o sea con el mineral mineral tal como sale de la mina. mina. Que está probado que se puede usar para la selección de minerales, sustituyendo al pallaqueo o enriquecimiento del mineral mine ral a mano y que las colas pueden ser trat tratadas adas por flotación u otro medio de concentración.

 

 92

Guillermo Tantaleán Vanini

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 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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EL ORIGEN DEL ACERO

En realidad los pueblos que lo originaron desconocían como tal este producto pues, sólo lo obtenían casualmente en determinados yacimientos de fierro que tenían pequeñas concentraciones de otros elementos. Con el acero se ha hecho la historia y las más grandes culturas poseían poseían el arte de su manufactura. El origen del hierro está en un territorio que va desde el mar Caspio hasta la India. Diferentes culturas se formaron en este inmenso territorio; el punto de irradiación central es hoy día Irán, en el territorio desde el Sur del Cáucaso hasta la India fueron ocupados por los indoeuropeos o aryos. Fueron hombres aventureros ya que se expandieron llevando la cultura del acero por el Oeste hasta los pueblos del Báltico y las penínsulas mediterráneas: España, Italia y Grecia y por el Este hasta la India; sin embargo por fotografías que se pueden ver en las enciclopedias Europeas puedo pinar que que llegaron hasta el Japón, pues a comienzo del siglo XX estaban extinguiendo una raza perfectamente del Sur del Cáu Cáucas caso o al Norte de las islas del Japón; posiblemente posiblemente degeneraron degeneraron intelectualmente, intelectualmente, pues los Japoneses exterminaron exterminaron a su clase dirigente. Esto está corroborado ya que en China y Japón se produjeron procedimientos para fabricar aceros, como se explica en este texto antes que los mismos europeos. Los griegos han sido maestros en el pensamiento abstracto, abst racto, y sabiamente proveyeron proveye ron dentro de su mitología que la humanidad había tenido Cuatro Edades representada por estatuas: 1.- Edad de oro, La representaban por una estatua, doncella desnuda descansando bajo un árbol de olivo que representaba la paz; 2.- Edad de Plata, también personificada por una doncella, no les satisfizo a pesar que tenía en sus manos espigas alimenticias; 3.- Edad de Bronce, es una matrona vestida lujosamente para esconder su edad; y 4.- Edad de Hierro, les satisfizo, está representada por una mujer armada de todas las armas y en su escudo grabado una serpiente, con cara humana, y una sirena, como emblemas del vicio y del fraude. Efectivamente desde esa época el hierro se impuso. La impusieron los helenos, sobre las armas de bronce de los antiguos pueblos griegos y los romanos con su gladius hispanos (corta espada española), establecieron su Imperio. La Edad Media se inicia con la imposición de la corona de hierro de los lombardos en el 800, que habían avasallado a los pueblos itálicos, 400 años antes, vinieron con armas a rmas mejoradas de los alrededores del Báltico, y por último los muros de los castillos medievales medievale s de los señores feudales impuestos por Carlo Magno a partir del 800 son destr de struid uidos os por los cañones de hierro; hie rro; la verdadera Edad Moderna se inicia con la cuchilla cuchilla de acer a cero o de la guillotina. El resto de la historia que sigue es bien conocida. De la mitología helena todos pueden llegar a diferentes conclusiones conclusiones,, pero todos unánimemente todos, llegaremos a una conclusión: Con el hierro se puede tener todo.

La más grande cultura fue la Mediterránea – Báltica, florecieron primero los helenos que llegaron a la península de Grecia y después a Italia y España. La más g grande rande cultura intelectual de pensamientos abstractos fue la mestiza ateniense y la más guerrera fue la que mantuvo la pureza de su sangre

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

Indoeuropea, los espartanos, que al llegar a Grecia buscaron un lugar para asentarse y lo hicieron en aquel que tenía un yacimiento mineral de hierro de buena calidad en el Sur de Grecia; a este pueblo no le interesaba la labor intelectual, sino la guerra y hasta ahora son considerados los mejores guerreros que han existido y es el ejemplo para todos los ejércitos que les han sucedido.

LA REVOLUCION INDUSTRIAL La más trascendental era humana tuvo una duración breve: no más de 130 años. Se inicia a fines del siglo XVIII y tempranamente termina en los comienzos del XX; se la debemos principalmente a 3 sustancias: al hierro y sus numerosas variedades, en función de sus “impurezas” o formas de trabajarlo; el cobre y el aluminio. Igualmente a miles de intelectuales: Técnicos, Empíricos, Ingenieros y Científicos.. También la Revolución Industrial es el inicio de las mayores tragedias humanas y la generación de cos ideologías que alimentaron a las anteriores; se prolongaron en el siglo XX y las estamos viviendo en los 3 primeros años del XXI. Sin las 5 sustancias sustancia s que se mencionan y los hombres que les dieron vida no se hubieran abaratado la producción de los bienes; pudo hacerse eficiente los transportes terrestres, marítimos, aéreos, escuchar transmisiones auditivas y visuales y el hombre no usaría el espacio sideral. ¿Somos más felices ahora con los logros conseguidos en la Revolución Industrial? Difícil contestar, pues la opulencia del hombre que hace actividad mercantil de éstos es insolente con sus congéneres débiles. Los hombres que han desarrollado La Revolución Industrial fueron: Matemáticos, Físicos, Químicos e Ingenieros, o bien muchos no sabían interrelacionar los aspectos teóricos de dichas disciplinas; o no las conocían, pero tenían sabiduría debido a la experiencia o experimentaciones empíricas que no tienen orígenes universitarios. Las sustancias que representaban a la Revolución Industrial y que hasta ahora son necesarias e insustituibles para la elaboración de bienes ó para que los mismos traducidos en máquinas por ejemplo, las sustancias sintéticas, plásticos, etc. sean construidos con dichos metales. Son 5 para efectos de divulgación, 3 sustancias son similares fierro, hierro y acero; cobre y aluminio, las 5 son diferentes atómicamente, macro y granularmente lo mismo que sus destinos funcionales. El fierro y el cobre en múltiples formas se utilizan desde hace miles de años; la enciclopedia de Ullmann sitúa la producción de hierro en el sexto milenio anterior a la Era cristiana; el cobre es tan antiguo como el fierro, como sabemos existe una Era del bronce ¿cuál de los primeros utilizó el hombre?. Posiblemente el cobre, pues se encuentra al “estado nativo” (no combinado como el fierro al que hay que obtenerlo por proceso químico). Pero sin la electricidad, producto de la R.I. tampoco podría usarse el aluminio y el cobre. El hombre desconocía el acero por miles de años, pero lo usaba, ya que de manera casual explotaba yacimientos que tenían otros metales con “impurezas” en pequeñísimas cantidades y que al fabricar utensilios como armas le daban las características del acero. Lo mismo pasó con el cobre y el aluminio. Pero para producirlos con cualidades especiales y masivamente tuvo que llegar la ciencia con la Revolución Industrial. En la segunda mitad del siglo XIX se encuentra el procedimiento electrotérmi electrotérmico co para producir el aluminio, y comienza a utilizárselo. Producido el fierro en múltiples variedades, el cobre mejorado electroquímicamente y el aluminio

(también por dicha energía) se genera el transporte terrestre marítimo y aéreo en forma económicaobtenido para las mercancías y las comunicaciones. comunicac iones.

 

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A lo largo de los siglos XVIII, XIX y XX se han ido agregando otros metales y no metales que aleados ó combinados con el hierro en pequeñas concentraciones han generado bienes de alta calidad, así como al cobre y aluminio. Los metales utilizados en pequeñas concentraciones, son sustituibles por otros elementos aleantes. Aquellos países que no sólo han dominado los yacimientos minerales, sean inorgánicos ó de origen orgánico, y los minerales industriales y simultáneamente las manufacturas a que dan lugar se han convertido en potencias; aunque necesariamente sus territorios no los contengan. Elegiré a aquellos hombres que creo representan la generación de la Revolución Industrial. Lavoisier Volta Galváni Faraday Bessemer Siémens Martin

Thomas Heroult Hall Marconi Gibbs Haber Moser

Algunos de ellos se los conoce desde la escuela primaria, a otros se los desconoce hasta en las Universidades y por último algunos no merecen una línea ni en las enciclopedias universales.

1. LAVOISIER 1743n 1794m. Reformó y destruyó las aberrantes teorías sob sobre re la cuantificación de las combinaciones combinaciones de los elementos, transformando en ciencia la química en base de la combustión..

2. VOLTA 1745 n – 1827 m y 3. GALVÁNI 1737 n – 1798 m Por éstos físicos existen los principios elementales de las electricidades estática y continúa. Ambos polemizaron sobre la curiosa experiencia del movimiento de los músculos de una rana debido a la electricidad. Aunque estuvieron equivocados ellos fueron los iniciadores de la física y la química de la electricidad.

4. FARADAY 1791n 1867m A través de sus leyes cuantificó el fluido eléctrico, haciendo por ejemplo que posteriormente el cobre con la pureza adecuada se utilice en la conducción económica de la electricidad.

5. BESSEMER HENRY 1815n–1898m  Es el hombre que posiblemente tuvo mayor incidencia en la Revolución Industrial, pues inventó un método sencillo, pero que permitía masivamente depurar el hierro de los altos hornos “pig iron” (hierro cochino, hierro de fundición o arrabio) en e n forma económica sin utilizar mucha mano de obra. Con su método era posible aumentar la cinética de la oxidación de las impurezas del hierro que salían de los altos hornos, aunque por concentración de masa era incontrolable al final del proceso, pues tenía gran cantidad de fierro oxidado; sin embargo, resolvió el problema con los mismos recarburantes y aleantes que se agregaban al hierro líquido. Fue uno de los pocos inventores gigantes de la R.I. que recibió honores. Con él, la Revolución Industrial catalizó positivamente la multiplicación de bienes a partir de su

descubrimiento descubrimient o en 1855, (su método fue similar al de los chinos inventado en al segunda centuria de la

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

EC y al método posterior pero previo al Bessemer denominado Mobuki en el Japón). Sigue vigente el el método Bessemer con ligeras variantes.

6. SIEMENS GUILLERMO 1823n – 1883m y 7. MARTÍN 1823 - 1915 Sus ideas de termorecuperación y producción de acero con diferentes materiales férreos tuvo gran influencia. Este procedimiento, es complementario, importante en la producción de hierro, pues existiendo el Bessemer, la Revolución Industrial hubiera continuado sin apremios ni desmedros.

8. THOMAS Posteriormente el químico Thomas, salva a Francia, después de la guerra de 1870 perdería sus yacimientos de hierro ya que Alemania los tomó; pero casi inmediatamente dió la solución para traba jar cualquier cualquier tipo d dee mineral mineral (Ver “Metalurgia “Metalurgia General General de 1953 1953 ó la de 1991 del autor autor de este libro). libro).

9. HEROULT A mediados de la segunda centuria del XIX encuentra el método económico electrotérmino para la obtención del aluminio a partir de su única especie mineral comercial: comercial : La bauxita; (los Soviéticos expresaron haber obtenido el aluminio de las sienitas nefelinícas de Siberia), pero no se ha oído más sobre esta experiencia; hay que tomar en cuenta que el aluminio es el metal más abundante que existe en la naturaleza. El aluminio descubierto por Wöhler en 1827 sólo puede utilizarse en la industria con el método de Heroult. El Perú carece hasta ahora de yacimientos de bauxita.

10. HALL Coetáneamente en Norte Americano utilizando un método similar al de Heroult, lo produce también.

11. GIBBS(Willard) 1839n 1903m Un hombre de ciencia que domina todas las disciplinas; creó una ciencia exacta de los sistemas de sustancias en equilibrio: la físico–químico; GIBBS es comparable a NEWTON y EINSTEN.

12. MARCONI 1875n – 1937m Haciendo pruebas con las ondas electromagnéticas de Hertz transmite inalámbricamente desde Europa a América en forma criptada un mensaje; iniciándose con esta trascedental experiencia una sucesión de descubrimientos para las comunicaciones a distancia, cifradas al comienzo; después habladas, visuales y espaciales.

13. HABER FRITZ 1868n 1934m Notable ingeniero que dirigiera institutos en Alemania; igualmente dirigió diri gió el equipo de científicos encargados por el Imperio Alemán para conseguir el mayor logro de su vida científica previo a la 1ra. Guerra Mundial para que Alemania mantuviera la productividad de sus tierras y la de sus aliados para no depender del salitre Chileno. Alejandro Moser, mi profesor en ingeniería química forma parte de dicho equipo.

14. MOSER BLESING ALEJANDRO 1888n – 1956m Nació en Rusia y se educó en Universidades Alemanes, posiblemente fue descendiente de los alemanes ingenieros y técnicos que llevara Pedro El Grande para occidentalizar industrialmente a Rusia. Profesor de San Marcos; de la enciclopedia Espasa Calpe 1925, volumen 27 pág. 443, en “Haber Fritz” en el último acápite dice “Además se refiere a que Haber, ccolaboró olaboró con A. Moser en la obra Die Elektrolitisch en Processe der organischen Chemie (Halle, 1910)”. Esta última aserción se hace en la misma escena europea a sólo 10 años del hecho que se expone; intentó crear en la Universidad Univer sidad de San

Marcos una Escuela de Ingeniería Química, apropiada para par a un País emergente.

 

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SUSTANCIAS IMPORTANTES PARA LA REVOLUCIÓN INDUSTRIAL Otras sustancias tuvieron importancia decisiva para que se desarrollará la Revolución Industrial Fertilizantes Por primera vez en la historia ocurrió un hecho notable: La población humana que había permanecido prácticamente estacionaria estacionar ia durante miles de años, debido a carestías, guerr guerras as y pestes comenzó a crecer a partir de fines del siglo XVII; científicos como Liebig descubrieron abonos artificiales, e interpretaron el mecanismo biológico de las tierras de cultivo, que en algo atenuaron las hambrunas europeas. Desde tiempos prehistóricos se uso los abonos naturales como el estiércol y ciertas tierras no metálicas como la cal, fosfatos, etc. pero per o no eran suficientes para sustentar la eexplosión xplosión demográfico-industrial en siglo XIX, ni hacer fuertes los tallos fisiológicamente desarrollados; tardíamente los europeos tuvieron el guano peruano de la costa c osta y sus islas, contenía nutrientes ideales. Ni estaban mecanizadas las producciones agrícolas. Posteriormente el Perú y Bolivia prestaron invalorable valor a la Revolución Industrial con la producción de salitre, pero no era uniforme los embarques por el desorden de sus gobiernos; Europa lo soluciona con la guerra del Pacífico. Previo a la guerra se logra producir abonos a bonos sintéticos, pues estaba Alemania y sus aliados cercados por la Marina Británica; “sencillamente” Moser y Haber combinan el hidrógeno y el nitrógeno atmosférico previamente a la Primera Guerra Mundial. De la patente Alemana se aprovecharían los victoriosos en 1918, derrumbando la prosperidad de Chile y produciendo no sólo una gran variedad de fertilizantes artificiales sino otras colosales indus industrias trias derivadas.

EVOLUCIÓN DEMOGRAFICO EUROPEA País 

Alemania Alemani a

1800 

1910 

23.0

60

3.0

5

1.0 12.0 (1849)

2.8 20

1.1

1.8

28.2

41

Holanda

2.2 (1851)

6

Inglaterra

10.7 (1851)

38

5.3 (1851)

4.7

18.1

32

Noruega

0.9 (1855)

2.5

Portugal

3.1

5.8

Suecia

2.3

5.7

Suiza

1.8

3.5

Bélgica Bélgi ca Dinamarca Dinamar ca España Finlandia Francia

Irlanda Irlan da Italia

 

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El Perú había entregado un producto, producto, con el que únicamente con este podría subs subsistir istir el ser humano: la papa, producto de los genetistas de culturas milenarias antes de los Incas, que transformaron un fruto venenoso que contiene hidratos de carbonos, nutrientes esenciales para el rudo trabajo manual durante la Revolución Industrial. Al A l final Europa tuvo pueblos que solo subsistían con la papa y en el caso de Irlanda simultáneamente con la avena. A mediados del siglo la sequía redujo la población europea a la mitad, lo mismo que en otros países como el norte de Italia, que se vieron obligados a morir o a emigrar a norte América y a muchos países latinoamericanos. El milenario trigo euroasiático no era suficiente.

WILLARD GIBBS EN EL CENTENARIO DE SU MUERTE

Se ha considerado que es el único norteamericano norteamer icano que debe figurar dentro de los repr representantes esentantes de la época más extraordinaria que ha tenido la Historia Universal: La Revolución Industrial, dentro de ella Gibbs a su vez es el más grande talento especulativo de carácter teórico que ha tenido y el que era el más versátil, pues dominó y produjo conocimiento de todas las disciplinas científicas, él no pensaba aplicar los mismos, pues los exponía y que otros se aprovecharan de su ciencia. No tiene monumentos ni recuerdos en las Universidades, exceptuando por muchos años una modesta placa en la Universidad de Yale obsequiado por el físico – químico Nernst, alemán; los científicos alemanes fueron los que más aprovecharon de los conocimientos teóricos de Gibbs, desde la fabricación de aleaciones de sus máquinas hasta los que aparentemente no tienen nada que ver con ellas: En la termodinámica desde la trituración de los minerales hasta la obtención de metales y fabricación de aleaciones, la fatiga de los metales en las partes móviles de los aparatos, en la físico-química de superficie del más importante y universal proceso de minerales. Perteneció como se ha dicho a la cultura milenaria mediterránea – báltica, pues ffue ue hijo tanto por parte de padre y de madre de una larga lista de ascendientes científicos que trabajaron en la Universidad de Oxford, Inglaterra y a quienes se les había conferido títulos de nobleza pero como tiene que ser biológicamente, fue el último vástago que agotó el talento de sus ascendientes, raquítico físicamente sólo su cerebro funcionaba, no se casaría, posiblemente se dio cuenta que no debía biológicamente hacerlo, no hubo más Gibbs. El único afecto familiar era su hermana al pasearla en carruaje por los campos. Tenía simultáneamente grandeza intelectual y oscuridad en la vida social de Estados Unidos de Norte América. Dedicó el íntegro de su vida a la Universidad de Yale encargada de preparar a los dirigentes políticos, en este fin era similar Oxford en Inglaterra en donde expuso sus ideas. La característica de ambas universidades era que la ciencia se la consideraba conside raba como una curiosidad y un juego, propio de ociosos antes de que la ciencia llegara a ser una parte esencial del sistema social. Muchos le precedieron, por ejemplo Leonardo da Vinci al estudiar la fatiga de los metales, Gibbs observó este caso desde el aspecto teórico. Curiosamente fueron los biólogos en percibir que los conocimientos de Gibbs permitirían interpretar las complejas reacciones en las células vivas y los primeros en apreciar su valor. Para que se vea la versatilidad de los conocimientos de Gibbs, incursionó y enunció principios: 1. La regla regla de las fases, que pe permite rmite determi determinar nar los los grados grados de liberta libertad d de un sistema sistema físico físico – químico en función del número de componentes del sistema y del número númer o de fases. 2.

Redefinió Redefinió la energía energía libre libre o energía energía de de Gibbs termodinámi termodinámico co que p predice redice eell fenómeno fenómeno cu cuando ando dos sustancias entran en contacto (la posibilidad de generar una reacción química y su cinética).

3.

En la físi física ca matem matemáti ática ca de la la termodi termodinám námica ica de de fluido fluidos. s.

 

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4.

Enun Enunció ció hechos hechos fundamental fundamentales es de los los equilibri equilibrios os de sustan sustancias cias heterog heterogéneas. éneas.

5.

En la mecánica mecánica estadística, estadística, importante importante para la moderna moderna mecánica mecánica cu cuántica. ántica.

6.

En áálge lgebra bra múl múltip tiple, le, ordina ordinaria ria y doble doble..

7.

En el métod método o vectorial vectorial aplicado aplicado en el diseño diseño de de maquinaria maquinaria eléctrica. eléctrica.

8. 9.

Hizo de la matemática matemática en en idioma idioma para para la interpretaci interpretación ón de la naturalez naturaleza. a. Inco Incorporó rporó conocim conocimiento iento de de termodinám termodinámica ica para int interpret erpretar: ar: a) Benef Beneficio icio de minerale minerales, s, b) Concentración de minerales, en fundición de minerales y en general en la metalurgia extractiva.

10. Sus princip principios ios son fundamentales fundamentales en la Metalurgia Metalurgia Física, especialmente especialmente para para la producción producción de aleaciones. 11. Etc. Jamás pensó incursionar en el campo de los negocios o empresarial, pero las empresas son los que más han aprovechado sus conocimientos. Nunca recibió un beneficio de ellas. La industria de la guerra tampoco lo recuerda. Einstein tiene una magnífica estatua en la ciudad de Washington Capital, en un hermoso parque. Gibbs no tiene recuerdo nominado, salvo se ven utensilios, máquinas, aviones, etc., que se construyeron basándose en sus principios que se exhiben en la avenida de los grandes museos, especialmente en los de Ciencias y Tecnología, pero nunca sugirió para que las juventudes en base a su ciencia se mataran. Recién los diccionarios y enciclopedias lo mencionan; aún son estudiados sus aparentes e inexplicables teorías, y que curiosamente tienen aplicación industrial

Lima, 06 de noviembre de 2003 Guillermo Tantalean Vanini

 

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Carátula

Facsimil

Nota: Con ésta traducción el autor del presente texto comenzaría por breve tiempo La Metalurgia Física por primera vez en la universidad peruana; previamente sustentó un trabajo a la primera Convención Peruana de Ingenieros Químicos en 1955 en el Campo de la Universidad Nacional de Ingeniería; el trabajo se aprobó como com o "Voto" (pags. 96, 97 y 98) de las Actas y Trabajos de la I Convención, Imprenta Salas e hijos S.A.

 

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INTRODUCCIÓN

Los diagramas de equilibrio explican las relaciones existentes entre las fases en los metales y aleaciones. Él capitulo 4 mostró que los átomos pueden combinarse para formar una fase gaseosa, una fase líquida o una fase sólida y es evidente que las propiedades de estas fases influencian acentuadamente en las propiedades de una aleación dada. Sin embargo el comportamiento de una aleación depende también de lapor manera en que se encuentran relacionadas éstas fases.dependiendo Una aleacióndecompuesta de dos fases sólidas ejemplo puede tener una variedad de propiedades, la estructura que formen esas dos fases, dos ejemplos de utilidad comercial basados en los cambios estructurales ayudarán a ilustrar este punto. Contrariamente a la creencia popular, el acero es útil no sólo porque es duro sino porque también es suave. Numerosas sustancias son tan duras y más que el acero, pero presentan problemas para su adaptación en las operaciones manufactureras para darle forma. En el caso del acero sucede lo siguiente: bajo cierta condición y a la temperatura ambiente el acero acero es una mezcla de cristales de ferrita y cementita, esta aleación es suficientemente suave para poder ser trabajado con las máquinas usuales y a su vez presenta la ductilidad suficiente para efectuar por doblamiento o conformación mecá mecánica nica definitiva. Sin embargo después de estas operaciones de adaptación el acero puede ser transformado en una sustancia extremadamente dura por medio de un cambio en las fases. Estos cambios envuelven una tercera fase sólida, producida por calentamiento y su descomposición mas tarde por un enfriamiento. El diagrama hierro – carbón estudiado en el presente capítulo es la base del tratamiento térmico para suavizar y endurecer aceros. Se mostrará también que dicho diagrama tiene otros usos. Las aleaciones de cobre-berilio son un ejemplo de los cambios en la estructura cristalina que afectan radicalmente las propiedades metálicas. metál icas. Como los aceros las aleaciones básicas de cobre contienen aproximadamente 2 % de berilio, siendo suaves y dúctiles en algunas condiciones (cuando se encuentran las fases alfa y gama por ejemplo). Después de las operaciones de adaptación, la aleación puede ser endurecida por cambio de fases. En este caso el cambio consiste en disolver di solver la fase gamma por calentamiento y después precipitarla pero en forma finamente dividida. (Los términos alfa y gamma son explicados en este capitulo). Estas aleaciones y las precipitaciones de enfriamiento serán estudiadas en los capítulos siguientes; los principios simples expresados reposan en el uso de los diagramas de equilibrio. Los cambios de fases al estado sólido son de fundamental importancia en metalurgia física, como mostraron los ejemplos y las reacciones líquida, sólido como aquellas que ocurren en la solidificación

 

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de las piezas de fundición son también importantes. Es conveniente por eso usar las reacciones líquidosólido como ejemplos en los diagramas de equilibrio y entonces mostrar la analogía en las reacciones sólido-sólido. Algunas veces las fases gas o vapor deben ser consideradas en las reacciones metálicas metálicas,, pero es inconveniente representar las condiciones de equilibrio implicando la fase vapor en los diagramas de equilibrio ordinarios de componentes (dos metales).

FIGURA 5 - 1

FIGURA 5 - 2

 

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FIGURA 5 - 3

FIGURA 5 - 4

 

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FIGURA 5 - 5

Liquid (50% Ni 50% Cu)

   e    r 2400° F    u     t    a (1316° C)    r    e    p 2280° F    m    e      T

(1249° C)

Dendrites (68% Ni, 40% Cu) growing into liquid (43 % Ni, 57% Cu)

Freezing range

0

Nuclei (67% NI, 33% Cu) formed in liquid (about 50% Ni, 50% Cu)

Three grains of solid eboy (50% Ni, 50% Cu)

Time

FIGURA 5 - 6

 

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FIGURA 5 - 7

FIGURA 5 - 8

 

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FIGURA 5 - 9

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FIGURA 5 - 11

FIGURA 5 - 12

 

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FIGURA 5 - 13

FIGURA 5 - 14

 

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FIGURA 5 - 22

Metal A atom Metal B atom (a) An ordin ordinary ary soli solidd solution solution the atoms are in disordered position

(b) (b) An orde ordered red stru structur cturee

FIGURA 5 - 23

 

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FIGURA 5 - 24

FIGURA 5 - 25

 

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FIGURA 5 - 27

FIGURA 5 - 28

 

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Tabla 5-1 Vapor Pressure Data for Some of the Elements

Liquid* Element Aluminum

A

Solid* B

A’

Triple point** Temperature Pressure (mm of °C mercury)

B’

13,310

8.59

13,870

9.29

8,000

7.45

8,490

7.88

Carbon

28,200

9.60

Chromium Chromiu m

16,700

8.95

17,600

9.44

Cobal

16,100

7.57

16,900

7.95

Copper

15,970

8.45

16,770

Iron

18,480

8.53

Lead

9,190

Magnesium Mangane so

Calcium

850

1.8

3727

10  

1920

60.0

9.04

1084

10  

19,270

8.97

1535

0.05

7.45

9,460

7.90

327

negligible

7,120

8.03

7,500

8.54

650

2.5

12,000

7.83

12,800

8.37

1244

0.8

3,066

7.75

3,810

10.38

Molybdenum

28,100

8.42

29,600

8.92

Nickel

19,100

9.24

20,000

9.77

1455

0.01

Silver

13,270

8.23

13,880

8.70

961

0.002

Tin

14,800

8.70

16,300

11.67

232

negligible

6,160

8.11

6,950

9.20

419

0.1

Mercur y

Zinc Zinc

5

-5

* Butts, A., Metallurgical Problems. New York: McGraw - Hill, 1943 ** Vickery, R. C., "The Vapor Phase of Metal," Metallurgia, 32 (May, 1946) p.r.

FIGURA 5 - 29

 

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Sistemas de un Componente

Diagramas de equilibrio ¿Cómo transformar un metal a una condición líquida para su moldeo? ¿O al estado de vapor para su purificación? ¿O a una diferente estructura cristalina?. Obviamente deben variarse una o más condiciones externas y de éstas la temperatura y presión son los más importantes. Aunque es posible cambiar al azar la temperatura y la presión de un metal hasta h asta que los efectos deseados son producidos, es mucho más satisfactorio escoger las condiciones óptimas a partir de los datos recolectados por estudios anteriores. Estos datos están concisamente presentados en diagramas únicos para cada metal. La figura 5-1 es el diagrama uni-componente para el magnesio 18. Este diagrama muestra que las fases 19 están presentes en función de la temperatura y la presión. En este ejemplo las tres fases que pueden existir corresponden loshace tres de estados de la materia, vapor, líquido y sólido. Lalos i nterpretación interpretación de los diagramas de equilibrioa se fácil entendimiento por la regla siguiente: solo “puntos” en el diagrama tienen significado físico, físi co, puesto que las variables son la temperatura y la presión, evi evidentedentemente un “punto” esta determinado determinado por una tempera temperatura tura y una presión. En el diagrama 5-1 5-1 el punto A está a una presión PA y a una temperatura T. Desde que A está en el campo “líquido” del diagrama y si se sostiene tal presión y tal temperatura el equilibrio será establecido establ ecido y el metal estará completamente líquido. En forme similar, el magnesio metálico a la presión PB y temperatura T será una mezcla de líquido y vapor. La temperatura y la presión del punto triple provocarán que se encuentre en equilibrio: sólido, líquido y vapor. Cuando dos o más fases coexisten, los montos relativos de cada fase no pueden ser determinados a partir de estos diagramas. La naturaleza del del cambio de la fase líquida a la sólida es de especial importancia. importancia. Consideremos el equilibrio en el enfriamiento del magnesio líquido. Cuando el magnesio puro en su estado fundido es enfriado lentamente a la presión atmosférica, la solidificación ocurre a una temperatura constante. La figura 5-2 muestra el cambio de la temperatura con con respecto al tiempo y las etapas en la formación de los granos sólidos durante el enfriamiento enfriami ento de un crisol con magnesio líquido. líquid o. El más pequeño agregado de átomos arreglados en una estructura cristalina (metal sólido) que puede existir en el metal líquido se llama “núcleo”. La dendrita es formada cuando crece un núcleo mas rápidamente en ciertas direcciones cristalográficas cristalográficas que en otras. Como se indica en la figura 5-2 una “dendrita” consiste de brazos sólidos existiendo todavía líquido entre ellas. Las dendritas continúan creciendo hasta que adquieren su limite propio como grano. Cuando la solidificación se ha completado evidentemente el crecimiento de las dendritas desaparecerá y permanecerán sólo los granos de magnesio. Los ejes cristalinos cri stalinos de cada dendrita tienden a tener sus propias orientacione orientacioness individuales. 18 19

Los "Metales Puros" pueden ser co considerados nsiderados como los co componentes mponentes en los diagramas diagramas equili equilibrio brio metál metálico. ico. La definició definición n general de una fase será dada dada más tarde en este capítulo. capítulo. Es suficiente suficiente por ahora visual visualizar izar a un metal en su fase sólida, líquida o gaseosa.

 

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Desde que una dendrita dada crece hasta formar un grano de metal éste grano puede ser definido

como “una porción de un metal o aleación que tiene una orientación única de un espacio reticular”. Por lo tanto un grano es un cristal metálico con limites mas o menos irregulares. Un principio elemental de química establece que cada líquido o sólido tiende a estar en equilibrio a una presión particular de su vapor. Se podrá preguntar ¿puede ser posible que pueda existir en el diagrama uni-componente una región completamente líquida? ¿No existe vapor en equilibrio con él líquido en el punto A en la figura 5-1 20 La explicación de esta situación embarazosa reposa de la manera en que está determinado el sistema uni-componente. Solo el metal que es investigado está ejerciendo presión en el sistema; aún el aire es excluido. Si la presión externa es igual a la presión de vapor del metal líquido a una temperatura dada, ambos, líquido y vapor existen en equilibrio en el cilindro. Esta es la condición del punto B, en la figura 5-1 que es mostrado esquemáticamente esquemáticam ente en la figura 5-3 (a). Sin embargo si la presión pres ión externa es más grande que la presión de vapor del metal metal líquido, el pistón bajara, condensándose el va vapor por y solo permanece la fase líquida. Esta es la condición en el punto A en la figura 5-1, que es mostrado esquemáticamente en la figura 5-3 (b). Una situación enteramente diferente existe si el metal magnesio se sostiene a la temperatura T en contacto con el aire a la presión de 1 atmósfera (760 mm. de mercurio) figura 5-3 (c). De la presión total de 1 atmósfera, sólo la presión parcial PB es suministrada por el vapor de magnesio. En este ejemplo la presión importante para la l a mayoría de los propósitos es la del vapor, no aquella de vapor y aire combinados. Exactamente la línea que separa las áreas líquida y gaseosa en el diagrama de la figura 5-1 da la presión de vapor del metal líquido como una función de la temperatura, lo mismo que la correspondiente línea para el sólido da la presión de vapor del sólido. Por ejemplo, si el magnesio se sostiene en un vacío de 1 mm de mercurio y es calentado ligeramente encima de 600° C, el metal se vaporiza completamente sin la formación de líquido. Las presiones presi ones que están por encima del punto triple tienen poco efecto en el punto de fusión de un metal, y la línea que separa las regiones sólidas y líquida es casi vertical.

Los vapores metálicos La presión de vapor del tungsteno a la temperatura ambiente ha sido calculada en 10-109 atmósferas. Esto es equivalente a menos de un átomo en el volumen del universo. Los metales tienen presiones bajas a bajas temperaturas, pero a altas temperaturas ellos se volatizan rápidamente. Los metales tales como: zinc, arsénico y antimonio han sido refinados comercialmente durante años por destilación en el laboratorio, que es posible si el metal hierve debajo de los 2000° C en un vacío de 10-6 mm de mercurio. Generalmente una presión de vapor de aproximadamente 2 mm de mercurio debe ser alcanzada para hacer la destilación comercialmente posible. Relacionado con la cuestión de destilación es el problema de la fusión metales y aleaciones vacío para especialmente de gases tales como de el nitrógeno, hidrógenoeny eloxígeno. Si purificarlos, el calentamiento se hace para a unaliberarlos presión demasiado baja el metal no funde, pero puede vaporizarse y salir fuera del horno y perderse. Aún si el metal fundiera satisfactoriamente existirá excesivas perdidas de los elementos más volátiles de una aleación. Inclusive en el calentamiento de metales sólidos (recocido) puede haber dificultades, como la pérdida de zinc de los bronces o la pérdida de manganeso de las hojas en el caso del hierro. La presión de vapor de un metal se incrementa grandemente cuando se eleva la temperatura. La siguiente ecuación permite él calculo aproximado de la presión de vapor de un metal líquido en función de la temperatura temperatura:: 20 Un sistema compuesto (Compuesto de uno o más metales, metales, se dice que está en estado "de equilibrio" si retorna a aquel estado después de un ligero disturbio temporal.)

 

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Log p ?  

A ? B  (5 - 1) T

T

Donde Log es el . de base 10; p presión de vapor en mm de mercurio; T temperatura absoluta en grados kelvin (°C + 273); A y B constantes para un metal líquido dado ( tabla 5-1) la ecuación (5-1) es la ecuación de la línea que separa el área líquida del área gaseosa en la figura 5-1 la línea correspondiente entre las áreas sólida y gaseosa esta dada por una ecuación similar en la cual las constantes Al y Bl son usadas (tabla 5-1) esta última ecuación ecuación determina la presión de vapor vapor del metal sólido. La línea de separación entre las áreas sólida y gaseosa es esencialmente vertical. Pocos diagramas uni-componentes se dan en la literatura, pero a partir de las temperaturas y presiones del punto triple tabulados en la tabla 5-1 y a partir de los datos de las presiones de vapor es fácil construir un diagrama útil út il consecuentemente la presión del punto triple únicamente da suficiente información para diferentes propósitos; por ejemplo, para determinar la posibilidad de fundir cromo en un vacío adecuado.

Tabla 5-1 DATOS DE LAS PRESIONES DE VAPOR DE ALGUNOS ELEMENTOS LIQUIDO 

ELEMENTO  A 

SÓLIDO  B 

Al 

PUNTO TRIPLE Bl 

T °C 

Aluminio Calcio Calci o

13,31 13,310 0 8,000

8.59 8.59 7.45

13,870 8,490

9.29 7.88

Carbón Carbó n Crom o Cromo Cobalto Cobal to

28,20 28,200 0 16,70 16,700 0 16,10 16,100 0

9.60 8.95 7.57

17,600 16,900

9.44 7.95

Cobre

15,970

8.45

16,770

Hierro

18,48 18,480 0

8.53

Plomo

9,190

Magnesio

Pres. mm Hg  

850

1.8 1.8

3,727 1,920

105

9.04

1,084

10-5

19,270

8.97

1,535

0.05 0.05

7.45

9,460

7.90

327

Despreciable

7,120

8.03

7,590

8.54

650

2.5 2.5

12,00 12,000 0

7.83

12,800

8.37

1,244

0.8 0.8

3,066

7.75

3,810

10.38

Molibd Mol ibdeno eno

28,100

8.42

29,600

8.92

Níquel

19,10 19,100 0

9.24

20,000

9.77

1,455

0.01 0.01

Plata Plat a

13,27 13,270 0

8.23

13,860

8.70

961

0.002

Estaño Estañ o

14,80 14,800 0

8.70

16,300

11.67

232

Despreciable

6,160

8.11

8,950

9.20

419

0.1 0.1

Manganeso Mercurio

Zinc

Alotropía En adición a los diagramas uni-componentes, hay un cierto numero de otras características de los cambios de fases en los sistemas metálicos cuya discusión seria conveniente en relación con los metales puros. Una de las más importantes de éstas es la “alotropía” (ó polimorfismo) la capacidad de un elemento tal como el hierro, cromo y estaño de existir en mas de una forma cristalina. Cada forma de alotrópica de un metal existe en equilibrio sobre amplios limites de temperatura, como se muestra para el hierro en la figura 5-4. los átomos de hierro están en los puntos de la red de un cristal cúbico de cuerpo centrado a temperatura debajo de 1670° F. Si la pieza de hierro es calentada encima de los 1670 °F los átomos proceden a formar una nueva fase sólida, una fase en la cual los átomos de hierro están en los puntos de la red cúbica de caras centradas. La naturaleza de este cambio de fases se

 

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considera detallado en él capitulo 12, pero por ahora se puede hacer notar que la nueva fase sólida se forma a partir de la fase sólida previa por un proceso de nucleación y crecimiento algo similar al que se mostró en la figura 5-2, por la nucleación y crecimiento de una fase sólida (nueva) a partir de una fase

líquida. Un segundo cambio alotrópico ocurre en el hierro cuando se calienta encima de los 2552 °F, la fase del cubo de caras centradas se hace inestable y cambia a la fase cúbica centrada. Casi todas las propiedades de un metal cambian cuando un metal se transforma de una forma alotrópica a otra. El principal cambio de importancia comercial en el caso del hierro es un crecimiento en la solubilidad del carbón en hierro sólido cuando cu ando el hierro cambia de la forma gama a la alfa. Este efecto forma la base del endurecimiento de los aceros y será estudiada posteriormente en detalle. Un cambio alotrópico es un cambio de d e fase. El metal sólido cambia de una forma form a cristalina a otra es decir de una fase a otra fase. En el cambio de fases fácilmente reconocible de líquido a sólido se observan dos fenómenos: 1 un sobre enfriamiento y 2 la liberación de calor de reacción. Ambos efectos están también asociados con la transformación de fases al estado sólido, es decir sólido-sólido. La demora de un cambio de fase, debajo de la temperatura indicada por el equilibrio, es especialmente pronunciada en las transformaciones transformaciones al estado sólido. Mientras que los líquidos usualmente se sobreenfrian unos pocos grados antes de solidificarse, los sólidos pueden enfriarse cientos de grados debajo de la temperatura de equilibrio antes de que la nueva fase se presente. El estudio de los diagramas de equilibrio no serán complicados por referencias constantes acerca del sobreenfriamiento, pero es importante en muchos tratamientos comerciales a los que se les dará énfasis mas tarde. El calor desarrollado que acompaña al cambio de fases al estado sólido es pequeño comparado con aquellos que se encuentran asociados con la solidificación de los metales líquidos. Por ejemplo 64.9 calorías se liberan cuando un gramo de hierro líquido se solidifica, mientras que solo 3.6 calorías son liberadas por un gramo de hierro cuando cambia de la forma gama a la alfa. Sin embargo este pequeño calor de transformación es perceptible y el análisis térmico se usa a menudo para estudiar las transformaciones al estado sólido, como también las reacciones sólido-líquido. Esta técnica consiste en detectar a partir de las curvas normales de enfriamiento (ó calentamiento) las sustancias e interpretar estas como una evidencia para la absorción o desarrollo de calor durante la transformación t ransformación de las fases.

Regla de las Fases En el estudio de los diagramas de equilibrio no es sorprendente que se pueda usar una herramienta poderosa: el equilibrio termodinámico. Entre las muchas aplicaciones de la termodinámica en este campo, la mas conocida es la regla de las fases de Willard Gibbs la cual define el numero de fases que pueden existir en equilibrio. Aunque dicha regla de las fases es útil principalmente en la construcción correcta de los diagramas de equilibrio, se le hallara también de mucha ayuda para responder cuestiones en el presente capitulo acerca de los diagramas. ¿Cuáles son los pre-requisitos para un equilibrio?. Ellos son generalmente constante de temperatura, presión y potencial químico21 en cada una de las fases coexistentes. La presión de vapor puede ser a menudo considerada una medida del potencial químico; para estar en equilibrio las fases líquida y gaseosa de un metal puro deben tener la misma presión de vapor y deben estar a la misma temperatura y presión. Willard Gibbs ha mostrado que tales condiciones de equilibrio pueden existir solo si la relación siguiente es satisfecha: P + F = C + 2 21

(5-2)

Cada componente componente en cad cada a fase fase tiene tiene u un n pot potencial encial químico químico

 

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Donde P, F y C respectivamente representan el numero de fases, los grados de libertad y los componentes del sistema dado (los grados de libertad son el numero de las variables como la temperatura, presión o concentración que pueden ser cambiados independientemente sin cambiar el numero

de fases presentes). La aplicación de la regla de las fases a los diagramas uni-componentes uni-com ponentes como el del magnesio, fig figura ura 5-5 mostrara el significado de estos términos. En este ejemplo hay solo un componente, el magnesio y en general “el número de componentes es igual al numero de metales presentes en el sistema que se considera”. En el punto 1 de la figura 5-5 hay solo una fase presente, magnesio gaseoso. Por eso en este punto la regla de la fase se transforma: t ransforma: 1+ F F

= 1 +2 = 2

Esto es, hay dos grados de libertad. Dos de las variables pueden ser cambiadas independienteme independientemennte sin causar un cambio en el numero de fases. Entonces, la temperatura y la presión presi ón pueden variarse independientemente sin desaparición de la fase gaseosa. La situación en el punto 2 es significativamente diferente, desde que las fases líquida y gaseosa existen en equilibrio en dicho punto, pun to, hay dos fases presentes y la regla de las fases da: 2 + F F

=1 + 2 = 1

Uno puede preguntarse como puede ser posible que exista solo un grado de libertad cuando es evidente que la temperatura y presión deben cambiarse para avanzar desde el punto 2 al punto 2l, donde las dos fases continúan existiendo. La respuesta es que solo una de las variables puede ser cambiada independientemente. Para incrementar incrementar la presión sin perder ninguna de las l as fases originales presentes, la temperatura debe también ser aumentada en cantidad adecuada. Similarmente, puede ser cambiada arbitrariamente pero para que las dos fases continúen existiendo es necesario también variar la presión en una cantidad especifica, “no independientemente”. Solo una de las variables por eso puede ser cambiada independientemente en el punto 2 si las dos fases han de permanecer permanecer.. Un análisis similar muestra que hay cero grados de libertad en el punto 3, el punto punt o triple en la figura 5-5. La regla de las fases puede ser aplicada a los sistemas multi-componentes, mult i-componentes, siendo de gran int interés erés comercial su aplicación a las aleaciones. Por supuesto la presencia de un segundo componente metálico hace posible variar las composiciones químicas de las fases, y el estudio que sigue de los sistemas bi-componentes mostrara los problemas que pueden desarrollarse. Aunque los mismos fundamentos son aplicables a los sistemas tri-componentes y aun a los más complejos, existen dificultades prácticas que hacen que la investigación y usos de sus diagramas de equilibrio menos convenientes y usuales.

Soluciones Sólidas Diferentemente a los diagramas uni-componentes, todos los cuales básicamente tienen la misma forma, los diagramas bi-componentes muestran una desconcertante variedad de aspectos. Además, un numero de diferentes clases de solidificación y reacciones al estado sólido pueden combinarse en el mismo diagrama bi-componente. Los diagramas hierro-carbón son un ejemplo importante de reacciones complejas que serán consideradas mas tarde en este capitulo. La interpretación de los diagramas mas complicados se hacen más difíciles cuando se trata de comprender el comportamiento de cada de los tipos de aleación que incluyen. Esto es evidente puesto puest o que cada región separada de un diagrama

 

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complejo puede ser tratada individual o independientemente. Sin embargo, sin embargo es esa la tarea de aprendizaje con el objeto de analizar las reacciones típicas. Para este propósito, se han escogido los diagramas bi-componentes simples para su estudio. Cada diagrama contiene solo un tipo de reacción; el sistema cobre-níquel, por ejemplo, el cual se s e vera primero, muestra solo soluciones de solidificación. solid ificación.

(la naturaleza de una solución sólida es descrita en la pagina......). Desde que la mayoría de los trabajos que se efectúan con las aleaciones se hacen a la presión atmosférica, los efectos de la variación de la presión no se muestran en los diagramas binarios (bicomponentes). Los diagramas se construyen para usarse a la presión de una atmósfera. Nosotros usaremos el sistema cobre-níquel como ejemplo de un diagrama de equilibrio de solución sólida. Se ha encontrado experimentalmente que las aleaciones de estos dos metales forman soluciones sólidas cuando ellos son enfriados a partir de la condición líquida, los datos experimentales han sido sumarizados convenientemente en un diagrama diagram a de equilibrio (figura 5-7). Una visión en el signifisign ificado del diagrama se puede obtener considerando la solidificación de un numero de aleaciones en las composiciones de cobre-níquel. Cuando el cobre puro al estado fundido es enfriado lentamente bajo condiciones de equilibrio, la solidificación ocurre en el punto de solidificación de la manera en que se muestra para el magnesio en la figura 5-2. El equilibrio en la solidificación de una aleación de 50 % de cobre y 50 % de níquel22 es un poco diferente a la que se desarrolla que cuando se solidifica un metal puro. La solidificación completa no ocurre a una temperatura constante sino progresivamente a lo largo de dos temperaturas límites, existiendo una variación continua de las composiciones químicas del líquido y del metal sólido. Los hechos experimentales ejemplo se indican el bosquejo de ladefigura 5-6. cuando aleación líquida alcanza los 2000en °Feste la solidificación solid ificación empiezaencon la formación un núcleo de la faselasólida, compuesta de 67 % de níquel y 33 % de cobre. Con el crecimiento de la temperatura la solidificación continua con el incremento de la fase sólida, a menudo en la forma de dendritas. Cuando la solidificación se completa hasta la mitad, la composición de la fase sólida es 60 % de níquel y 40 % de cobre y la composición de la fase líquida ha cambiado su composición a 43 % de níquel y 57 % de cobre. Cuando la solidificación se ha completado y él líquido ha desaparecido completamente, la fase sólida tendrá la composición de la fase líquida original 50 % de níquel y 50% de cobre. Mientras que no exista dificultad para que él líquido pueda cambiar de composición como resultado de la nucleación y crecimiento dendrítico de una fase sólida relativamente más rica en el metal de mas alto punto de fusión, parecería increíble que el sólido sea capaz de cambiar su composición de 67% de níquel a 50% durante el curso del equilibrio de la solidificación. La explicación es que los átomos de un sólido tienen sólo una limitada movilidad ellos pueden moverse en la misma solución sólida. Esta difusión de los átomos esta considerada en detalle en el capitulo capitul o 11, en donde se demuestra que cambios apreciables en la composición de las fases sólidas pueden ocurrir. Después que la solidificación se ha completado hay solo una fase presente, la solución sólida sóli da que contiene 50% de cobre y 50% de níquel. Para ver que esta mezcla de átomos puede existir en fase única, es suficiente observar que esto es una verdad en la solución líquida por encima del punto de fusión de la masa total. La mezcla intima de átomos de cobre y níquel que caracterizan la solución líquida se presenta también cuando la aleación se solidifica para formar la solución sólida. Los átomos de níquel y cobre ocupan los puntos de una red cúbica de cara centrada. Puesto que esta situación puede esquematizarse como la “substitución” de átomos de níquel por alguno de los átomos de cobre 22

Las composiciones en este ejemplo ejemplo se dan en porcentajes por eso eso,, para ciertos propósito propósitos, s, otras unidades serán má máss útiles, tales como el porcent porcentaje aje atómico, el porcentaje en volumen o gramos por centímetro cúbico. La conversión de unas unidades en otras es posible.

 

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en el espacio de la red del metal cobre, o viceversa, a la fase sólida se le llama una “solución sólida substitucional”. La figura 5-10 muestra esquemáticamente un dibujo de esta típica solución sólida. El diagrama de equilibrio para un sistema de una solución sólida figura 5-7 sintetiza la información esencial obtenida de las curvas tiempo temperatura. En este caso los datos se plotean a partir de una serie de

aleaciones cambiantes en su composición química q uímica desde el cobre puro a níquel puro. Por ejemplo los datos de la curva de cobre (una curva tiempo-temperatura tiempo-temperatura análoga a la de la figura 5-2 están dados adecuad adecuadamenamente por el punto A en el diagrama de equilibrio. Este punto indica que cuando la composición esta completamente libre de níquel (cobre puro) la fase líquida cambia a la fase sólida “solo en el punto de cristalización (solidificación) del cobre”. Similarmente los datos de la figura 5.6 están registrados regis trados por los puntos B1 y B2 ploteados cuando la composición es de 50% de níquel. Estos Est os puntos indican que la aleación con 50% de níquel empieza a solidificarse a 2400°F y se encuentra completamente completamente solidificada a los 2280°F. Está demostrado que los datos acerca de las composiciones químicas de las fases son también proporcionados por este diagrama, las líneas “líquida” y “sólida” se construyen haciendo uso de muchos pares de puntos similares a B1 y B2 obtenidos a partir de otras composiciones de la aleación. Las líneas líquida y sólida dividen al diagrama de equilibrio en regiones regiones de fase líquida, fase líquida y sólida, y de fase sólida. La micro-estructura de el equilibrio de la fase de solución sólida es idéntica a la del metal puro. Es necesario remarcar que tal estructura es una sola fase, aunque los granos estén separados por limites definidos.

Usos de los Diagramas de Solución Sólida Desde que un diagrama de equilibrio es meramente una presentación concisa de datos experimentales acerca de un sistema de aleación dada, se sobre entiende que los datos originales pueden obtenerse obten erse nuevamente a partir del diagrama. Para una aleación especificada su composición y temperatura, es posible determinar bajo condiciones de equilibrio lo siguiente: (1) Las fase fasess que está estánn pr presen esentes. tes. (2) La ccompos omposición ición quími química ca de cada fase fase.. (3 (3)) El m mont ontoo de ca cada da ffase ase Los procedimientos para la obtención de esta información serán ilustrados utilizando la aleación de 30% de níquel, mostrada en la línea vertical punteada de la figura 5-8.

Predicción de Fases El diagrama de equilibrio se plotea con respecto a la temperatura como ordenada y la composición como abscisa, por esta razón, si sólo una temperatura y una composición son s on especificadas podrá obtenerse una información concreta. Dicho par de valores localiza un punto en el diagrama. Los puntos de esta clase son usados repetidamente para analizar los diagramas de equilibrio. Por ejemplo el estado de una aleación de 30% de níquel puede ser determinado sólo con referencia a una cierta temperatura. Entonces Entonces cuando esta aleació aleaciónn está a 2450° F el punto 1 esta determinado en la figura 58, y si esta aleación estuviera a 2170°F determinaría el punto 2. Una vez que el punto de interés es localizado en el diagrama es fácil determinar que fase o fases están presentes. Por ejemplo, la aleación de 30% de níquel a 2450°F (punto 1) consiste de una sola fase, la solución líquida. Por otro lado a 2170°F la misma aleación consiste de una mezcla de solución líquida y solución sólida, desde que el punto 2 reposa en el campo en donde se encuentran líquido y sólido. A 1850°F (punto 3) solo existe la fase de solución sólida. Evidentemente un análisis similar se puede hacer para cualquier punto en el diagrama. Con fines prácticos, un punto sobre las líneas líquida ó sólida se considera que se encuentra en un campo de dos fases.

 

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Predicción de la Composición Química de las Fases Cuando está presente una sola fase, como en los puntos 1 y 3 de la figura 5-8, es evidente que la composición química de la fase debe ser la misma que la composición de la aleación. Desde el punto 1 por ejemplo representa que la aleación de 30% de níquel ésta completamente líquido, la composición química de la fase líquida obviamente ob viamente será 30% de níquel y 70% de cobre.

Cuando las dos fases están presentes, cada una de las fases tiene diferente composición, y desde que ninguna de esas composiciones es la misma a la de la aleación original, orig inal, es necesario considerar dos puntos adicionales en el diagrama. Si las dos fases están en equilibrio, ellas deben encontrarse a la misma temperatura; los puntos representantes estasdeterminado dos fases, por deben reposar tempe-y ratura del punto original. Por ejemplo el punto de 2 esta poreso, la aleación de 30%endelaníquel a la temperatura de 2170° F, pero las dos fases que existen en la aleación a esta temperatura no están en el punto 2, sino en algún lugar a lo largo de la línea horizontal a 2170°F. Los puntos exactos que caracterizan caracteriz an las fases líquida y sólida están dados por las intersecciones de la horizontal (temperatura) con las líneas sólida y líquida, respectivamente. Entonces la composición (y temperatura) de la fase líquida en la aleación de 30% de níquel a 2170°F está dado por el punto 2a (20% de níquel, 2170° F), mientras que la fase sólida está especificada por el punto 2b (35% de níquel, 2170° F). La composición química de una fase dada se lee en el eje de las composiciones como está indicado por las líneas verticales punteadas desde los puntos 2a y 2b. La línea horizontal (temperatura constante) que conecta los puntos que representa las dos fases diferentes se llama “línea de enlace”. En resumen, las composiciones químicas de las l as fases que ocurren en una aleación a una temperatura dada están determinadas por los siguientes puntos: (1) Cuando un unaa sola fase eestá stá prese presente nte su compos composición ición es la mism mismaa que la de la alea aleación. ción. (2) Cuando dos fases está estánn presente presentes, s, se indica la línea ho horizontal rizontal co correspondie rrespondiente nte a la te temperatumperatura dada, y sus composiciones se leen l een en la intersección de esta línea con las líneas l íneas limites del campo que contiene las dos fases. Se notará que es necesario dibujar una línea de enlace cuando el punto cae en un campo que contiene una sola fase.

Predicción de los montos de cada Fase Si la cantidad total de una aleación se conoce, es posible determinar el monto de cada fase que este presente en una determinada temperatura. Cuando el peso total de la aleación es 100 libras ó 100 gramos las relaciones numéricas son especialmente convenientes, pero la misma conveniencia puede obtenerse para cualquier peso de la aleación expresando los montos de cada fase como porcentajes en peso de la aleación. Si solo una fase esta presente, como en el punto 1 de la figura 5-8 el peso de la l a fase debe ser igual al peso de la aleación. Habrá 100% de fase líquida presente en tal ejemplo. Si el peso de la aleación es de 100 libras, el monto de la fase líquida en el punto 1 será d 100 libras. Si el peso de la aleación fuera 2.5 libras, habrá 100% de fase líquida o sea 2.5 libras. Cuando las dos fases están presentes, la relación de sus montos están determinados por la relación de sus composiciones químicas con respecto a la composición de la aleación. Esto es verdad puesto que el peso total de uno de los metales, digamos el metal A, presente la aleación, debe ser repartido entre las dos fases. Esta distribución puede ser representada por la siguiente ecuación.

 

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W?x

%A? %AL %AS ? WLx   (5-3) ? WSx 100 100 100 100 100 100

(peso de met. A en aleación)

(peso de met. = A en fase líquida)

(peso de met. + A en fase sólida)

Donde W°, WL y Ws son los pesos de la aleación, de la fase líquida y de la fase sólida respectiva-

mente, y %A, %AL y %AS son respectivamente las composiciones químicas en términos del metal A. Desde que el peso de la aleación es la suma de los pesos de la fase líquida y el de la fase sólida, la relación siguiente se establecerá: W° = WL + WS

(5-4)

Esta ecuación se puede usar para eliminar WL de la ecuación (5-3) y la ecuación resultante puede ser resuelta para WS: (%A? ? %AL) WS ? W? %BS ? %AL)   (5-5) Aunque una expresión similar se puede obtener para el peso de la fase líquida, WL el peso de la segunda fase se obtiene mas fácilmente por la ecuación (5-4). Desde que el peso de cada fase esta determinado por los valores de la composición química de acuerdo a la ecuación (5-5), no es sorprendente que la línea de enlace usada para obtener los valores de composición sea también utilizable para computar los pesos de las fases, en términos de longitud en la línea de enlace (figura 5-8) de la ecuación (5-5) puede ser escrita: escrit a:

Ws   ? W o   

(longitud de la línea 2 - 2a) (longitud de la linea 2b - 2a)

Donde las longitudes están expresadas en términos de los números usados para las concentraciones en el eje del diagrama. Otra característica de la línea de enlace con respecto a los montos de las dos fases guía para nombrar como ”ley de palanca” a las ecuaciones (5-5) y (5-6). Utilizando la ecuación (5-5), el peso de la fase de solución sólida en el punto 2 de la fig. 5-8 puede ser determinado como sigue: WS  = W° (30 - 20)   (35 - 20) WS  = W° x 0.667 Los porcentajes de la fase de solución sólida sól ida pueden ser determinados por la ecuación: Porcentaje de sólido = WS x 100 (%A° - %AL) x 100   W° (%A° - %AL) En el punto 2 el porcentaje de la fase sólida es:

 

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% de sólido = (30 - 20) x 100 66.7 %   (30 - 20) El porcentaje de la fase líquida es la diferencia entre 66.7 y 100, es decir 33.3 %

Cobre - Níquel: Un Sistema Típico de Solución Sólida El sistema cobre-níquel no es el único que al solidificarse produce una sola fase de solución sólida.

Un numero de otros sistemas binarios muestran un comportamiento similar; por ejemplo, el sistema oro-plata desarrolla sólo una solución sólida. Los sistemas de un tipo dado tienen una forma similar de solidificación,química. y las variaciones en las propiedades mecánicas y físicas son resultados del cambio en la composición Un conocimiento de estas regularidades es útil para hacer predicciones aproximadas de las propiedades de las aleaciones de varias composiciones, aun en los más complejos diagramas de equilibrio; la mayoría de los cambios en las propiedades de los sistemas de solución sólida son causados por la distorsión en la estructura del metal base (solvente) por adiciones del metal soluto. Un cuadro esquemático de la distorsión estructural está dado por los esquemas de la distribución 23 de átomos en la figura 5-10. La distorsión se incrementa con respecto al monto del metal soluto agregado, y el efecto máximo ocurre cerca del centro del diagrama, desde que cada uno de los metales puede ser considerado como solvente. La figura 5-10 muestra las variaciones típicas en las variaciones de las propiedades de las aleaciones comerciales de cobre-níquel cobre-níquel con respecto a los cambios en la composición química de las soluciones sólidas desde 100 % de cobre a 100 % de níquel. Las propiedades mecánicas y eléctricas pasa por valores máximos y mínimos. Las propiedades que casi no son afectadas por las interaccione interaccioness atómicas se aproximan a la variación linear con respecto a la composición. Ejemplos de tales propiedades en las soluciones sólidas son la constante paramétrica, la expansión térmica, el calor especifico y el volumen v olumen especifico. La figura 5-10 muestra las propiedades características de las aleaciones bajo condiciones de equilibrio; pero las aleaciones que se solidifican solidifi can a las velocidades de enfriamiento en operaciones comercial no se encuentran en equilibrio. La figura 5-11(a) muestra fundición la micro estructura de la fundición que contiene 30% de níquel y 70% de cobre. La estructura indeseable y sin homogeneidad que se desarrollo en el curso de la solidificación dendrítica se hace evidente. El interior de la dendrita, que es la primera que se solidifica, difiere en composición química de la región exterior y el proceso de pulido revela esta diferencia como un ligero contraste al microscopio. Por deficiencia de tiempo para la difusión durante el crecimiento de las partículas sólidas, esa falta de homogeneidad en la estructura interior es un resultado inevitable del mecanismo de solidificación en los sistemas de soluciones sólidas. Puede aproximarse a la condición de equilibrio prolongándose el calentamiento de la aleación solidificada a una temperatura inferior a la de la fusión. La misma homogenización de la estructura, sin embargo puede ser producida más rápidamente combinando la deformación plástica de la aleación con su calentamiento, figura 5-11(b) por tratamiento térmico.

Soluciones sólidas en otros diagramas de equilibrio Aunque relativamente sólo un pequeño numero de sistemas, cobre-níquel, muestran completa solubilidad al estado sólido, casi todos los diagramas de equilibrio, exhiben cierto grado de solubilidad en relación con otros tipos de aleaciones. Estas regiones limitadas de solubilidad sólida pueden ser analizadas exactamente como si correspondieran a un diagrama de solución sol ución sólida, y las variaciones 23 La solución sólida esquematizada en la fig. 5-10 5-10 ilustra la dificult dificultad ad de dar un nombre descriptivo descriptivo completo a una ssolución olución sólida. ¿En este caso, en la serie completa de soluciones sólidas, ellas se basan en el Niquel o el Cobre?. Es dificil responder. También la adición de un pequeño porcentaje de un tercer elemento no cambiaría la naturaleza esencial de la solución sólida y se le llama por la primera letra del alfabeto griego: Alfa. En la figura 5-12 hay dos soluciones sólidas, y se les llama arbitrariamente soluciones Alfa y Beta .

 

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correspondientes en las propiedades responden a la ley de los porcentajes del metal soluto. Desde que estos grados de solubilidad sólida ocurren frecuentemente en los diagramas los cambios asociados con esta característica son de importancia industrial.

Sistemas Eutécticos Los diagramas de equilibrio registran meramente el comportamiento experimentalmente observado de los sistemas de aleaciones. Mientras que la formación de las soluciones sólidas representan la manera en que las soluciones líquidas pueden solidificarse, un mecanismo de solidificación igualmente importante

es aquel conocido con el nombre de reacción “eutéctica”. Los diagramas de equilibrio eutéctico se desarrollan a partir de las curvas tiempo-temperatura, de manera análoga a los diagramas de soluciones sólidas, pero en este caso las curvas experimentales muestran un comportamiento diferente. Sob Sobre re la amplia gama de las composiciones una porción de la solidificación en una aleación ocurre a una temperatura fija – la temperatura eutéctica”. En una aleación (la composición eutéctica) la solidificación completa ocurre a la temperatura eutéctica. Aunque la solidificación de la composición eutéctica se semeja a la de un metal puro, el sólido resultante es significativamente diferente puesto que está compuesto de dos fases.

El diagrama de Equilibrio Eutéctico La figura 5-12 es una representación generalizada de un diagrama de equilibrio eutéctico que desarrollan los metales A y B. Como las soluciones sólidas los diagramas eutécticos tienen: 1) Un cam campo po de fa fase se líqu líquida, ida, la ccual ual se ex extien tiende de enc encima ima de la lass línea líneass líquid líquidas. as. 2) Campos de fase fasess sólidas (la fas fasee alfa y beta) que está estánn debajo de las lílíneas neas sóli sólidas. das. 3) Los ca campos mpos que contienen ambas fases: llíquida íquida y sólida, los cuale cualess se encuentra encuentrann entre las líneas líquidas y sólidas. A causa de la presencia de la reacción eutéctica horizontal, un campo que contiene dos fases sólidas se hace presente. Este campo está limitado en sus lados por las “líneas solvus”. La formación completa concerniente concerniente a los montos y composiciones en una aleación dada y a una cierta temperatura se puede obtener por el diagrama eutéctico, usando las mismas reglas empleadas para las soluciones sólidas. Sin embargo es útil tener una idea general de la naturaleza de la reacción eutéctica antes de empezar los cálculos detallados. La ecuación básica en este caso de enfriamiento es: Líquido Eutéctico = solución sólida alfa + solución beta (5-8) Donde las composiciones de la fase alfa y beta están dadas por los puntos de la eutéctica horizontal. Esta reacción ocurre a la temperatura de la horizontal eutéctica e incluye el líquido de composición eutéctica (la composición de la aleación 1 en la figura 5-12)(1). Cuando el líquido l íquido eutéctico es enfriado a la temperatura eutéctica, las dos fases sólidas (las soluciones sólidas alfa y beta) se empiezan a formar en lalíquida, solución líquida. Perosólida por ser unapobre de lasque fases sólidas más ricas (en metal B pordos ejemplo) que la fase y la otra fase más la fase líquida, es natural que estas fases sólidas se formen en una porción dada de líquido. El monto adicional del (metal B) componente necesario para una de las fases sólidas se obtiene de la otra fase sólida (la cual necesita perder algo de este componente). El proceso de la solidificación de un líquido Eutéctico por el hecho que las dos fases sólidas están presentes generalmente ocurre en una mezcla intima, int ima, esta mezcla se llama la “estructura eutéctica” o el micro constituyente Eutéctico. Una representación esquemática de la aleación solidificada que consiste enteramente de una estructura eutéctica esta dada por el esquema de la aleación 1 en la figura 5-12. una foto micrografía de una estructura eutéctica típica se muestra en la figura 5-13, la aleación de 12% de silicio está compuesta enteramente del micro constituyente Eutéctico.

 

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Durante el equilibrio del calentamiento ocurre lo inverso de la ecuación (5-8), y el líquido Eutéctico se forma de la mezcla de las soluciones sólidas beta y alfa. La regla de las fases de Gibbs se puede usar para demostrar que la reacción eutéctica puede ocurrir a temperatura constante. constante. Hay dos componentes (metales A y B) en el sistema, y puesto que las tres fases existen durante la reacción eutéctica, luego: P + F = C + 2

3 + F 2 + 2 F = 1 Pero este único grado de libertad se usa para fijar la presión a una atmósfera por eso ni la temperatura ni la composición de las fases puede cambiar durante el curso de la reacción eutéctica bajo condiciones de equilibrio. La mayoría de las aleaciones que experimentan la reacción eutéctica como parte de sus procesos de fusión o solidificación no son de composición eutéctica la aleación 2 de la figura 5-12 por ejemplo. Desde que solo un líquido de composición eutéctica puede descomponerse por la reacción eutéctica (5-8), es necesario generalmente generalmente que la fase líquida cambie su composición. Esto se efectúa a través de la solidificación de los cristales primarios de una de las fases de solución sólida. Consideremos por ejemplo, que la aleación líquida inicialmente contiene un mas alto porcentaje de metal B que la que corresponde a la composición de la eutéctica. La fase sólida primaria pri maria que se forma primero será la fase sólida (fase beta) que es más rica que el metal B. Sin embargo la formación de esta fase sólida agota agot a la fase líquida remanente en un metal B, y la composición del líquido se mueve hacia la composición eutéctica durante el enfriamiento a la temperatura eutéctica. general, entonces, cuando avanza la solidificación cristales primarios, la fase líquida cambiaEn gradualmente su composición (y temperatura) a lo largodedelos la línea líquida hacia el punto Eutéctico, la composición2y la temperatura eutécticas. Este proce proceso so se muestra en el esquema de la solidificación de la aleación . en este esquema la posibilidad del crecimiento dendrítico es ignorado. Cuando el líquido alcanza la composición eutéctica la solidificación remanente ocurre de acuerdo a la ecuación (5-8) y los cristales primarios son rodeados por una mezcla finamente dividida de las dos fases sólidas en una estructura eutéctica. Esta visto que la estructura final de la aleación 24 consiste de dos micro constituyentes, cristales primarios pri marios beta y el micro constituyente Eutéctico. Si una aleación cuya composición sea tal que la línea vertical que la representa no cruza la horizontal eutéctica, no ocurrirá reacción eutéctica durante el equilibrio de la solidificación de aquella aleación. La aleación 3 de la figura 5-12 es un ejemplo de tal composición, y un ensayo demostrara que su solidificación es enteramente característica del diagrama de una solución sólida. En adición, aun una compo2 sición general en este diagrama, por ejemplo la aleación , experimente la solidificación de la solución sólida tipo hasta que horizontal eutéctica se alcance. En efecto existen útiles similaridades de esta clase en todos los tipos de los diagramas de equilibrio.

Aluminio-silicio, un Típico Sistema Eutéctico El diagrama de equilibrio para las aleaciones aluminio-silicio se da en la figura 5-13, con las macrofotografías que muestran estructuras representativas a la temperatura ambiente. La fotografía de 99.95% de aluminio exhibe la estructura granular equidimensional típica de un metal puro. La estructura de 8% de silicio muestra las dendritas largas de la solución sólida primaria alfa rodeadas por el micro constituyente eutéctico. En contraste 24

Si la aleación líqu líquida ida no es de composición eutéc eutéctica tica inicial inicial,, es esencial que la solidificación solidificación de solo una de las fases sólidas sólidas ocurra hasta que el líquido remanente alcance la composición eutéctica. Este punto se considerará posteriormente.

 

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cuando la fase sólida primaria es la fase rica en silicio beta (en las aleaciones de 20% y 50% de silicio) la fase primaria de cristales tienen formas geométricas. Este disímil disímil comportamiento refleja la diferencia pronunciada entre el aluminio, un metal típico y la la sílice, que tienen propiedades predominantemente no metálicas. No es exacto hablar de dos fases sólidas en el sistema aluminio-silicio, como si fueran aluminio y silicio puros. Hay algo de solubilidad al estado sólido en ambos casos. El aluminio sólido puede disolver aproximadamente 1% de silicio. En la solución sólida alfa los átomos de aluminio y silicio que están en la relación 99:1 están colocados al azar en la estructura cristalina del aluminio de red cúbica de caras centradas. Similarmente la fase beta no es silicio puro, sino que consiste de silicio mas 1% aproximadamente de

aluminio; ambas clases de átomos están arreglados en la red cúbica cúbi ca característica del silicio. Las siguientes definiciones de una fase es útil guía para interpretar foto micrografías. Una fase “es una porción homogénea de la materia que es físicamente distinta distint a y mecánicamente separable”. En la foto micrografía de la aleación de 20% de silicio, por ejemplo, los cristales primarios beta de color oscuro son fácilmente reconocidos como una fase. El hecho que cristales beta no sea 100% silicio es inmaterial desde que el soluto (átomos de aluminio) están homogéneamente distribuidos y están disueltos en escala atómica que no permite una separación mecánica. Por otro lado, ¿es el micro constituyente anterior de esta fotografía una fase? Evidentemente no, puesto que es posible idear un medio mecánico para separar las pequeñas partículas oscuras de las mas ligeras. Este micro constituyente es la estructura eutéctica llamada (beta secundaria) y los cristales grandes ( beta primaria) son meramente partículas de diferente tamaño de la misma fase beta.

Predicción de Fases El diagrama Eutéctico se usa exactamente de la misma manera como los diagramas de solución sólida para la obtención de las composiciones químicas y los montos de las fases presentes. Por eso, solo un ejemplo se considerara, la aleación de 50% de silicio de la figura 5-13. a 2400°F el punto determinado por esta temperatura y la composición de 50% de silicio reposa en el campo de la fase líquida. Solo la fase líquida se encuentra presente a esa temperatura. temperatura. Su composición debe ser la misma que la de la aleación 50% de silicio y su monto es de 50% con respecto al peso de la aleación. Cuando la temperatura de la aleación fundida se baja aproximadamente a 1900°F, la solidificación empieza con la nucleación y crecimiento de los cristales primarios de la solución sólida beta. Un análisis típico de fase se puede efectuar en esta región del diagrama a la temperatura de 1600°F. El punto composición-temperatura de la aleación reposa en el campo líquido + beta, por eso esas dos fases están presentes. Los extremos de la línea de enlace dibujada a través del campo bifásico determinan las composiciones químicas de las fases: la fase líquida tiene 34% de silicio (66% de aluminio), la fase de solución sólida beta tiene 98% de silicio. Estos valores de las composiciones pueden ser tratados aplicando el principio de palanca para determinar el monto de las fases. En este caso la ecuación (5-7) puede ser escrita:

(%Si? ? %SiL?) % de fase beta = (%SiB ? %SiL) x 100 100 ó en términos de longitudes en la línea de enlace, % de fase beta =

ab x100 ac

en ambos casos los números son:

 

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% de fase beta ?  

133

50 - 34 16   x 100 ?   x 100 ? 25% 98 - 34 64

Desde que la porción remanente de la aleación es una fase líquida, debe haber 75% de líquido, una forma conveniente para registrar esta información es la siguiente: Punto Fases Composiciones

- aalleación de 50% de Silicio a 1600°F - líquida y beta - 34 34% % de Si y 98% de Si

Montos

- 75%

50 ? 34 100 = 16 x100 64 98 ? 34

?

25 25% %

Esta presentación concisa de los datos de una fase será usada frecuentemente en la paginas siguientes. Cuando el enfriamiento de esa aleación de 50% de silicio continúa por debajo de los 1600°F el monto de la fase primaria se incrementa hasta alcanzar la temperatura eutéctica. A esta temperatura la fase líquida ha alcanzado la composición eutéctica, 12% de silicio. El líquido se solidifica a temperatura constante para formar la estructura eutéctica consistente de una mezcla intima de granos pequeños de las fases alfa y beta. Desde que los montos de las fases líquida y sólida cambian a la temperatura eutéctica, es imposible determinar los montos de las fases presentes a esa temperatura. Un análisis de fase a temperatura ambiente es representativa de la condición de la aleación aleación en la región alfa + beta: Punto

- aleación de 50% de Silicio a la temperatura ambiente

F Caosmesposiciones

-- a1l% fa dye bSeita y 99% 99% de Si

Montos

- 50%

50 99

? ?

1 x 100 = 50% 1

La ley de palanca se aplica a este caso de dos fases sólidas exactamente de la misma manera como al caso de una fase líquida y otra sólida, la validez de este procedimiento será visto cuando se efectúe el recuerdo de la ley de palanca. El monto de la fase beta (50%) dado para el cálculo anterior es la suma del beta primario y ssecunecundario. Frecuentemente es necesario calcular no los montos de las fases sino los l os montos de los “micro constituyentes” entonces en la foto micrografía de la l a aleación de 50% de silicio a la temperatura ambiente los micro constituyentes son: 1) Lo Loss crist cristal ales es pr prima imario rioss be beta ta y 2) La estr estruc uctur turaa eu euté téct ctic ica. a. La consideración de la manera de solidificación de esta aleación mostrara que un calculo de los montos de estos micro constituyentes se pueden hacer conveniente y exactamente encima de la temperatura eutéctica. A esta temperatura la solidificación de los cristales primarios beta es completa, y todo el líquido presente debe asumir la estructura eutéctica durante el enfriamiento a la temperatura eutéctica. Si la línea de enlace mostrada en la figura 5-13 se considera consid era que prácticamente coincide con la horizontal eutéctica el monto de la primaria beta puede ser calculada:

 

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% primaria beta =

50 ? 12 x10 1000 98 ? 12

?

44 %

y por eso el monto del líquido Eutéctico es 56% sin embargo, desde que todo este líquido forma estructura eutéctica durante el enfriamiento a la temperatura eutéctica, habrá también 56% de estructura eutéctica. Los cambios que ocurre entre la temperatura eutéctica y la temperatura ambiente en los montos de los micro constituyentes pueden usualmente usualm ente ser despreciados si las líneas solvus son aproximadamente verticales.

Propiedades de las Variaciones en los Sistemas Eutécticos

En una serie de aleaciones cuyas composiciones se extienden a través del diagrama Eutéctico como en la figura 5-13 podría esperarse que las propiedades físicas y mecánicas muestren una variación lineal, figura 5-14. este comportamiento comportami ento ideal, aunque podría ser esperado como consecuencia de la variación lineal en los montos de las dos fases presentes, raramente se halla en la práctica. Estas irregularidades son causadas por la influencia de los modos de distribución de las dos fases sobre las propiedades de la aleación. Por ejemplo, en los cambios desde la hipoeutéctica (menos que la eutéctica) a la hipereutéctica (más que la eutéctica) en términos de metal B, los cristales primarios cambian de la fase alfa a la fase beta. Desde que las fases alfa y beta generalmente difieren en propiedades, un cambio no lineal en la propiedades de la composición de la eutéctica podría esperarse. De mayor significado son los cambios cambio s de conformidad con el principio de la “fase continua”, conti nua”, la cual establece que muchas propiedades importantes de las aleacione aleacioness bifásicas son primordialmente determinadas por las propiedades de la fase que modela una propiedad continua a la aleación. Esta fase no necesita estar presente en grandes cantidades, cantid ades, puesto que 1% de bismuto en cobre puede formar una red de granos continua que hace quebradizo al cobre. Relacionado con el principio de la fase continua es el principio de la “ductilidad creciente”. Si una aleación de dos fases sólidas puede ser deformado o trabajada, hay una tendencia a la continuidad de la fase dúctil para que se incremente a expensas de la extinción de la fase quebradiza. Por ejemplo, ciertas aleaciones fundidas pueden ser trabajadas exitosamente con una baja presión a una temperatura cerca cerca de su fusión. Después de esta deformación inicial sin embargo estas aleaciones pueden ser trabajadas por procedimientos convencionales. Como un ejemplo de la variación en las propiedades en un sistema Eutéctico real, algunas de las propiedades de las aleaciones silicio-aluminio de fundición que contienen hasta 14% de silicio sil icio están dadas en la figura 5-15. las anomalías en las resistencias a la tensión y alargamiento en las vecindades de la composición eutéctica son evidentes.

Solidificación sin Equilibrio en los Sistemas Eutécticos Se reconocerá que el enfriamiento rápido en una aleación de solución sólida a partir del estado líquido produce un modelo de estructura no homogénea. El mecanismo de tales solidificaciones sin equilibrio en una aleación de aluminio con 4% de cobre se ilustra en la figura 5-16. el diagrama de equilibrio predice que esta aleación debería solidificarse formando granos de solución sólida alfa, figura 5-16 (b). Sin embargo, durante el enfriamiento rápido que tiene lugar en la mayoría de las operaciones de fundición comercial, no hay tiempo para que ocurra la difusión durante el crecimiento de los cristales de solución sólida alfa. Como resultado, la composición de un cristal completo varia desde 0.5% de cobre en el centro, el cual se solidifica aproximadamente a 1200°F, a 5.5% de cobre en la periferia, que se solidifica exactamente encima de la temperatura eutéctica. Esta variación en composición química de una solución de cristales pueden algunas algun as veces ser vista bajo el microscopio, como la fundición cobre-níquel de la figura 5-11(a).

 

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Además del resultado anterior, puede formarse una estructura eutéctica (no equilibrada) como resultado de un rápido enfriamiento. La composición química quími ca promedio a alguna temperatura de la fase alfa variada en la figura 5-16 reposa a la izquierda de la línea de equilibrio sólido. Una posible curva promedio de la fase alfa versus temperatura para la aleación de 4% de cobre se muestra por una línea punteada, y la extensión correspondiente de la reacción eutéctica horizontal también se indica. i ndica. Desde que esta curva punteada es el lógico fin a la izquierda de la línea de enlace de la aleación no equilibrada de 4% de cobre se concluye que la solidificación no ha sido completada cuando la temperatura eutéctica se alcanza durante el rápido enfriamiento. El líquido Eutéctico (5% - 10%) que esta todavía presente se solidifica para producir la alfa mas la estructura eutéctica beta entre los espacios de crecimiento de los cristales dendríticos primarios, figura 5-16 (a). La aleación de 4% de cobre consiste de una fase única, alfa, a 1000°F bajo condiciones de equilibrio. Por eso el calentamiento de la fundición a esta tempera-

tura por un tiempo suficiente (para permitir la difusión) produce una estructura en equilibrio, figura 5 16 (b).

Sistemas Peritécticos La formación de la solución sólida y la reacción eutéctica son dos mecanismos importantes de solidificación mostrados por varios sistemas metálicos. metáli cos. Otro tipo experimentalmente demostrado de solidificación, tal vez el mas común, es la “reacción peritéctica”. Aunque superficialmente el diagrama peritéctico con su reacción peritéctica horizontal puede parecer un diagrama Eutéctico, su comportamiento tiene poco en común. No hay “micro constituyentes peritécticos” correspondientes a la estructura eutéctica, en efecto la reacción peritéctica consume dos fases para producir una diferente, exactamente lo opuesto a la reacción eutéctica. El Diagrama de Equilibrio Peritéctico Aunque las reacciones peritécticas son una parte part e de los diagramas de significación comercial, comercial , los de hierro-carbón (acero) y cobre-zinc (latón), sólo hay unos pocos sistemas cuyas solidificaciones están caracterizadas por una reacción peritéctica. El sistema plata-platino, figura 5-17 es un ejemplo de d e tal comportamiento. Como los diagramas usuales de equilibrio consiste de las regiones de una y dos fases separadas por las líneas limitantes de fases. De especial interés es la horizontal peritéctica la cual ocurre la reacción peritéctica. Es notable que la composición peritéctica (54% de platino) es la fase central sólida producida por la reacción peritéctica. Si la solidificación de una aleación de composición peritéctica es considerada (aleación 1 en la figura 5-17) se ve que la fase de los cristales primarios beta crece en la solución líquida conforme la aleación es enfriada a la temperatura peritéctica. Exactamente encima de esta temperatura un análisis de fase da los siguientes resultados: Punto Fases Composiciones Montos

- aleación de 54% de Platino a la temperatura de 2200°F - Líquida y beta - 31% de Pt y 86% de Pt 54 ? 31 x 100 ? 42% - 58% 86 ? 31

Ligeramente debajo de la temperatura peritéctica un análisis de fases de la aleación de composición peritéctica da la información sorprendente: Punto Fases Composiciones Montos

-

aleación de 54% de Platino a la temperatura de 2100°F alfa 54% de Pt 100%

 

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¿Cómo las fases líquida y beta desaparecen y dan lugar a los granos alfa homogéneas? La reacción peritéctica que acompaña a este cambio en el enfriamiento puede ser convenientemente expresado por la ecuación : Líquido + Solución sólida beta

Solución sólida alfa

(5-9)

Donde las composiciones químicas de las fases líquida y beta están dadas por los puntos terminales de la reacción peritéctica horizontal y la solución sólida alfa tiene la composición peritéctica (54% de platino). Como las reacciones eutécticas, la l a reacción peritéctica ocurre a temperatura constante bajo condiciones ideales de equilibrio. El cuadro físico fí sico de esta reacción es peculiar, desde que la fase alfa debe empezar a formarse en la superficie de los cristales primarios beta figura 5-18. sin embargo, el avance en el crecimiento de la fase alfa puede ocurrir ocurri r solo como un resultado ddee la difusión (a través de

la alfa existente) de los átomos de platino de la fase beta y los átomos de plata de la fase líquida. Si se permite el tiempo suficiente a la temperatura peritéctica, la formación homogénea de los granos alfa se completará. Para que una ración peritéctica ocurra, no es necesario que una aleación sea de composición peritéctica exactamente, sino que su composición pase a través de la horizontal peritéctica. La aleación 2 en la figura 5-17 es un ejemplo de esta composición más generalizada. Para mostrar que los diagramas de equilibrio permiten la predicción de los cambios de fases que ocurren al calentar una aleación como también al enfriarlas, se considerará el calentamiento de la aleación 2 calentándola a aproximadamente 1960°F la fase líquida empieza a formarse a partir de la fase alfa, y un análisis típico en esta región bifásica es el siguiente: Punto

- aleación de 40% de Platino a la temperatura de 2100°F

F Caosmesposiciones

-- L24 íq% uidde a Pyt alyfa 50 24% 50% % de Pt

Montos

- 39%

40 ? 2431 x 100 ? 61% 50 ? 24

Si el calentamiento continua, al llegar debajo de la temperatura peritéctica se forma fase líquida a expensas de la fase y las composiciones de ambas fases la líquida líquid a y la alfa cambian para responder a las características de la reacción peritéctica. Cuando el calentamiento sigue a la ttemperatura emperatura eutéctica ocurrirá la reacción inversa dada en la ecuación (5-9), y la fase alfa remanente se descompone en la solución sólida beta y en el líquido líqui do adicional. Un análisis típico tí pico de fase da los montos de estas dos fases exactamente encima de la reacción peritéctica horizontal: Punto

- aleación de 40% de Platino a la temperatura de 2200°F

Fases Composiciones

- Líquida y beta - 31 31% % de Pt y 86 86% % de Pt

Montos

- 84%

40 ? 31  x 100 ? 16% 86 ? 31

Si se sigue calentando la fase líquida se incrementa hasta que la aleación se encuentra totalmente líquida por encima de los 2480°F.

 

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Solidificación sin Equilibrio en los Sistemas Peritécticos El uso de los diagramas de equilibrio peritécticos para la predicción de micro estructuras o de propiedades mecánicas y físicas esta limitada severamente por la casi universal ocurrencia de las estructuras no equilibradas. Por ejemplo, la aleación de platino de 40% debería consistir de granos de la fase alfa a la temperatura ambiente y de acuerdo al diagrama de equilibrio de la figura 5-17, pero la estructura real de la aleación fundida es enteramente diferente, figura 5-19. la razón en la persistencia de la fase dendrítica beta es evidente conforme el curso de la reacción peritéctica mostrada en la figura 5-18. la fase alfa, al formarse de las fases líquida líquid a y beta, rodea o encaja las partículas de la fase beta. Este encajamiento protege la fase beta de promover la reacción con el líquido, y la difusión en las fases sólidas es usualmente insuficiente para permitir que el equilibrio se establezca durante el enfriamiento. Si la aleación solidificada es sometida a una combinación de deformación plástica y temperatura elevada, como en los tratamientos térmicos, el proceso de difusión es acelerado y el equilibrio puede

ser establecido, las propiedades físicas y mecánicas de la aleación pueden ser entonces previstas aproximadamente por medio de las reglas generales dadas para las soluciones sólidas y las aleaciones bifásicas.

Fases Intermedias La mayoría de los diagramas de fases no consisten meramente de una reacción eutéctica o una reacción peritéctica, sino mas bien de una combinación de varias reacciones fundamentales. Por ejemplo, los diagramas hierro-carbón contienen reaccion reacciones es de solución sólida, peritécticas y eutécticas. En la mayoría de los casos la aparición de muchas reacciones en un diagrama binario es el resultado de la presencia de las “fases intermedias”. Hay fases cuyas composiciones químicas quími cas son intermedias entre los dos metales puros, y cuyas estructuras cristalinas son diferentes de aquellas que corresponden a los metales puros. Esta diferencia en la estructura distingue las fases intermedias de las soluciones sólidas primarias, las cuales están sobre loselmetales Algunas fases intermedias ser llamadas “compuestos ínter basadas metálicos”, como Mg Pb,puro. que tiene una relación simple de laspueden dos clases 2 de átomos, sin embargo, muchas fases intermedias existen exist en en una gama de composiciones y son consideradas “intermedias” o “soluciones sólidas secundarias”. Las fases intermedias están divididas en fases de fusión congruente e incongruente, sobre la base de su comportamiento en su fusión. Una fase de fusión incongruente se descompone en dos fases diferentes, usualmente una sólida y otra líquida, en vez de fundirse de la manera usual. Una reacción peritéctica se produce por esta clase de descomposición (ver problema 9) esta composición peritéctica está representada por la composición de la fase intermedia a la temperatura peritéctica. Una fase de fusión congruente funde de la misma manera como un metal puro. En este caso el diagrama de equilibrio está dividido esencialmente en secciones diferentes. En la figura 5-20 la fase beta de fusión congruente divide el diagrama plomo-magnesio en dos reacciones eutécticas, cada una de las cuales puede ser analizada independientemente. Para ilustrar la solidificación de una aleación típica la aleación de plomo con 10% de magnesio será considerada. A altas temperaturas la aleación es líquida, por ejemplo. Punto Fases Composiciones Montos

- aleación de 10% de Magnesio a la temperatura 1000°F - Líquida - 10% de Mg - 100% Líquido

 

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La solidificación empieza a 900° F con la nucleación y crecimiento de los granos de la fase beta. Una línea de enlace esta dibujada solo en la región bifásica y por eso termina en la línea que representa la composición de la fase beta. Un análisis encima y muy próximo próxi mo a la temperatura eutéctica es típico de los análisis de una región bifásica, la composición eutéctica es 2.5% de magnesio. Punto Fases Com ompposic sicione ioness

- aleación de 10% de Magnesio a la temperatura de 500°F - Líquida y beta - 2.5 2.5% % de Mg y 19% de Mg

Montos

- 55%

10 ? 2 .5  x 100 ? 45% 19 ? 2 .5

La fase líquida es de composición eutéctica y forma estructura eutéctica conforme continua el enfriamiento a lo largo de la temperatura eutéctica. El monto de la estructura eutéctica es por eso igual al

monto de esta fase líquida, 55%, notar que el calculo de una fase por la aleación solidificada da los montos de las fase alfa y beta: Punto Fases Composiciones

- aleación de 10% de Magnesio a la temperatura de 450°F - Alfa y beta - 1% de Mg y 19% 19% de Mg

Montos

- 50%

10 ? 1   x 100 ? 50% 19 ? 1

De los resultados de este análisis de fases a 500 y 450°F se puede concluir que: 1) La mic micro roprimarios estr estructu uctura rabeta de yla55% fu fundic ndición de 10%eutéctica ddee alea aleación ción magne agnesio sio con consiste siste ddee 45% de cristales deión est ructura estructura y de m 2) La estr estructura uctura eeutécti utéctica ca esta ccompues ompuesta ta de 50/55 pa partes rtes de fa fase se alfa y 5/ 5/55 55 parte partess de fase be beta. ta. Un esquema del comportamiento de una solidificación similar se muestra en la figura 5-12 (aleación 2).

Reacciones al Estado Sólido Los diagramas considerados en las secciones previas han descrito la descomposición de una solución líquida en una solución sólida, eutéctica, etc, una solución sólida puede experimentar exactamente reacciones de las mismas clases, tales descomposiciones al estado sólido son de interés importante en la industria. La teoría y método del análisis de fases son idénticos para las transformaciones líquidas y sólidas, y solo es necesario usar palabras ligeramente diferentes, ”eutectoide” y “peritectoide” con el objeto de tratar adecuadamente las relaciones de fases en la l a descomposición de una solución sólida. Aunque las reacciones a los estados líquido y sólido pueden ser idénticas e la teoría de las fases, podría dudarse si un cuerpo sólido puede descomponerse descomponerse en una o mas fases nuevas de la misma manera que una solución líquida móvil. Esta duda esta justificada. Las reacciones al estado sólido difieren de dos importantes maneras de las reacciones líquidas, en la forma en que pueden alcanzar las condiciones de equilibrio producidas por medio del diagrama de fases: 1) Las rreaccione eaccioness al eestado stado ssólido ólido ocurre ocurrenn mucho mas len lentamente, tamente, están sujetas a las mayores histéresis (por ejemplo sobre-enfriamiento) y raramente corresponden en la práctica a las condiciones verdaderas de equilibrio.

 

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2) Las fas fases es sólida sólidass consis consisten ten de átom átomos os arre arreglado gladoss en cierta ciertass estruc estructura turass crista cristalinas linas,, y nuevas fases sólidas se forman a partir de otra fase sólida, tendiente a tomar posiciones definidas con respecto a la estructura cristalina. Es decir la estructura de la nueva fase tiene una definida relación de orientación orientac ión con respecto a la estructura de la fase de la cual se formó. La figura 13-4 ilustra los cambios atómicos que pueden resultar en una relación definida entre la orientación de la fase sólida nueva y la fase sólida de la cual se formó. El modelo geométrico (Widmänstaten) formado por las fase nueva en tales casos se muestra en la figura 5-22(b). Sin embargo, aunque las velocidades de las reacciones lentas y las relaciones de orientación son de gran importancia, estos factores no necesitan ser considerados ahora en relación con el estudio de las reacciones al estado sólido.

Reacciones Eutectoides El hecho que el acero pueda ser endurecido es un resultado directo d irecto de una reacción eutectoide en

el diagrama de equilibrio hierro-carbón. Así como la reacción eutéctica desarrolla una descomposición a partir de una solución líquida, lí quida, de la misma manera una reacción eutectoide encierra la descomposición de una solución sólida en otras ot ras dos fases sólidas. En la figura 5-21 esta est a solución sólida se llama austenita o solución sólida gama (la austenita se forma a partir del estado líquido, la cual ha sido estudiada) El equilibrio de la l a descomposición de la austenita será considerado ahora. La austenita de reacción eutectoide (que forma una estructura eutectoide 100% cuando es enfriada lentamente a lo largo de la reacción eutectoide horizontal) tiene el mas simple comportamiento en su descomposición. La aleación aleación 1 de la figura 5-21 tiene esta descomposición y en a región del diagrama que corresponde a la austenita un análisis análisi s típico de fases es: Punto Fases Composiciones Montos

- aleación de 0.8% de carbón a la temperatura de 1400°F - Solución sólida gama (austenita) - 0.8% de C - 100%

Conforme la aleación es enfriada a lo largo de la reacción eutectoide horizontal la fase austenita se descompone en la solución sólida alfa (ferrita) y en la de hierro-carburo (Fe3C ó cementita). La naturaleza de la descomposición de éste eutectoide es estrictamente análoga a la de la descomposición eutéctica. Las dos nuevas fases sólidas en una región dada de la austenita producen un nódulo de “perlita”, el micro constituyente eutectoide. Cuando la fase austenita es consumida por el crecimiento de muchos nódulos de perlita, los nódulos se reúnen unos a otros para formar el arreglo tal como se ve en la microfotografía a la temperatura ambiente de la figura 5-21(c). Notar que en la región en la cual un grupo de placas de ferrita y cementita tienen casi una orientación constante no se llama un “grano” de perlita, sino un “nódulo” de perlita. Un grano por definición tiene una sola orientación en la estructura reticular. Desde que la perlita esta compuesta de dos fases evidentemente no puede satisfacer esta definición. Un análisis de fases justamente debajo de la reacción eutectoide horizontal da los resultados: Punto Fases Composiciones

- 00..8% de Carbón a la tteemperatura de 1300°F - Alfa y Fe C - 0.3 0.3% % de C3 y 6.7 6.7% % de C

Montos

- 88% 0.80 ? 0.03  x 100 ? 12 % 6.7 ? 0.03

 

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Desde que la correspondiente micro estructura, figura 5-21(c), es de 100% de perlita, perlit a, se concluye que la perlita consiste de 88% de ferrita ferrit a y 12% de cementita. La aleación 2 en la figura 5-21 es una composición mas general en el sistema eutectoide. Conforme la aleación es enfriada desde la región e la austenita, cristales primarios de ferrita comienzan a formar granos de austenita a partir de los 1500°F. Si el enfriamiento continúa, se formará más ferrita y la composición de la austenita se aproxima a la composición eutectoide. Exactamente Exactamente encima de la temperatura eutectoide el análisis de fases es: Punto Fases

- 0.4% de aleación de carbón a 1335°F - Alfa y Gama

Composiciones Montos

- 0. 0.03 03%C %C (c (cas asi) i) 0.8% 0.8% C 0.40 ? 0.03  x 100 100 ? 48% - 52% 0.80 ? 0.03

En el enfriamiento a través de la temperatura eutectoide la austenita (la cual es entonces de descomposición eutectoide) cambia a perlita, la estructura eutectoide. La micro estructura de la aleación muestra aproximadamente 48% de perlita y 52% de ferrita. Por supuesto el porcentaje de fases es enteramente diferente, como se muestra en el siguiente análisis: Punto Fases Composiciones

- 00..4% de Carbón a la te t emperatura de 1300°F - Alfa y Fe C - 0.3 0.3% % de C 3 y 6. 6.7% 7% de C

Montos

- 94%

0.40 ? 0.03 x 100 ? 6% 6.7 ? 0.03

En la foto micrografía de la aleación de 4% de carbón, figura 5-21, es evidente que los micro constituyentes: perlita y ferrita (primaria), son a menudo cantidades convenientes de referencia. Sin embargo, para otros propósitos, tal como la velocidad con que se pueda trabajar el acero con herramientas, el monto de la fase dura Fe 3C puede ser más útil.

Precipitación de la Solución Sólida Un tipo común de reacción al estado sólido es la formación de una segunda fase entre los granos de una solución sólida. La razón para tal precipitación de la segunda fase es el decrecimiento en la solubilidad del metal soluto en el metal base. La figura 5-22 muestra una porción del diagrama aluminio-plata en la cual la solubilidad de a plata en aluminio varia desde casi 50% a 1000°F a solo 2% a la temperatura ambiente. La aleación, que contiene 20% de plata, se solidifica a partir del estado líquido para formar la solución sólida alfa en la forma que ya se ha discutido para los diagramas de equilibrio de solución sólida. En la región de la fase alfa los análisis siguientes pueden hacerse, figura 5-22(a): Punto Fases Composiciones Montos

-

aleación de 20% de Plata a la temperatura de 1000°F Solución sólida alfa 20% de Ag 100%

Si se sigue el enfriamiento de la aleación sólida, la solubilidad de la plata en aluminio cae a 20% a 830° F y la precipitación de la solución sólida beta rica en plata empieza. Si el enfriamiento continúa, el

 

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monto de la fase beta se incrementa hasta que cercanamente a la temperatura ambiente ambien te el análisis de fases da: figura 5-22(b): Punto Fases Com ompposic sicione ioness

- aleación de 20% de Plata la temperatura de 100°F - Alfa y beta - 2% de Ag y 85 85% % de Ag

Montos

- 78%

20 ? 2  x 100 100 ? 22% 22% 85 ? 2

Las fases alfa y beta no están en una estructura eutéctica, desde que el micro constituyente eutéctico puede ser producido solo por la solidificación del líquido eutéctico. Por otro lado, los cristales beta precipitan como placas sobre los planos 111 de los granos alfa. La estructura geométrica resultante en la superficie pulida del espécimen se llama una “estructura Widmanstätten”. Desde que las orientaciones de los granos alfa difieren, el carácter de la estructura Widmanstätten también varia de grano a grano.

Reacciones de Orden - Desorden Una transformación al estado sólido que no tiene paralelo en las reacciones líquido-sólido es el “ordenamiento” de una solución sólida. Se recordará que una solución sólida sól ida consiste de los átomos del solvente y del soluto, distribuidos al azar en los puntos de la estructura del solvente metálico. La figura 523(a) es una representación dimensional de una solución sólida de un “cuerpo centrado” con números iguales de átomos de ambos metales. La distribución “desordenada” de átomos en esta solución sólida es enteramente diferente del arreglo en la estructura “ordenada” figura 5-23(b). 5 -23(b). Es evidente que el ordenamiento perfecto de una solución sólida puede ocurrir solo si las dos clases de átomos están presentes en ciertas relaciones, tales como 1:1 ilustrada en la figura 5-23. también el incremento en la vibración térmica de los átomos a altas temperaturas tiende a disminuir la perfección del ordenamiento. Sin embargo, como se muestra en la figura 5-24, el más o menos perfecto ordenamiento de la fase alfa prima existe en una gama de composiciones y temperaturas que puede distinguirse de la fase alfa desordenada. El análisis de la solidificación y enfriamiento de una aleación en un diagrama tal como en la figura 524 no ofrece nuevos problemas. Por ejemplo la composición general, aleación 2, se solidifica de acuerdo a la reacción de la solución sólida sólid a y a 600° F, el análisis de las fases es: Punto Fases Composiciones Montos

-

aleación de 25% de B a la temperatura de 600°F alfa 25% de B 100%

Cuando la temperatura se baja aproximadamente a 420°F la estructura ordenada empieza a formarse, y el siguiente análisis análisi s se puede hacer a 400°F: Punto Fases Composiciones

- aleación de 25% de B a la temperatura de 400°F - Alfa y alfa prima - 25% de B 27 27% % de B

Montos

- 67%

25 ? 24 x 10 1000 ? 33 % 27 ? 24

Conforme el enfriamiento sigue se forma la estructura est ructura alfa prima que reemplaza completamente a la alfa a los 350°F. A la temperatura ambiente la situación es simple:

 

142

Guillermo Tantaleán Vanini

Punto Fases Composiciones Montos

-

aleación de 25% de B a la temperatura ambiente alfa prima 25% de B 100%

Las propiedades no ordinarias asociadas con la formación de una estructura ordenada son consideradas en el capitulo posterior.

Sistemas Ternarios Puesto que las propiedades de un metal puro son mejoradas por la adición de un elemento aleable, ¿Por qué no agregar otros y obtener mejores ventajas?. Esto es exactamente lo que se hace en la práctica, así es como la mayoría de las l as aleaciones comerciales son mas complejas que las aleaciones binarias. Por ejemplo, los metales que se utilizan en servicios a altas temperaturas pueden contener hasta 10 elementos. Hasta el presente no hay un método satisfactorio satis factorio para representar las aleaciones de fases en tales sistemas multicomponentes, y los diagramas tricomponentes tricomponentes son los que comúnmente se encuentran entre los mas complejos.

Representación de Sistemas Ternarios Para plotear adecuadamente las variaciones de la presión, temperatura y las dos concentraciones variables en un sistema tricomponente se requeriría el uso de cuatro dimensiones. Fijando la presión a una atmósfera, tres dimensiones son suficientes. Aun esta clase de ploteo es inconveniente, la temperatura también puede ser fijada para reducir el diagrama a dos dimensiones. La figura 5-25 muestra el método usual triangular para plotear las dos composiciones variables en un sistema ternario cuando la presión y temperatura son fijados. Un vértice vérti ce del diagrama representa el 100% de uno de los componentes, tal como el metal A. La base del diagrama opuesto al metal A representa 0% de metal A, y las líneas paralelas a esa base indican porcentajes variables del metal A. El punto que representa la aleacióneso 1 selaencuentra distancia quede es C. el 20% de la distancia del vértice A a dicha base, por aleación a1 una contiene 60%dedelaBbase y 20% Este simple ploteo de la composición a temperatura constante (y presión) es de valor para determinar la constitución de fases de las aleaciones. El uso de los diagramas de equilibrio ternarios tridimensionales, figura 5-26(a) aclara este hecho. La temperatura es ploteada perpendicularmente a los triángulos de composición. Como es usual, los “puntos” en el diagrama están determinados por la composición y temperatura. Las regiones de fases son volúmenes más bien que áreas, pero las fases presentes en un caso dado sin embargo están determinadas por la región de la fase en la cual el “punto” ocurre. Por lo tanto, durante la solidificación de la aleación 1 el punto temperatura-composición pasa a través de las siguientes regiones: 1) Líquida, 2) beta, 3) líquida, beta y alfa 4) beta y alfa.

El Análisis de Fases en los Sistemas Ternarios El diagrama espacial no es conveniente para hacer análisis de fases detallados. Sin embargo, un análisis dado se hace a una sola temperatura y por eso en una sección a temperatura constante. Consideremos el análisis de la aleación 1 en la región líquida, por ejemplo a la temperatura T 1. la sección a través del diagrama espacial a esta temperatura se muestra en la figura 5-26(b) y es evidente que el punto reposa en el campo de la fase líquida. El análisis de fase es simple: Punto Fases Composiciones Montos

-

aleación de 20% de A. 60% de B, 20% de C a la temperatura de T1 Líquida 20% 20% de A, 60 60% % de B 100%

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

143

Los otros campos de fases que existen a la temperatura T 1 no son desarrollados en este análisis. Cuando la aleación 1 se enfría a esta temperatura correspondiente a esa composición la solidificasolidi ficación de la solución sólida aparece. Esta reacción de solidificación es idéntica a las estudiadas en los sistemas bicomponentes excepto que la solución sólida beta formada en este caso tiene ambos metales A y C cuyos átomos en solución sólida están en la estructura reticular del metal B. Un análisis típico de fases de la aleación 1 en la región líquida + beta puede hacerse a la temperatura t emperatura T 2 usando la sección isoterma de la figura 5-26(c). Punto Fases Com ompo posi siccio ione ness

- aleación de 20% de A, 60% de B a la temperatura de T2 - Líquida y beta - 21% de A, 58 58% % de B y 10% de A, 83 83% % de B

Montos

- 92%

2  x 100 ? 8 % 25

Por conveniencia, las longitudes necesarias para el cálculo fueron medidas utilizando la línea de los porcentajes de B. Las líneas de enlace en estas secciones las isotermas son determinadas experimen-

talmente. Cuando una cierta cantidad de la fase beta primaria se s e ha formado, el líquido alcanza una composición seudo-eutéctica, y empieza a formarse una mezcla de fases beta y alfa secundarias en una estructura similar al micro constituyente Eutéctico en sistema binario. La temperatura T  esta entre la 3 gama de temperaturas sobre la cual las fases alfa y beta cristalizan simultáneamente a partir del líquido en la aleación 1. la sección isoterma T  se muestra en la figura 5-26(d) y se aplica el análisis de fases 3 siguiente (se notara que las composiciones de las tres fases se leen en los vértices de la región triangular trifásica): Punto Fases Co Comp mpos osic icio ione ness

- aleación de 20% de A, 60% de B a la temperatura de T 3 - Líquida, alfa y beta - 17% de A, 55% de B 30% de A, 38% de B 18% de A, 70% de B

Montos

- 25%

ml 5 x 100 100 x 100 ? 19% , 27 mn

?

 

13 x 100 23

?

56 %

La construcción usada para determinar el monto de la fase beta se ilustra en la figura 5-26(d) y se ve que es análoga a la relación usual de la ley de palanca. p alanca. Similares razonamientos pueden hacerse para determinar los montos de las otras fases. El monto total de la fase beta incluye cristales primarios y la secundaria beta. Cuando la ultima parte de líquido ha desaparecido solo están presentes las fases alfa y beta. Un análisisdedelafases a esta temperatura T 4 en la región sóli da del diagrama puede fácilmente hacerse con la sólida ayuda sección isoterma dada en la figura 5-26(e): Punto Fases Com ompo posi siccio ione ness

- aleación de 20% de A, 60% de B a la temperatura de T4 - Alfa y beta - 41% de A, 33 33% % de B y 11 11% % de A, 72 72% % de B

Montos

- 31%

27   x 100 100 39

?

69 %

 

144

Guillermo Tantaleán Vanini

Aunque las secciones verticales a través del diagrama espacial, tal como en la figura 5-26 (f) trae un cierto parecido a los diagramas binarios, ellos carecen de una característica importante. “las líneas de enlace generalmente no reposan en el plano de una sección vertical”. Esto se puede ver comparando la dirección de la línea de enlace a través de la aleación 25 en la figura 5-26( c) con la dirección d irección del trazo l en la sección B B en esta figura. Esta restricción sobre las secciones verticales de los diagramas ternarios debe tenerse en cuente cuando se usan esas secciones. Sin embargo, las secciones verticales son verdaderamente valiosas para mostrar las fases que están presentes en una aleación durante los equilibrios de enfriamiento y calentamiento. Las secciones verticales también tamb ién revelan las temperaturas a las cuales los diferentes cambios de fases ocurren. El diagrama ternario de la figura 5-26 es un ejemplo relativamente simple de un sistema ternario posible. La construcción y visualización de la mayoría de los diagramas ternarios de importancia técnica es extremadamente difícil. difícil. Sin embargo, los principios ilustrados en el diagrama de la figura 5-26 (a) son suficientes para la solución de la mayoría de los problemas de los sistemas tricomponentes en las ocasiones en que las secciones diagramáticas isotermas estén disponibles.

Equilibrio Gas-Metal Puesto que la producción, fusión y tratamientos térmicos de los metales se llevan a cabo en presen-

cia de gases: oxígeno, nitrógeno e hidrógeno por ejemplo, es evidente que las reacciones gas-metal son posibles. Muchos aspectos de estas reacciones pueden ser comprendidas muy fácilmente por medio de los diagramas de equilibrio apropiados. Básicamente tal diagrama es el mismo que para los sistemas metálicos ordinarios, y es razonable que la fase gaseosa y la presión sean de la mas grande importancia. Como un ejemplo de un diagrama gas-metal, las relaciones de equilibrio entre la plata y el oxígeno se muestra en la figura 5-27 para una presión de 1 atmósfera. Este sistema es una buena ilustración de la importancia de una fase gaseosa, desde que “el chisporreteo” pueda ocurrir durante la solidificación de la plata. diagramaamuestra que la plata fundiráoxígeno si es calentada encima Dado de losel1761°F que la fase líquidaElcontinuara esta temperatura aunpura si disuelve d isuelve de la atmósfera. tiempoysuficiente en el punto de fusión, la composición del líquido cambiara desde 0% de oxígeno aproximadamente aproximadamente a 0.3% de oxígeno. Si el líquido es entonces enfriado, la fase líquida alcanza la composición eutéctica durante la solidificación y se descompone en la solución sólida alfa (casi plata pura) y la fase fase gas. Las burbujas de gas se levantan a la superficie de la masa solidificada y producen “el chisporreteo” del líquido conforme ellas se escapan. Desde que el desprendimient desprendimientoo de la fase da como resultado una fundición de calidad inferior, la fusión de la plata es preferible llevarla a cabo en una atmósfera en la cual el oxígeno esté excluido. Mientras que la presión tiene un efecto relativamente pequeño en el equilibrio sólido-líquido, es un factor importante en las reacciones que desarrollan los gases. Por ejemplo, la máxima solubilidad del oxígeno en la fase alfa de la plata a una temperatura dada se incremente grandemente a mas altas presiones. En efecto el aspecto integro de la figura 5-27 es enteramente diferente a más altas o más bajas presiones. Aunque no hay datos disponibles generalmente para los efectos completos de la presión en los sistemas gas-metal la variación de la solubilidad s olubilidad máxima del gas (S) con respecto a la presión (P) esta dado por la ley de Sievert para los gases diatómicos: S ? K 25

P

 (5-10)

Cuando tres fases están en equilibrio, com como o en el ejemplo, los montos montos relativos son tales que el triángul triángulo o trifásico se bal balancearía ancearía en un plano horizontal si fuera soportado en el punto que represente la composición del sistema "20% A y 60% B" y si los pesos de las fases correspondientes  fuera n aplic ados a las vért ices de los trián gulos . Esta visua lizac ión es análo ga a la aplic ada a la de la figur a 5-9 para el equil ibrio bifás ico. La construcción de la línea mn (a través de la fase beta y los puntos de composición) reduce el problema de determinación de las fases beta a la de aplicar  la ley ordinaria de palanca.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

145

donde K es una constante que depende de la temperatura. Similarmente, el efecto de la temperatura en la solubilidad a presión constante esta dado por: S = A  e

Q  (5-11) RT

Donde A  y Q son constantes, R constante de los gases (2 calorías / mol / grado) y T es temperatura e absoluta (grados kelvin). Los datos para aplicar estas dos ecuaciones están disponibles en la literatura técnica. Las figuras 5-28 y 5-29 muestra algunos resultados de la solubilidad del hidrógeno. hi drógeno. La figura 5-29 indica que la solubilidad del hidrógeno en el hierro se incrementa súbitamente a 910°C, cuando el hierro cambia de CBC a CCC. Un decrecimiento correspondiente ocurre a 1400°C se produce cuando nuevamente se convierte a una estructura CBC. La gran diferencia entre el metal líquido y sólido es la base de un método para disminuir el contenido contenido de gas de los metales fundidos en la obtención de piezas fundidas. La temperatura de la aleación en fusión muy cercana cercanamente mente debajo de su punto de solidificación, y como resultado gran parte del gas disuelto es expelido. Si la aleación entonces es calentada rápidamente a la temperatura de fundición y moldeo, el tiempo será insuficiente para que el contenido de gas se incremente nuevamente a su máximo valor. Como resultado, el contenido en gas de la fundición es significativamente reducido.

Impurezas en los Metales En la mayoría de las aplicaciones actuales de los metales y aleaciones, solo el metal base y los principales elementos aleables son de importancia directa. Sin embargo, cuando en la producción de fundiciones comienzan a formarse cavidades gaseosas como de hidrógeno, nitrógeno y oxígeno, bruscamente tienen una gran influencia. Las impurezas sólidas, aun más comunes, y un pequeño porcentaje de un elemento indeseable puede destruir las propiedades útiles de las aleaciones comerciales. Por ejemplo, 0.01% de arsénico causa dificultades en la producción de las aleaciones de plomo-antimonio para cables blindados. El azufre no metálica causa que los térmica aceros desarrollen agrietamientos agrietamient os cuando son roladosesa una altasimpureza temperaturas. La causaque de esta fragilidad es la fusión de un sulfuro de hierro en el acero. Todas las aleaciones comerciales contienen impurezas. Sin embargo, cuando las cantidades de las impurezas críticas exceden un valor específico que tienen efectos indeseables. Aunque cada metal base representa un problema separado y especializado, generalmente las impurezas se incorporan en el artículo metálico final por los siguientes caminos: 1. En los pro proceso cesoss de fund fundición ición ddel el meta metal,l, impu impureza rezass en los mine minerale rales, s, fund fundente entess y combus combustible tibles. s. 2. Dura Durante nte las oopera peracion ciones es post posterior eriores es de fu fusión sión pr proveni oveniente entess de los hornos hornos o co combust mbustibles ibles,, y en las adiciones de los deshechos metálicos. 3. En eell cu curso rso de llos os tr trata atamie mientos ntos tér térmic micos, os, etc etc.. el éxito comercial no en Generalmente la eliminación completa de los elementos indeseables, idichos ndeseables, sinoEnenlaelpractica, adecuado control de esasestriba impurezas. esto se hace manteniendo elementos debajo de la seguridad mínima, pero frecuentemente es más económico agregar un segundo elemento para convertir la impureza en un elemento no peligroso. Por ejemplo, puede evitarse la acción del azufre en el acero transformándolo en sulfuro sulfu ro de manganeso (lo cual mejora las condicio condiciones nes para trabajarlo en maquinado) si se agrega una pequeña cantidad de manganeso durante la manufactura del acero.

 

146 

Guillermo Tantaleán Vanini

SUMARIO 26 “METALURGIA DEL COBRE”

Sumario de la Metalurgia del Cobre El cobre fue el segundo ó tercer metal conocido por el homb hombre re (antes que el fierro). Hace 8,000 años a.c. los Egipcios fabricaban armas de dichos metales. La obtención del cobre a partir de sus minerales es más reciente (1500 a 2500 años a.c.). Había transcurrido largo tiempo en la práctica de fundición de minerales de cobre, cuando de casualidad se observó que el metal obtenido en lugares distintos y por lo tanto de minerales o yacimientos diferent diferentes es presentaban características por el origen;

posiblemente, cuando en algún lugar se le encontró asociado al estaño se obtuvo el bronce (se ha descubierto un espejo egipcio de esta aleación con una antigüedad probable de 1800 años a.c.). América no tuvo edad de bronce, paso directamente al del hierro. Su uso esta relacionado principalmente con la electricidad y sus manufacturas; estadísticamente esta dísticamente le siguen aleaciones diversas en la industria del automóvil, municiones, edificios, etc.

Por su volumen ocupa el tercer lugar en el consumo mundial, después del hierro y del aluminio. El Perú a nivel mundial posee reservas probadas de más de 6% (Chile ocupa el primer lugar con el 20%). Tendríamos en el Perú cobre para extraer durante 70 años, si cuadriplicaremos la producción del año 1985, en el que se produjo 400,833 TMF. Autoridades mundiales en cobre afirmaban afirm aban en base a las reservas mundiales mundiale s de 1969 que sólo tendríamos cobre para 22 años, eesto sto es hasta 1991; a partir de este último año la humanidad no contaría con cobre minado. Probablemente en los próximos 200 años no habrá problema con el agotamiento del cobre; especialmente por que la tecnología mecánica (grandes equipos equipos)) hará viable minar yacimientos de bajas leyes, como los de 0.2% de cobre en contenido metálico. En 1950 el mundo consumía 2.5 millones millones de cobre; el Perú proveía el 1%. Hoy la demanda es de aproximadamente 8 millones y el Perú suministra el 5.5%. Actualmente se hacen apreciaciones diversas acerca del futuro del cobre, pronosticándose pronosticándose que será sustituido por otros minerales (fibra de vidrio, los polímeros, etc.); lo mismo se dijo en el década del 20 con respecto a la sustitución del cobre por por el aluminio. Sin embargo, n no o se encuentra nada concluyente en relación con el desplazamiento del cobre por otras sustancias; el ingenio humano no tiene límite para evitarlo.

26

Dictado en la clase de 1989 1989,, pero curiosamente todavía todavía actual. Del Texto "Introducción "Introducción a la Metalurgia" Metalurgia" del profesor Ing Ing.. Guillermo Tantal Tantaleán eán Vanini  para el segund o exame n del curso de Metal urgia Extrac tiva 1990- II en la Escue la Acadé mico Profes ional de Ing. Metal úrgica de la UNMSM 

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

147 

Chile, a diferencia del Perú a incrementado su producción cuprífera en forma notable sin precedente en la historia de los países productores de cobre (casi el doble en dólares de las exportaciones totales del Perú con respecto a la suma de divisas de nuestras exportaciones mineras, miner as, agrícola, industrial, pesquera, etc.).

Precios Han sido fluctuantes en el presente siglo; desde hace aproximadamente 30 años de gran importancia económica para el Perú. En 1900 el precio promedio promedio en refinería era del 6.19 centavos de dólar dólar (equivalente a 63.5 en 1970). En el presente año bordea los 1.30 (en la fecha 14-12-90 hay tendencia a la baja: 1.16 dólar la libra). Paises Productores de Cobre En el presente siglo, EE.UU. de N.A. durante muchos años fue el primer productor; no había más de 10 productores mundiales significativos; esta era la realidad comparativa en 1969 y 1987 en toneladas cortas: PAISES MINERAL 

USA URSS ZAMBIA CHILE CANADA

% COBRE MINERAL MINADO 1969 

PRODUCCION EN 1969 

PRODUCCION EN 1987 

0.63 27 

1’430,000

1’405,100

1.00

950,000

1’135,400

750,000

571,000

730,000

1’533,000

610,000

550,100

2.50 1.70

28

 

28

1.22

 

CONGO (ZAIRE)

3.25

PERU

1.20

28

 

28

 

357,000

571,000

200,000

448,000

SUR AFRICA

0.93

140,000

212,000

AUSTRALIA

1.30

130,000

245,800

CHINA

1.00

120,000

220,500

OTROS

1.25

383,000

2’525,000

4’250,000

9’417,000

TOTAL TOTA L

Ingenuam entealgunosconstituyeronelCIPEC 29 para controlar o regular los precios internacionales del cobre; el mundo despertó como consecuencia hoy día tenemos más de 20 países productores del metal. Chile fue pragmático, salto en 1982 al primer puesto mundial, y la cifra del Perú, ha caído por debajo de la producción de 1987 debido genéricamente a las disposiciones de sus gobiernos y partidos políticos, incluyendo incluyendo al autodenominado autodenominado gobierno revolucionario de 1968 a 1980, que en realidad en esos años se constituyo c onstituyo en un auténtico partido político, a pesar de todo, el cobre es el producto que ocupa el primer lugar en el suministro de moneda extranjera para el Perú.

Año 1969

Por cada 580' de TC.de acero

=

6'250,000 de TC. de cobre

670' de mineral de fierro Provienen del minado =

27 28 29

540' de mineral de cobre

A comienzos comienzos del del sigl siglo o (Año 1990), 1990), Ley Prome Promedio dio 4%. Países qu quee constituyen constituyen el CIPEC (n (nótese ótese "otros" "otros" de 383,00 a 2’525,00 2’525,00 toneladas) toneladas)

 

148

Guillermo Tantaleán Vanini

Esta relación cercana a 1:1 del minado prácticamente prácticament e se mantiene; pero el volumen económico del metal cobre es de gran significación dentro de los metales industriales. A pesar que la ley mundial promedio de explotación ha caído de 6% a 0.5% el precio del cobre apenas se ha duplicado; esto es debido al gigantismo en las operaciones de minado y a los adelantos en las operaciones y procesos metalúrgicos. Hace Ha ce dos años la Southern Perú instala en Toquepala celdas 3 gigantes de 3,300 pies , denominadas columnares, el Perú queda rezagado en lo que se refiere a procesos piro e hidrometalúrgicos. Si no incluyéramos a la Cía. Southern Perú, el costo de producción de cobre peruano sería de 0.80 dólares la libra y la de Chile de 0.40.

Especies Minerales Comerciales de Cobre Las especies minerales de cobre en la mayoría de los casos determinan y regulan el procedimiento y el proceso en la planta. Las especies comerciales tienen visto vistosas sas características físicas que la hacen fácilmente identificables. SULFURADOS

OXIDAD OXIDADOS OS

Chalcosita

Cu2S

Malaquita

CuCO3 (OH) 2 

Covelita

CuS

Azurita

CuCO.Cu(OH)2 

Crisocola

CuSiO3.2 H2O

Chalcopirita CuFeS 2 

NATIVO

Cu

Bornita

Cu3FeS3 

Cuprita

Cu2O

Enargita

Cu3FeS4 

Tenorita

CuO

Tenantinita

Cu3FeS3 

Chalcantita

CuSO 4.5H2O

Fematinita

Cu3FeS4 

Brochantita CuSO 4.3Cu(OH)2 

Tetraedrita

Cu FeS   2 3

Atacamita

CuCl .3Cu(O .3Cu(OH) H) 2

A las plantas metalúrgicas llegan los tipos de minerales que a continuación se mencionan: 1. 2. 3. 4. 5.

Sulfuros Sul Sulfur furos os parcia parcialme lmente nte ox oxida idados dos Mix Mixtos tos de sulfu sulfuros ros de de óxido óxidoss (sulfo (sulfoxid xidado ados) s) Ox Oxid idos os co con n tra traza za de de ssul ulfu furo ross Oxidos puros

Cada yacimiento y con mayor razón las plantas tienen a su vez subclasificaciones y denominaciones para esos tipos en función de las impurezas, etc. Lógicamente las gangas determinan deter minan el procedimiento y el proceso conjuntamente con las especies de cobre. El mayor porcentaje de la producción mundial proviene de las especies minerales sulfuradas.

Subproductos La economía de la explotación de un yacimiento de cobre y su posterior tratamiento metalúrgico implica considerar la recuperación de sustancias minerales asociadas con las especies de cobre. Hay que considerar al proyectar una planta la recuperación de un conjunto de productos tales como: Molibdeno, oro, plata, níquel, níquel, cobalto, antimonio, arséni arsénico, co, renio, zinc, plomo y otros que anteriormente se consideraban gangas: sílice, calcita, especies minerales de hierro, vermiculita, ácido sulfúrico, etc.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

149

Un caso típico es el de la planta Metalúrgica de Palabora en la República de Sudáfrica, que para ser económicamente rentable había que producir además de las 77,000 toneladas de cobre anuales, 70,000 toneladas de concentrado de magnetita, 100,000 toneladas de vermiculita y 93,000 toneladas de ácido sulfúrico, posibilidades posibilidades más amplias de recuperación de subproductos se presentan en el Perú. Otro caso son los minerales de los Urales de Rusia, en el que valor de las menas cupríferas representan sólo el 33%, el otro 33% lo representa el hierro, 18% el azufre y un 15% el valor combinado de los metales oro, plata, cobre, zinc, cobalto y selenio. Por último, en los países desarrollados, los residuos provenientes de plantas metalúrgicas se están utilizando con ventajas por su fina granulometría para reemplazar las arenas y también por sus propiedades de fraguado en las industrias de la construcción (casas, carreteras, diques, etc.). Antecedentes y experiencias sobre esta última materia en nuestro País se encuentra en La Oroya, en donde la Cerro de Pasco Co. Desde de la década del 20 utilizó las escorias para la industria de la construcción; las casas que fueron construidas en la arteria principal de dicha ciudad se mantienen y utilizan aún.

Metalurgia de Transformación Como un caso digno de mencionar, cabe expresar que sólo el 3% de la producción de cobre primario refinado lo uso el sector industrial para la elaboración ela boración de productos de mayor valor de carácter primario; dicha estadística peruana corresponde al año 1987.

Procedimientos Metalúrgicos para la Extracción del Cobre A pesar de las intensas investigaciones que se hacen a nivel mundial para aplicar la hidrometalurgia en la extracción del cobre, c obre, todavía sigue obteniéndose cerca el 90% por procesos pirometalúrgicos. La mayoría de los intentos que se han hecho en este sentido no han obtenido éxito significativo con la finalidad de disolverlo a la temperatura y presión ambiental; igualmente se han aplicado las variables de presión y temperatura últimamente sin llegar a conclusiones industriales masivas. Mientras que los procesos pirometalúrgicos pirometalúrgic os en los últimos 30 años han tenido impresionantes avances, tanto con fines de minimizar costos y la polución ambiental.

Pirometalúrgicos 1. El convenci convencional onal o general general (tostació (tostación n – fundició fundición n – conversió conversión n – elec electrore trorefinaci finación) ón) 2. Fundició Fundición n instantá instantánea nea (relám (relámpago pago,, centell centelleo eo o flash smelting). smelting). 3. Segregación. 4. Obt Obtenc ención ión de mata mata en en Horn Horno o de de Cub Cuba. a. 5. Obt Obtenc ención ión de mata mata een n Horn Horno o Eléc Eléctri trico. co. 6. Por reacció reacción n cicló ciclónic nicaa (en (en fase fase expe experim riment ental). al). Existen variantes a los procedimientos indicados, como es la utilización utiliza ción de “concentrados verdes” en el Horno de Reverbero, esto es sin previa tostación, etc.

Hidrometalúrgicos 1. Lixiviac Lixiviación ión con solucion soluciones es de de ácido ácido sulfú sulfúrico rico variante variantes: s: a. Natural b . In situ c. En monto montones nes y pila pilass (hea (heap p leac leachin hing) g) d. En p peerco rcolad ado ores e. En agitad agitadore oress m mecá ecánic nicos os y neumát neumático icoss

 

150

Guillermo Tantaleán Vanini

2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9.

Lixi Lixiviaci viación ón con solucion soluciones es de ácido ácido sulfúrico sulfúrico m más ás sulfato sulfato férrico férrico.. 30 Lix Lixivi iviació ación n – Precipi Precipitaci tación ón – Flotaci Flotación ón (LPF) (LPF) Ex Extr trac acci ción ón po porr solv solven ente tess Bio-lixiviac aciión Con Con so solu lucio cione ness aamo moni niac acale ales. s. A temp temperaturas eraturas moderadas moderadas y a presión presión (en (en investigaci investigación ón para para minerales minerales específico específicos) s) Con áci ácido do cclor lorhíd hídric rico o (en (en inves investig tigaci ación) ón) Co Con n cianur cianuro o (en invest investig igaci ación ón))

Pirometalurgia El convencional o general (obtención de matas) se perfecciona en el presente siglo y sustituye desde mediados del siglo pasado el tedioso método de tostación y precipitaciones de cobre sólido y posterior refinación termoquímica; su aplicación principal es para minerales sulfurados y eventualmente mezclándolo con oxidados. Toda la pirometalurgia del cobre, tanto la que llamo general (convencional) como sus variantes modernas se basan en los principios físicoquímicos físicoquími cos clásicos para la obtención de matas. La pirometalurgia convencional tiene un poco más má s de un siglo, el Horno de Reverbero de Matas Mat as desde 1879 y el procedimiento bessemerizado de las mismas desde 1880. Prácticamente todas las fundiciones de los primeprimeros 60 años del siglo XX fueron convencionales. Habiendo bajado notablemente las leyes de los minerales en una primera etapa, se introdujo el gigantismo en las explotaciones; esto no fue suficiente ya que vino la crisis energética, obligando a los metalurgistas a crear nuevas ingenierías en la pirometalurgia del cobre.

Existe en la actualidad una diversidad de metodologías para la fusión de concentrados de cobre, no nos ocuparemos de todos ellos, ya que todos responden procesalmente en la fundición a principios estequiometricos y fisicoquímicos fisic oquímicos comunes. En la prefundición en la déc década ada del 40 hubo un gran avance al crearse el horno de lecho fluidizado, el cual está siendo desplazado por los numerosos avances. Desde un punto de vista esquemático los “reactores” que se utilizan actualmente (sin mencionar las variantes de cada uno ellos) son:

Horno de Reverbero Es el convencional, una caja de material cerámico ce rámico (paralelepípedo recto), cuyo techo es una bóveda para aprovechar la radiación calorífica, con la finalidad de obtener la temperatura adecuada para formar mata y escoria con diferentes combustibles (sólidos al comienzo y posteriormente líquido, gases o sólidos fluidizados). Este horno ha sido adaptado para las diferentes variantes actuales, como es en la alimentación directa de “concentrados verdes”. Horno Vertical Es un semiprisma recta de base rectangular (clásicamente llamado indistintamente de cuba, manga o chaquetas de agua). A diferencia del horno de reverbero tiene alta eficiencia térmica y utiliza combustible sólidos permeables al flujo en contracorriente de los gases; se le alimenta de concentrados nodulizados (pellets) para minimizar el arrastre de polvo, favorecer condiciones cinéticas y flujo de gases.

Horno Eléctrico Es similar al reverbero, solo que el calor es suministrado por varios electrodos de gráfito introducitos por la bóveda (tipo Soderberg). Es excelente porque metalúrgicamente los concentrados no necesitan nodulizarse y tienen mayor eficiencia estequiométrica y térmica que el reverbero. 30

E xp xp llii c ad ad o al al f in in al al

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

151

Horno de Fusión Instantánea (relámpago, centellante o flashsmelting), como todos los hornos modernos, el calor es desarrollado por el propio concentrado debido al valor exotérmico de los sulfuros. Se emplea toberas especialmente diseñadas para quemar el concentrado, el cual ha sido llevado a una granulometría y humedad adecuadas. Existen variantes con las nombres de las empresas que las originaron Outokumpo (Finlandia), Inco (Canadá) y las fusiones ciclónicas Tongonigii y Kiveet (ambas en Rusia), etc. Reactor de Fusión-conversión La aspiración del metalurgista ha sido realizar ambas en una sola etapa. Hay que mencionar que las fundiciones convencionales son continuas aunque las sangrías son intermitentes y los convertidores convencionaless operan como reactores “batch”. La diferencia en la fusión-conversión es de un proconvencionale ceso continuo. La primera experiencia que se tuvo sobre esta materia fue en Messina, 1921. La tendencia actual del metalurgista en todas las operaciones y procesos es hacerlas continuas cosa que es difícil por la variación de las materias primas, las reacciones a alta temperatura, etc.; prácticamente ya se obtiene la colada continua del cobre y la reducción continua bessemerizada. En el extraordinario texto de Hofman Hoyward, “Metallurgy of Copper” del año 1924, se expresa la posibilidad de una sola etapa en la obtención del cobre. De las numerosas patentes que hay sobre fusión-conversión (autógenas) se pueden señalar tres por su notabilidad: Outokumpo de Finlandia y sus variantes de la Nippon Mining con aire precalentado a 1200° C en lugar de 450° C; la International Mickel y la Norada de Canadá (que dispone en Montreal uno de los mejores centros de investigación: investigación: Noranda Research Center). La patente Mitsubishi Mitsubishi que

utiliza reactores en serie y cascada (para aprovechar la gravedad). En Chile en la década del 70 se hizo un proceso único denominado “Caletones”. Todas las anteriores variantes pueden ser semiautogenas, autógenas, utilizar concentrados prepulverizados, concentrados pelletizados, obtener una mata de alto grado, obtener solo mata blanca o una mezcla de mata blanca y cobre blister, aproximándose aproximándose a obtener cobre ampolloso. ampolloso.

Hidrometalurgia 31 Por tener poca incidencia en la producción de cobre por este procedimiento y casi nulo valor n el Perú, haremos un resumen de la disolución de las especies de cobre en soluciones en ácido sulfúrico extensibles a todos los métodos que se han mencionado, exceptuando los 3, 5, 6, y 7: Tenorita

Cu CuO O + H2SO H2SO4 4 = Cu CuSO SO4 4 + H2O H2O

Cu Cupr prita ita

Cu2 Cu2 + H2SO4 H2SO4 = CuSO4 CuSO4 + Cu Cu + H2O H2O (so (solo lo la mitad mitad del cobre cobre se disu disuelv elve) e)

Crisoc Cri socola ola

CuSiO3. CuSiO3.2 2 H2O H2O + H2SO4 H2SO4 = CuSO4 CuSO4 + SiO2 + 3 H2O H2O

Azu Azuri ritta

Cu3( Cu3(OH OH)2 )2.( .(CO CO3) 3)2 2 + 3 H2S H2SO4 O4 = 3 CuSO CuSO4 4 + CO2 CO2 + 4 H2O H2O

Malaq Ma laqui uita ta

Cu2O(OH)2 Cu2O(OH)2.CO3 .CO3 + 2 H2SO4 H2SO4 = 2 CuSO4 CuSO4 + CO2 CO2 + 3 H2O H2O

Chalcan Cha lcantita tita soluble soluble en agua Brochantita Brochant ita Cu4(OH)6SO4 + 3 H2SO4 H2SO4 = 4 CuSO4 + 6 H2O Atacamit Atac amitaa Cu2Cl(OH)3 Cu2Cl(OH)3 + 2 H2SO4 = 2 CuSO4 + HCl + 3 H2O (iones (iones cloro cloro a la la solución) solución) Desde el punto de vista industrial las anteriores son las especies minerales de cobre que se disuelven en soluciones de 25 a 75 grs/lt de ácido sulfúrico. 31

En el texto próximo a edi editarse tarse se tratar tratará á extensament extensamentee la hidrometalurgia, hidrometalurgia, ya que es conveniente conveniente para defend defender er el medio ambient ambiente. e.

 

152

Guillermo Tantaleán Vanini

Para disolver oras especies se utiliza soluciones de ácido sulfúrico más el oxidante sulfato férrico: Nativo

Cuy + Fe (SO ) = CuSO  + 2 FeSO 2

4

4

4

Chal Chalco coci cita ta Cu S +2 Fe (SO )   =2 CuSO  + 4 FeSO   + S 2

2

4 3

4

4

Se disuelve en dos etapas, la primera reacción reacc ión es rápida hasta que la mitad del Cu se transforma een n sulfato y la otra mitad en CuS; éste segundo sulfuro sigue disolviéndose, pero más lentamente: Cu S + Fe (SO )   = CuSO  + CuS + 2 FeSO 2

2

4 3

4

4

CuS + Fe (SO )   = CuSO  + 2 FeSO   + S 2

Covel ita Bor nit a

4 3

4

4

La que que se se iind ndic icaa een n la la u ult ltim imaa reac reacció ción n Se dis disue uelv lvee casi casi con con la la mism mismaa ve velo loci cida dad d que que la la co cove veli lita ta..

Las otras especies sufuradas a la presión y temperatura ambientales son prácticamente insolubles.

Hidrometalurgia y Pirometalurgia actuale s La hidrometalurgia y pirometalurgia clásicas están profusamente descritas en revistas y textos. La realidad actual (1990) comparativa, es que los nuevos avances en hidrometalurgia hidrometalurgia (métodos nuevos) están confinados a los tratamientos de bajos volúmenes y se aplican donde sería antieconómico los procesos

pirometalurgicos por tenerse concentrados o minerales apropiados y en sitios en donde es difícil comercializar el subproducto H2SO4. la hidrometalurgia no puede competir con las fundiciones de gran volumen. Hay dos procesos hidrometalúrgicos potenciales que actúan sobre los sulfuros: CMEP (Cuprex Metal Extracción Process) y GCM(Great Central Mines). Ambos basados en el cloro. CMEP ha sido exitosamente probado a nivel de planta piloto. El concentrado de cobre es lixiviado en etapa única con una solución de cloruro férrico, f érrico, los residuos están constituidos por pirita y azufre que pueden ser recuperados por flotación o extracción; el cobre es removido de la solución rica por solventes. El orgánico es “stripped” en tres etapas con agua caliente enriqueciéndose con el ión cloro. Por etapa electrolítica el cobre es recuperado; es posible recuperar la plata por precipitación con polvo de zinc. Existen en los países desarrollados inversionistas interesados en instalar plantas de 20 a 30 mil toneladas métricas por año. Las investigaciones continúan para hacer eficiente la recuperación del oro, molibdeno y azufre. El GCM ha sido probado a escala de laboratorio tanto sobre concentrados "limpios” como "sucios” conteniendo zinc, plomo, arsénico y antimonio. Tiene dos variantes, uno para concentrados impuros, en las que hay una prelixiviacion con HCl para eliminar pirrotita, zinc y plomo. La segundo variante es cuando se efectúa sobre concentrados sin muchas impurezas; después de la separación de los sólidos, la solución con cobre es tratada en un evaporador, en donde el hierro es convertido en hematita, los metales no ferrosos a sulfatos y el ácido clorhídrico regenerado. El 85% del cobre es obtenido por electrodeposición y un 15% por “stripping”. La información es restringida, pero se calcula que es una opción para plantas de 5 a 10 mil toneladas métricas al año. Resumen Actual En Un Diagrama De Los Procedimientos Aspectos Teóricos De La Fusión Para Obtener Matas

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

153

DIAGRAMA DE LOS PROCEDIMIENTOS PIROMETALURGICOS

Mineral minado 0.2-3% Cu.

LIBERACION

Flotación 20 - 30%Cu.

Secado

Sinterización

Concentrado Tostación Fundición Instántanea

Conversión

Horno Cuba Horno Reverbero Horno

Horno Reverbero

Ignición Relámpago

Eléctrico

Mata 30 - 55% Cu.

Convertidor

Purificación Anodas

Cu.> 98%

Electrorefinación Cu.> 99.9%

Fusión

Colada Continua

Moldeo Abierto

Para uso industrial

Productos Manufacturados (Metalurgia de Transformación)

 

154

Guillermo Tantaleán Vanini

Se han efectuado grandes avances en la interpretación científica en las reacciones de cobre y las impurezas en las masas de mata y escoria; igualmente en sus procesos de formación. Para el objetivo de este texto sería extenso tratar los estudios teóricos que se han efectuado y que interesan en los trabajos de investigación para el desarrollo, modificación o búsqueda de nuevas tecnologías. Daremos algunos aspectos elementales teóricos con supuestos que puedan interesar en ingeniería, situándose en la realidad para efectos de manejo de ciertos principios en el ejercicio eje rcicio de planta y especializados. Los conceptos puramente teóricos chocan con la variabilidad de las materias primas alimentadas, desplazamientos iniciales en el interior del horno y las diferentes condiciones físico-químicas a las temperaturas de fundición que se presentan. No tomando en cuenta la fase gaseosa (que solo tiene valor termodinámico ter modinámico en algunos procesos) y que la suponemos ideal, solo consideramos 2 fases: fa ses: mata y escoria. La fusión de la lass materias tiene por objeto provocar el cambio físico inicial de éstas, en consecuencia dar las condiciones físico-quimicas para lograr que se formen la mata y la escoria con las propiedades adecuadas; se complican más cualesquiera cálculos teóricos y aún las prácticas de carácter estequiométrico y termo-químico, pues junto con los productos mencionados se introducen en los hornos minerales auríferos, polvos recuperados que tienen valores metálicos, escorias de reciclaje proveniente de los convertidores y hasta cementos de cobre.

Aspectos que hay que tomar en cuenta en las fusiones 1. Secado.- En función del porcentaje de humedad tiene incidencia económica y del peligro de formación de gases instantáneamente. 2.

Descomposición de los Sulfuros Naturales .- Se describirán más adelante.

3.

Descomposición de Especies Oxidadas Naturales o Artificiales.- Se  describirán más adelante.

4.

Fusión.- Como existe variablidad cualitativa de las cargas en ingeniería es imposible teorizar individualmente en la rutina de la planta. El hecho concreto es que por el volumen de las cargas y por el contacto

errático de los reactantes solo se pueden expresar que la formación de matas y escorias comienza inicialmente de componentes de bajo punto de fusión, es decir, decir, se inicia por la formación de soluciones líquidas eutécticas, en el caso de la mata.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

155

Para efectos estequiometricos se supone para el cuasibinario un comportamiento ideal en la fase líquida (para estudios teóricos teóricos físico-quimicos pueden usarse usarse los trabajos de Schuhmann y Moles en Journal of Metals, N° 3, p. 235 – 245 (1951) y Kameda y Yasawa, J. Min. Metall, Ins. Japan, 79, pags. 159 – 166 (1963). En el núcleo o núcleos eutécticos se disuelven físicamente los sulfuros y posteriormente en forma similar se forman los primeros núcleos de escorias (ya explicado en el Capitulo de Fundición en el texto).

1. Cálculos Termoquímicos El balance de energía es importante, para este efecto se analizaran: a) -

Sistem Sistemas as ga gase seos osos os /técn /técnica icame ment ntee hu humo mos) s) Aire, Aire, air airee eenri nriqu queci ecido, do, ox oxíge ígeno no indus industri trial, al, H O, CO , N , etc. 2 2 2 Sólidos: polvos Sustan Sustancia ciass vola volatiz tizada adass a la temper temperatu atura ra de fundic fundición ión..

b) -

Sistemas cco ondensados Mata Esco Escori rias as (ó (óxi xido doss een n fas fasee úni única ca:: FeO FeO,, F Fee O , CaO, Al O , SiO . 3 4 2 3 2 Concen Concentra trados dos,, ffund undent entes, es, etc (co (con n eenta ntalpi lpiaa ccero ero,, 2 298° 98°k) k)

5. Reacciones indeseables.a) Perdida de Cobre.- La reacción química que termodinámicamente explica este aspecto, entre el cobre disuelto en la mata y el cobre disuelto (no el globular puro) en la escoria es:

Cu S + FeO = Cu O + FeO 2

2

El coeficiente de distribución seria: % Cu en escoria %Cu como Oxido D=

%Cu como sulfuro

=

%Cu en la mata

Los tratadistas sostienen que es imposible que exista Cu 2O a las temperaturas de fusión pues la máxima actividad química a que puede llegar el Cu 2O es 4.25 x 10 4; recientemente algunos investigadores consideran que si puede existir Cu 2O en la escoria debido al coeficiente de actividad que puede alcanzar en su seno.

a) Magnetita.- Se considera indeseable su presencia, pues en forma sólida origina disturbios en la marcha del proceso de fundición, causando causa ndo principalmente una reacción con el CuS de la mata ori origiginando la flotación de partículas de la misma. Para reducir los efectos de la magnetita se recurre a hacerla reaccionar con pirita, arrabio o carbón. Por supuesto las perdidas de cobre no son sólo por las anteriores causas físicas que dependen de la operación y el diseño de los hornos en las que hay que tomar en cuenta una inadecuada separación mata-escoria y por la suspensión debido a fenómenos interfasiales; también causas químicas determinan pérdidas de cobre a partir del sulfuro que se solubiliza en la escoria; posiblemente el oxido de cobre se pierde en la escoria por silicatación. ¿cuál sería la solución para minimizar estas perdidas?. Producir matas de bajo grado parece lo más efectivo en el método convencional.

 

156 

Guillermo Tantaleán Vanini

Hay que tener en cuenta también que cuando se forman concentraciones altas de Fe O  se pierde 3 4 cobre como ferrita de cobre: Cu O.Fe O . 2

3

4

La Escoria en la Producción de Matas Pocos efectos prácticos en la fundición han tenido los diferentes criterios nuevos que se han expuesto en los últimos 50 años sobre la formación de escorias. El concepto antiguo destinado a regular las cualidades principales de las escorias es recurriendo al concepto del “Indice de Silicatación” de los mineralogistas; este se utiliza en la mayoría de las fundiciones del mundo, pese a que no permite cuantificar el efecto de cada oxido en la escoria. Todos los conceptos emitidos en los textos clásicos de nuestro primer medio siglo pueden ser la mejor guía para par a la formación y control de las escorias; pese a las elaboradas teorías t eorías de los últimos 40 años, sin embargo, no han logrado superar en el ejercicio diario del ingeniero de planta a la experiencia, el arte y los aspectos teóricos ácidobase clásicos. Y tienen que ser así porque las nuevas teorías no pueden predecir si una mata es ácido o básica al contacto con los ladrillos de magnesita por ejemplo; hay imprecisión al querer aplicar esquemas al factor Coulombico, en la interacción Oxígeno-Cation, etc. Diferentes autores hicieron una redefinición del índice de silicatación basado en aspectos termodinámicos; por ejemplo Higgins y Jonee (1963) era la siguiente expresión:

1.90 I =

2 0.87 Fe +

A13

4 + 2.83 Si +

2 2 2 + 0. 0.83 83 Mn + + 0. 0.70 70 Ca + + 0. 0.95 95 Mg +

Muestra, como todas las novedades sobre escorias, incoherencia en su aplicación practica.

Conclusión

Un tratamiento termodinámico ácido-básico de las escorias es hasta ahora inmanejable en la aplicación industrial de planta.

Estequiometria Básica para obtener Matas Para efectos prácticos se esbozara esbozar a un esquema simplificado en los aspectos estequiométricos en la fundición de minerales de cobre que permitan consultar más ampliamente en textos avanzados, ya con una interpretación más rigurosa. La limitación que tenemos, por la finalidad del texto, hace imposible abarcar todos los aspectos estequiométricos de los diferentes procedimientos actuales; si es verdad que el conocimiento físico-químico teórico actual ha sido importante para desarrollar los métodos nuevos, más importancia ha tenido la experimentación de empresas e institutos a nivel mundial, que por supuesto contando con altísima capacidad económica generaron las ingenierías que novedosament novedosamentee se muestran en revistas o textos en forma genérica.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

157 

Razones por la que se Obtiene en la Fundición del Cobre Cu S.FeS 2  en la Fundición Convencional

1)

En relaci relación ón con la tostación: tostación: por por ser asintótica asintótica la curva tanto por por ciento de eliminación eliminación de azufre vs. Tiempo; es decir, por la cinética en e n relación con la economía.

2)

En relació relación n con la conversión: conversión: por por el alto valor valor exotérmico exotérmico del FeS, que en realidad realidad es un combustible.

3)

En rel relac ació ión n con con la fun fundi dici ción ón:: a)

El F FeS eS es un prot protecto ectorr del cobre; cobre; pues, pues, el el O2 de las fase escoria por afinidad reacciona primero con el Fe; evitando la incorporación del cobre a la misma.

b) Por el orden orden de afinidad afinidad del del azufre; azufre; capta capta rápidament rápidamentee el cobre an antes tes que el el Fe transfortransformándolo en Cu2S hasta agotarlo en cualquier forma en que se encontrara. c)

Dar vol volumen umen a la mata con el FeS para para captar captar subproduct subproductos os minimizar minimizar per perdidas didas de cobre cobre en la escoria. ¿por qué el cobre a partir de un producto tostado a muerte no se reduce

directamente en atmósfera reductora a cobre metálico? Basado en la serie electromotriz y de oxidación de los metales, metale s, sería antieconómico eliminar de la fase metálica líquida las impurezas que contiene. contie ne. Sin embargo, en el procedimiento de una sola etapa de fusión- oxidación y reducción del Cobre, sus principios teóricos se conocen, pero la tecnología es todavía desconocida.

Estequiometria Especifica de la Mata La mata no es una especie química; para efectos prácticos se puede considerar una solución de sulfuros dentro de los rangos industriales en función de la concentración de Cobre. En el caso de la de Cobre podemos expresarlo en una formula a la que llamaremos “de relación”: x FeS. y Cu2S

 

158

Guillermo Tantaleán Vanini

Si llamamos c al % de Cu, f al % de Fe y s al % de azufre; podemos determinar la composición elemental o de sus compuestos: Si conociéramos: conociéramos:

CuS = 2

Fes = 100 -

160 128 160 128

?

c

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

159

56 ? 160 ? ? c? ?100 ? 88 ? 128 ?

Fe =

32

S=

?

128

c?

32 ? 160 ? ? c? ?100 ? 88 ? 128 ?

Si conociéramos f:

88

FeS =

?

56

f  88

CuS = 2

100 ?

Cu =

128 ? 88 ? ? f ? ?100 ? 160 ? 56 ? 32

S=

56

?

 

56

f  ?

?

f 

32

? ?100 ? 160 ?

88 56

?

?

f ? ?

Si conociéramos s, podemos establecer la siguiente ecuación: C + f + s = 100

32 128

?

c?

32 56

?

f  ? s ? 0

resolviendo, para c= 177.9 – 4.89s; para f=3.89s – 77.8

Formación de Matas en Atmósferas Reductoras Cuando se calientan los sulfuros en atmósfera reductora o neutra no habiendo posibilidades de

oxidación, el S en combinación con el cobre en exceso, requerido para el compuesto estable por encima de 1000°C será eliminado por volatización. Por ejemplo la covelita en ausencia de aire: 2CuS = Cu2S + S Igual sucede con los otros sulfuros metálicos, por ejemplo la calcopirita: FeS = CuS + 2FeS + S mata

Ejemplo 1 Un mineral contiene 25% de calcopirita; se funde en una atmósfera reductora. Se pide: a) El peso peso de de la mata mata produ producida cida a partir partir de de 100 100 kg de minera mineral. l. b) El % de de cob cobre re en la mata mata,, y c) La rel relaci ación ón de concen concentra tració ción. n. Solución: En 100 hay 25 kg CuFeS2; 0.35 x 25 = 8.75 kg de Cu 2CuFeS2 = Cu 2S + 2FeS + S 2 x 184 = 160

2 x 88

 

160

Guillermo Tantaleán Vanini

Conclusión: La chalcopirita pura tiene 35% de Cu, lo único que se ha logrado es pasar a una mata de 38% de Cu. Cualquiera que sea la ley de chalcopirita del mineral dará como constante 38% de Cu. Efectos de otros Sulfuros en el % de Cu de la Mata Tienen efectos diluyentes como se puede apreciar en el siguiente ejemplo: Ejemplo 2 Un mineral tiene 25% de chalcopirita y 40% de pirita. Fundiéndolo en una atmósfera reductora se piden los puntos del ejemplo 1, base: 100 kg de mineral, tiene 25 kg de CuFeS  y 40 de FeS . 2

La chalcopirita rendirá

a)

336 368

b)

?

336 368

?

25 ? 22.8kg. de mata

25 ? 22.8 kg de mata producida que contienen 8.75 kg de Cu

8.75 x100 22 .8

?

38 .3% de Cu en la mata

c) 100kg de Mineral ? 38.3%de Cu en la Mata ? 4.3

22.8kg de Mata

R. C. =

4.3 1

8 .75%Cu en el Mineral

2

La pirita rendirá FeS2

FeS + S;

88 ? 40 ? 29 .33kg . FeS 120

Que se disolverá en la mata. a)

22 22.8 .8 + 29 29.3 .33 3 = 52 52.1 .13 3 kg de Ma Mata ta

c) 100kg de Mineral ? 16.78% Cu en la Mata ? 2.0 3

52.13 kg de Mata

R. C. =

8.75% Cu en el Mineral

2.03 1

Conclusión: La pirita ha tenido efecto diluyente, bajando ba jando la concentración del Cu.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

161

Cálculo de Matas en la Practica Industrial

Usualmente los análisis en planta son expuestos en tantos por ciento c iento de Cu, Fe y S elementales. De acuerdo a lo expuesto en “la teoría” de la formación de mata, el cálculo invariablemente se hace ha ce sobre el cobre para formar el primer sulfuro, y el exceso de azufre se satura con Fe para dar FeS (por razón de afinidades). Como hay exceso de Fe en los minerales y concentrados, concentr ados, el mismo que para efectos de cálculos es un oxido ferroso básico FeO, siendo sustancia escorificable. En los ejemplos que se dan a continuación no se toma en cuenta el azufre que se volatiliza; el cual si no puede ser calculado es asumido de acuerdo a la practica.

Ejemplo 3 Un concentrado conteniendo 18 % de cobre, 31 % de S y el hierro en exceso para formar la mata y escoria va a la fundición. fundic ión. Se pide los mismos puntos o cálculos de las preguntas 1 y 2 para los casos: a)

De ttra rata tarr el con conce cent ntra rado do bru bruto to,, y

b)

Para el mismo mismo concentr concentrado, ado, pero pero habiéndo habiéndolo lo tostado tostado se lllevó levó el azufre azufre a 10 10 % hipotética hipotéticamente mente consideramos que la calcina continúa con 18 % de Cu.

Concentrado Cu —— —————————————S —————————————

1

18 31

S en el CuS 2

1 4

? 18 ?

4.5

S en el FeS 31 4.50 = 26.50

Fe

88 ? 26. 5 ? 72.87 32

a) 18 + 4.5 + 72.87 = 95.37 kg de Mata

b)

18 ? 100 ? 18. 87%Cu 95.37

c)

100 95.37

?

18. 87 18

?

1.05

Concentrado Concentrad o Tostado Cu — — — — — — — — — — — — — S —————————————-

18 10

 

162

Guillermo Tantaleán Vanini

1? S en el CuS 18 ? 4.5 2 4

S en el FeS 10 4.50 = 5.5 Fe

88 32

?

5.5 ? 15 .13

d) 18 + 4.5 + 15.13 = 37.63 kg de Mata e) f)

18 ? 100 37.63

?

47.83%Cu

100 47. 83 ? ? 2.66 37. 63 18

Nota Se observa cual es la finalidad de la tostación, en la practica gobierna la concentración de S al final de la tostación, para tener después en la fundición una mata con un porcentaje de Cu. ¿cuánto debe tomarse de ambos para producir una mata de 45% de Cu bajo condiciones reductoras en un horno de cuba? Mezcla de Minerales Sulfurados y Oxidados La mezcla de minerales sulfurados y oxidados o los minerales sulfoxidados pueden omitir parcial o totalmente la tostación, cosa que es difícil conseguir por razones de suministro. Ejemplo 4 Un mineral sulfurado tiene 35% de CuFeS2 asumimos que la cuarta parte del S del mismo se volatiliza y el resto entra a formar la mata. Además se tiene un mineral oxidado que contiene tenorita con 10% de cobre. ¿Cuánto debe tomarse de ambos para producir pr oducir una mata de 45% bajo condiciones reductora? Base: 100 kg de Concentrado

Una mata de 45 % tiene 27.16 % de S En 100 kg de Mineral hay 35 kg de CuFeS 2 Los 35 kg tienen 0.35 x 35 = 12.25 kg de Cu y 12.25 kg de S

S que va a la Mata 12.25 -

12.25 4

?

9.19kg

Una mata de 45% formada a partir de 9.19 kg de S da:

9.19 0.2716

?

33.84

Kg de cobre en la Mata de 45 %: 0.45 x 33.84 = 15.23 Kg de cobre que deben suministrarse al mineral tenoritico: 15.23 – 12.25 = 2.98

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

163

Kg de mineral oxidado que debe tomarse: 2.98 ? 29.8

0.10

Mezcla : Mi Mine nera rall Su Sulf lfur urad ado o Mine Minera rall O Oxi xida dado do

: 100 100.00 .00 kg kg : 29 29.8 .80 0 kg

Ejemplo 5 Un mineral oxidado tiene 30% de cobre. ¿cuánta pirita habrá que tomar de tal manera que al mezclarlo con el anterior se produzca una mata de 505 de cobre?. cobre? . Asumimos que tenemos pirita pura y que la mitad de su azufre se volatiliza. Solución: Base: 100 kg de mineral Oxidado. En cada 100 kg de mineral oxidado hay 30 kg de Cu

Peso de la mata que debemos producir:

30.00 0.50

?

60 kg

Una mata de 505 tiene 26.14% de S Peso de S en la mata: 60 x 0.2614 = 15.68 kg La pirita tiene 53.33% de azufre y bajo condiciones reductoras la mitad 26.67% irá a la mata.

Kg de pirita que hay que tomar: Mezcla: Mine Minera rall O Oxi xida dado do Mineral Puro

15 .68

?

0.2667

: 10 100. 0.00 00 kg : 58.79 kg

Tal mezcla dará una mata de 50% de Cu.

58.79

 

164

Guillermo Tantaleán Vanini

Obtención de Matas en Atmósfera Neutra En un horno de reverbero la atmósfera será neutra, en este se producen reacciones de los sulfuros con los óxidos, eliminándose azufre bajo la forma de SO2: Cu2S + 2Cu2O —— 6Cu 6Cu + SO2 Cu2S + 2CuO —— 4 Cu + SO2 Eliminar azufre de esta manera equivale a una tostación, por lo tanto habrá menor cantidad de azufre para la formación de la mata, hecho que hay que tomar en cuenta para efectos cuantitativos. En la practica si no hay régimen adecuado de operación se puede observar glóbulos de cobre metálico diseminados en la mata, se evita en gran parte este hecho por la presencia del FeS que sede su azufre   al Cu y se transforma transforma en FeO que va a la escoria 32.

Ejemplo 6 Horno de cuba: Base 100 kg de concentrado Cu en el concentrado

= 100 x 0.30

= 30.0 kg

S en el concentrado

= 100 x 0.1 8

= 18.0 kg

S a Cu2S

= 30 x ( 32 / 128)

= 7.5 kg

S a FeS

= 18.0 – 7.5

= 10.5 kg

FeS formado

= 1 0. 5 x ( 88 / 32 )

= 2 8.87k g

Mata formada

= 30 + 7. 5 + 28. 87

= 6 6.37 kg

% de Cu en la mata

=

30 ? 100

?

66.37

Horno de Reverbero: reacciones: CuSO4  + Cu2S

3 Cu + 2SO2

45 .20

2CuO

+ Cu2S

4 Cu + SO2

2Cu2O + Cu2S

6 Cu + SO2

Base: 100 kg de Concentrado. S eliminado por CuSO4

= 0.1 0.15 5 x 30

= 4.5 4.5 kg Cu x(2x x(2x32 32 / 6 64) 4)= = 4.5k 4.5kg g

S eliminado por CuO

= 0. 0.03 x 30

= 0 . 9 k g Cu x ( 3 2 / 2 x 6 4 )

S eliminado por Cu2O

= 0. 13 x 30

= 3. 9 kg C ux( 32 / 4x64) = 0. 49kg

= 0. 0.225kg

De los 18 kg de azufre x 100 del concentrado:

32 Aunque la atmósfera del horno de reverbero puede ser perfectamente neutra para la cuantificación adecuada del combustible y del comburente, en el seno tanto de la masa sólida (mineral fundentes) que reposa en el horno, existen zonas reductoras que caen en los aspectos teóricos expuestos anteriormente.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

165

4. 5 + 0 .2 25 + 0 .4 9

= 5.215 se elimina como SO2

Cu en el concentrado

= 100 x 1.3 0

= 30. 0 kg

S en el concentrado

= 100 x 0.1 8

= 18. 0 kg

S eliminado como SO2

= 4.5 4.5 + 0.2 0.225 25 + 0.4 0.49 9

= 5.21 5.215 5 kg

S a la mata

= 18 .00 – 5. 215

= 12.785 kg

S a Cu2S

= 30 x ( 32 / 128)

= 7. 5 kg

S a FeS

= 12 . 7 8 5 – 7 . 5

= 5.285 k g

FeS formado

= 5.2 85 x ( 8 8 / 32 )

= 14.53 k g

Mata formada

= 30 + 7. 5 + 14. 53

= 52.03 k g

% Cu en la mata

=

30 ? 100 52 .03

= 57.65 kg

Aspecto Económico en la Obtención de Matas Sacar el costo del tratamiento de un mineral o concentrado a cobre metálico es un aspecto muy complejo si es que se relacionaran económicamente todas las etapas del procesamiento. Vamos a simplificar singularizando solo la fundición. En el procedimiento clásico tostación- fundición-conversión una de las variables económicas (la relación de concentración) es e s importante (lógicamente en las tecnologías modernas es más acentuado este aspecto); si por ejemplo, el costo de conversión es de 2’000,000 de intis la tonelada, al obtener una mata en la fundición con un R. C. De 10:1 el costo de la conversión será de 200,000 intis por tonelada de concentrado. Si hubiéramos hecho una relación de concentración de 5:1 y si asumimos el mismo costo en la conversión, entonces el tratamiento por tonelada de concentrado sería de 400,000 intis. Sin embargo, en el procedimiento clásico obtener matas con alta relación de concentración esta limitado a los puntos expuestos en “Razones por las que se obtiene el cobre como Cu 2S.FeS ...” descritos en el presente texto.

 

166 

Guillermo Tantaleán Vanini

Estequiometría Estequiometr ía de un Lecho de Fusión en la Práctica Industrial Simplificado, en Base a los Indices de Silicatación

Ejemplo 7 Se tienen 2 concentrados de cobre (I y II), los fundentes está están n constituidos por un mineral oxidado de fierro y un mineral calcareo (exento de S) se desea obtener una mata de 50 % Cu y una escoria monosilicatada. Se utiliza para la fundición 30% de carbón con respecto al peso de minerales más fundentes. El carbón tiene 40% de cenizas (en la practica moderna se utiliza combustibles fluidos o fluidizados, este ultimo sería para el presente present e problema). Calcular la carga del horno.  

SiO2 

Mineral I (concen (concentrado) trado)

FeO

CaO

S

Cu

2.0

40.0

2.0

20.0

30.0

60.0

8.0

4.0

—-

20.5

Minerall Oxidado de Fe Minera

7.0

90.0

—-

—-

—-

Mineral Calcareo 2.0

3.0

50.0

—-

—-

12.0

20.0

—-

—-

Mineral II (concentrado)

Cenizas Carbón 60.0

Solución: Balance Mineral I (x 100kg) F e O= 40 x (60 / 2x72) = 16.6 kg SiO2 CaO = 2 x ( 60 / 2x 56) = 1.07 kg SiO2 100 kg necesitan = 17.71 kg SiO2 Defecto de SiO2 por c/ 100 kg de SiO2= 17.71 – 2 = 15.71 kg Balance Mineral II (x 100kg) 8 x ( 60 / 2 x72) 4 x ( 60 / 2 x56) 100 kg necesitan

= 3.328 kg SiO2 = 2.14 kg SiO2 = 5.47 kg SiO2

Exceso de SiO2 por c/100 kg de SiO2= 60.0 – 5.47 = 54.53 kg Mezcla de Minerales I y II En 100 kg de mineral II hay exceso de 54.53 kg de SiO2 En x kg de Mineral II falta 15.71 kg de SiO2 donde: X = 28.8 Mezcla: Mineral I 100.0 kg kg Mine ineral ral II 28.8 28.8 kg Una mata de 50% Cu tiene además: 24%Fe y 26%S. Como hay 20 kg de S en la mezcla, este requerirá para poner en relación S: Fe = 20 x 24 /26 = 18.46 kg de Fe que equivale = 18.46 x 72/56 = 23.7 kg FeO.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

167 

Esa cantidad de FeO habrá proporcionarla con el mineral oxidado de fierro (fundente ferroso), como en este fundente hay 7% SiO 2 autoconsumirá: 7 x (2 x72 / 60) = 16.8 kg FeO, por lo tanto solo hay disponible para ser utilizado en la fundición = 90.0 – 16.8 = 73.2%; tomaremos de mineral oxidado de fierro = 23.7 x 100/73.2 = 32.37 kg que lo agregaremos al cuadro de contenidos (ver cuadro al final del problema). Hemos puesto en relación S: Fe, faltará poner en relación S:Cu; como en la mezcla hay 20 kg de S, necesitara de cobre = 20 x 50/26 = 38.5 kg de cobre en la mezcla solo hay = 30 + 5.9 = 35.9. Faltará poner en relación el e l cobre = 38.5 – 35.9 = 2.6 kg de Cu, que en este caso suponemos lo suministrará el mineral II, del que tomaremos = 2.6 x 100/20.5 = 12.68 kg que lo agregaremos al cuadro de contenidos. Pero en este último mineral hay un exceso de 54.532 kg de SiO , luego en 12.68 habrá un exceso 2 de SiO  = 12.68 x 0.5432 = 6.91 kg de SiO , que debe ser neutralizado, para lo cual se necesita 2 2 CaO:6.91 x (2 x 56/60) = 12.85 kg de CaO, estos 12.85 kg de CaO; lo tomaremos del fundente calcáreo, para lo cual, calculamos su disponibilidad de CaO, como tiene 2% de SiO  es autoneutralizado, 2 parte por el 3% de FeO y la diferencia por CaO:

3x

SiO 2 2FeO

?

3 ?  0.416

? 1.248

S iO 2

luego faltará saturar: 2 – 1.248 = 0.752 kg de SiO 2

neutralización que lo efectuará el CaO:

0.752

? 

2CaO

?

0.752

?

Si SiO O2 disponible en el fundente: 50 – 1.40 = 48.60 de CaO

 1.86 ? 1.40 de   CaO

tomaremos de fundente calcáreo:

12 .85 ? 10 100 0

?

48 .6

26.41kg   (que lo agregamos al cuadro de contenidos) contenidos)

Cálculos Sobre el Combustible Como utilizamos un 30% en peso de combustible sobre la suma de concentrados y fundentes, tendremos: 100.00 + 28.80 + 32.37 + 12.68 + 26.41 = 200.26 Peso de combustible a utilizar: 200.26 x 0.30 = 60.08 kg

 

168

Guillermo Tantaleán Vanini

El lecho de fusión está constituido así:

Peso de las cenizas del combustible: 60.08 x 0.4

= 24.03 24.03 kg

24.03? 0.12  ?

?

24 . 03

 ?

0 .2

SiO SiO 2 2 FeO SiO SiO

? 1 .199 de SiO SiO 2

2

2 CaO

?

2 . 571 de SiO SiO

Necesidad = 3.770 de SiO 2

2

Tenemos un contenido de SiO  en la cenizas de: 2

24.03 x 0.6 = 14.418 kg de SiO 2

Luego habrá un exceso de: 14.418 – 3.770 = 10.648 kg de SiO 2

Que lo neutralizamos con el fundente calcáreo: 10.648 x

2CaO SiO 2

? 19.79 de CaO

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

169

Como hay disponible en el fundente calcáreo 48.60% de CaO tomaremos:

19.79 ? 10 100 0 48.60

?

40.72  kg de fundente calcáreo

El lecho de fusión estará constituido de acuerdo al cuadro de contenidos: Mineral I Mineral II Fundente de Fe Fundente Calcáreo

100. 00 kg 41. 48 kg 32. 37 kg 67. 13 kg

Cuadro de Contenidos  

SiO   2

100 kg Mineral I

FeO

CaO

S

Cu

2.00

40.00

2.00

20.00

30.00

17.28

2.30

1.15

—-

5.90

32.37 kg Mineral de Fe

2.26

29.13

—-

—-

—-

12.68 kg Mineral II

7.60

1.01

0.5 0.50 0

—-

2.60

26.41 kg Mineral Calcareo

0.52

0.79

13.2 13.20 0

—-

—-

14.42

2.88

4.80

—-

—-

0.81

1.22

20.3 20.36 6

—-

—-

28.8 kg Mineral II

24.03 kg Cenizas Combustible Combustible 40.72 kg Fundente Calcareo

Para cargas de 1000 Toneladas Mine Minera rall o co conc ncen entr trad ado oI

=

41 414. 4.97 972 2

Min Minera Concen do II Funderal enlteo dCon e Ficentra errotrado Fundente Calcáreo 1,000.000 Peso Combustible 1,300.000 TM

= = =

172.130 172. 134.130 326 2 78.570

=

3 00.000

 

170

Guillermo Tantaleán Vanini

FUNDICIÓN INSTANTÁNEA (Relámpago, Centellante o Flashsmelting Flashsmelting)) La fundición instantánea es un proceso pirometalúrgico de fundición que directamente trata concentrados sulfurados de cobre, se ha extendido a los de níquel y se trata de aplicar al plomo. Consiste en inyectar concentrados secos finamente granulados y fundente silicio con aire o aire enriquecido con oxígeno en un horno que presenta cierta similitud con los reverberos clásicos, causando que las especies sulfuradas reaccionan rápidamente. r ápidamente. Hay pues una rápida producción de calor y la fusión de los productos que se introducen. Los productos que se obtienen del proceso son: a) b) c)

Una mata mata de alt alto o grado grado en cobr cobree (45 (45 a 65%) 65%) Un Unaa esc escor oria ia fu fund ndid idaa Hu Humo moss q que ue co cont ntie iene nen n SO SO2, N2, CO2

Hay que hacer presente que el SO 2 por su concentración apropiada es convertido a H2SO4 y el calor sensible de los gases aprovechando para generar vapor, ambas cosas de más alta rentabilidad que en los reverberos clásicos y de mayor eficiencia para evitar la polución; hay que tener presente que la mata normal o la mata blanca puede obtenerse por flash smelting por sus diferentes variantes (Outokumpo, Imco y otros) arrastran impurezas y metales económicamente recuperables como en el procedimiento de reverbero clásico.

METODO OUTOKUMPO

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

171

METODO INCO

BALANCE TERMOQUÍMICO EN LA FUNDICION INSTANTÁNEA Nota

Este problema que fue planteado simultáneamente en forma teórica por el autor del texto y un metalurgista chileno en el primer quinquenio de 1950, tiene plena vigencia en la actualidad.

Problema Si tomamos un concentrado de la siguiente composición: Chalcopirita 66% Pirita 24% Sílice 10% Y suponiendo que queremos obtener una mata de 70% de cobre y una escoria con 40% de fierro (51% FeO) y que además, mata, escoria y humos (en (e n este caso teórico nos referimos solo a los gases) salen del horno a una temperatura de 1300°C; ¿calcular si es posible hacer una fundición autotérmica. 1000 kg del concentrado tienen: Cu : 228.4 kg Fe : 312.6 kg S : 359.0 kg Ot ro : 100.0 kg

Peso de mata:

228.4

  = 32 326. 6.28 28

0.7

Al fundir el concentrado teóricamente, se obtendrá 326 kg de mata cuya ccomposición omposición será: Cu 70% (22 (228); 8); Fe 8 8% % (26 (26 k kg); g); y aazu zufre fre 22 22% % (72 (72 kg kg). ). Fe a la escoria S a eliminarse

: :

Peso de la escoria:

312 – 26 = 286 kg 359 – 72 = 287 kg

286 0.4

= 715 kg

 

172

Guillermo Tantaleán Vanini

Composición de la Escoria: FeO: 286 ? 72 kg   ? 368 56

Si SiO O :

= 100 kg

2

Fundentee a agreg Fundent agregar: ar: = 247 kg Necesidad Teórica de Oxígeno para Oxidar Fe y S: Fe + O 2 S + O 2 H Aire

25 258 8

= FeO = SO2 = - 70940  = 1.230 m

0.21 286 286 ? 11 .2

Para Fe

3

? 58 m  composición de SO  200 m

56

2

287 ? 22.4

Para S

3

?  200

3

m   los gases N   972 m

32

3

2 3

3

TOTAL = 258 m   O  (sol. FeO) 58 m 2 De acuerdo a las Reacciones: 2CuFeS

=

Cu S + 2FeS + S;

2

FeS =

H = 18630

2

FeS + S;

H = 15980

S elemental producido a partir de una tonelada métrica: De la Ca Calc lcop opir irit ita: a:

66 660 0 ? 32 36 368 8

24 240 0 ? 32  

De la Pirita:

?  58 kg

?

 64 kg

12 120 0

TOTAL = 122 kg Las reacciones anteriores son endotérmicas y observarán: La Calcopirita:

66 660 0 ? 18630  

36 368 8

?

  33,500

3

240 240 ? 15980  

La Pirita:

120 120

?  32,000

TOTAL = 65,500 El azufre al oxidarse por kilogramo produce 2,210 por lo tanto: 122 x 2,210 = 270,000 La reacción neta producirá: 270,000 – 65,500 = 204,500 Kcal

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

173

Calor por Oxidación del FeS FeS + 1.502 = FeO + SO 2; FeS de la Calcopirita:

H = -112,450

660 ? 176

?

  315.6521

368

FeS de la Pirita:

240 240 ? 88

?

120 120

TOTAL = 491.6521

176.0000

FeS que va a la Mata:

100

?

70  x  

160 128

?

12.50%

326 x 0.1250

= 40.75 00

TOTAL

= 450.902 1

Calor Total del FeS:

450.9 x

112,450  

88

?

577,00 0 Kcal

Calor desarrollado en la formación de la l a Escoria Los 286 kg de fierro que oxidan a FeO (386 kg el que reacciona con la Sílice; que asumimos que liberan 100 Kcal, por kilogramo de Fe al formar escoria, luego:  

286 x 100 = 28,600 Cifra aproximadamente concordante con datos termodinámicos actuales (1990)

Calor Total Liberado Debido a la oxidación del azufre Debido a la oxidación del FeS Debido a la formación de la escoria Calor Neto Liberado en el Horno:

204,500 577,000 28 ,600 810,000

Calor Total Saliente Escoria, mata y gases salientes del Horno a 1,300°C Mata 326 x 22233 = 72,300 33 Escoria 715 x 340 = 243,100 SO 2 200 x 714 = 142 ,800 N2 972 x 445 = 432 ,500

Calor Neto Saliente

575,300 Kcal

Pe Perd rdid idas as por por rrad adia iaci ción ón,, et etc. c. (a (asu sumi mido do)) Necesidad Teórica

Déficit Calórico

= 383, 383,53 533 3 = 958 ,833

958,833 810,100 148,733 Kcal

 

174

Guillermo Tantaleán Vanini

ACTUALIZACION DEL CÁLCULO ESTEQUIOMETRICO EN LA OBTENCIÓN DE SULFUROS ARTIFICIALES

Se presente a continuación un ejemplo cuantitativo ajustado a la l a notación y nomenclatura actuales para el caso de "fundición relámpago", "instantánea" o "centellante" (en inglés se denomina flash smelting); la diferencia no es sustentativa al ejemplo que expusiera en 1950 con fines de enseñanza, año en el que todavía no se aplicaba industrialmente; se partía del aire atmosférico; tuvo aplicación posterior con aire enriquecido por oxígeno, provenientes de plantas adyacentes a las fundiciones. Este procedimiento tiene diferentes variantes en la actualidad.

Problema Un concentrado de cobre es fundido autotérmicamente con oxígeno: Pirita FeSO 2 9.1% Sílice Chalcopirita

SiO2 4.6% XCu2SySiO 2 86.3%

Es un concentrado de alto tanto por ciento de cobre; al mismo se puede llegar si así se justifica económicamente el tratamiento previo de concentración. Se ha reducido la materia prima a 3 especies minerales, asunto que es difícil que se presente en la práctica. Se utiliza oxígeno puro. Las entalpías H° T / masa masa molec molecular ular (en el ejem ejemplo plo que utiliz utilizará ará en 1950 se usa calor calores es de reac reacción ción)) se expresan a 298 K, MJ/Kg y las sustancias líquidas y el gas saliendo a 1500 K.

Balance De Fierro El balance de Fe de la chalcopirita debe ser considerado como dos componentes que produce: FeS y FeO 863Kg Conc. x

30,4%Fe en Chalc.conc. 64% Fe en FeS = FeS en mata x 100 10 0

303,8Kg = 0,64 x masa FeS en mata + 0,78 x masa FeO en escoria 2

Balance de Azufre

El azufre entra al horno en la chalcopirita y en la pirita piri ta y egresa como Cu2 y FeS en la mata y SO 2 en los gases de la chimenea. 863 Kg Conc.x

20% en Cu 2 S 35% en conc. = masa Cu 2 en mata  x   100 100

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

91Kg conc.  x

175

36% en FeS 53.5%S en cono = masa FeS en mata  x 100 100

= masa SO2 saliente  x

50% 50% en SO 2 100 100

350.7Kg conc. = 0, 0,22 Cu2 S en mata + 0,36 x FeS en mata + 0, 0,55 SO2 (3) (3) Balance de Oxígeno Ingreso por las toberas O2 por toberas = masa FeO x

22% O2 en FeO 50% O2 en SO 2 + masa SO 2 x 100 100

Q = (-1) x masa O 2 en toberas + masa FeO x 0,22 + masa SO2 x 0, 0,55 (4) (4) La masa de O   ingresante es desconocida, se resolverá más adelante. No se toma en cuenta el O2 del SiO2 que para2 efectos de cálculo ingresa independientemente y que después sale exactamente como dicha especie en la escoria enlazada al FeO.

Balance de Sio2 El SiO2 ingresa en el concentrado y como fundente y sale totalmente en la escoria. En el sistema de cálculo el balance presenta dos incógnitas; una segunda ecuación, hay que establecer, en la escoria convencionalmente 30% de SiO 2 y 70% de FeO, se cree que es la relación apropiada.

0 = (-1) x masa Si SiO O 2 en escoria + 

(30)

x masa FeO en escoria (6) (6)

70 Balance de Entalpía La entalpía total estarán dadas: Ó H reactantes igual a las masas de CuFeS 2, FeS2, oxígeno, SiO 2 y 46 Kg SiO 2, cada uno de los cuales multiplicado por H° 298 divididos por las entalpías de las sustancias por kilogramo (H°, entalpía por Kg. mol; MW, masa molecular, Kg mol, que se ha generalizado de la notación en inglés) igualmente se hace con la suma de las entalpías de los productos que se obtienen del horno.

El último término de la ecuación de entalpía estará dado por el calor pedido.

Pérdidas por conduccion conveccion y radiacion 2500 MJ/h = = 500MJ/1 tn Alimentaci ón concentrado, T/hr 50 Ton conc/h Los valores numéricos de las sustancias que se presentan en este proceso son las siguientes sigu ientes (25).

 

176 

Guillermo Tantaleán Vanini

(H° 298/MW) " " " (H° 1500/MW) " " " " Pérd Pérdid idaa térm térmic icas as

F e S2 Cu FeS2

- 1,43 entalpía MJ/Kg - 1,04

O2 SiO2

0,00 - 15,16

Cu 2S liq   0,25 FeS 0,11 FeO 2,49 SiO2 - 13,70 SO 2 - 3,66 50 5000 MJ/10 MJ/1000 00 Kg Kg.. Con Conc. c.

Las ecuaciones de entalpías por 1000 Kg de concentrado: 91 Kg FeS2 x (1,43) + 863 Kg CuFeS2 x (-11,04) + 46 gs SiO 2 conc. x (15.16) + masa O2 en la tobera x (0,00) + masa SiO 2 fundente x (-15,16), esa suma será igual a masa Cu2S en mata x (0,25) + masa FeS en mata x (0,11) + masa FeO en escoria x (-2,49) + masa SO2 en gases salientes x (-3,66) + MJ por pérdidas térmicas por tonelada de concentrado. Para efectos de cálculo se puede expresar -2225 = (0,0) x masa O2 en toberas + (15,16) x masa SiO 2 fundente + (0,25) x masa Cu2S en mata + (0,11) x masa FeS en mata -(2,49) -(2,4 9) x masa FeO en escoria - (13,7) x masa mas a SiO 2 en escoria - (3,66) x masa SO2 en gases salientes (7).

Tabla de la Matriz   Balance

Ter. Num.

Masa O2 Tobera

Masa SiO2 Fundente

Masa FeS Mata

Masa Cu2S

Masa FeO Escoria

Masa SiO2 Escoria

Masa gases

(1) Cu

298.6

0

0

0,80

0

0

0

0

(2) Fe

303.8

0

0

0

0,64

0,78

0

0

(3) S

350. 350.7 7

0

0

0,20

0,36

0

0

0,5

(4) O

0

-1

0

0

0

0,22

0

0,5

46

0

-1

0

0

0

1

0

0

0

0

0

0

-30/70

-1

0

(5) SiO2  (6) Esc.

(7) Ent.

Solución ( 1 ) ma s a ( 2 ) ma s a

-2225

0

O  e  enn las toberas 2 SiO2 fundente

15,16

0,2 0,25 5

0,11

-2,4 -2,49 9

-13.7

-3.66

219,40 Kg 28,30 Kg

 

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( 3 ) ma s a ( 4 ) ma s a

Cu2S en mata FeS en mata

373,30 Kg 263,40 Kg

( 5 ) ma s a ( 6 ) ma s a ( 7 ) ma s a

FeO en escoria SiO2 e  enn escoria SO2  en gases salientes

173,40 Kg 74,30 Kg 362,50 Kg

La solución cuantitativa que se ha dado a las interrogantes interrogant es sobre las sustancias involucradas en el proceso de fundición, hoy día es posible efectuarla rápidamente con calculadoras de mano, en tiempo considerablemente corto con respecto a usos matemáticos convencionales. En conclusión en base a un simple cálculo aritmético tomado en cuenta el peso de la mata la respuesta es que ésta tiene por solución 47% de cobre; es decir sale para la conversión con esa concentración.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

 

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NUEVOS CONCEPTOS TEORICOS EN LA FUNDICIÓN DE MINERALES Guillermo Tantalean Vanini

La palabra fundición es un término usado en la ingeniería de procesos minerales; es muy antiguo y su acepción, es sin embargo, diferente en las operaciones de manufactura metalúrgica, en el que se utiliza fusión, aunque en los 2 casos, las materias están a los estados líquidose. líquidos e. El presente trabajo se confinará a la aplicaciones relacionadas con las materias primas minerales, o bien, como en la mayoría de los casos a minerales que han sufrido una operación previa de depurado por métodos mecánicos o de físico química de superficie. En Metalurgia Extractiva podemos definir a la fusión como un proceso que partiendo de sustancias sólidas minerales, éstos sufren diferentes actos físico-químicos físico-químicos para obtener al final un líquido multifásico, que puede llegar hasta 4 o más fases y una de ellas contiene al metal reducido o bien por razones de carácter químico ésta tiene un compuesto regulado, como en el caso del cobre como un sulfuro artificial en fase única con el sulfuro de fierro; en todos los lo s casos es una etapa intermedia con diferentes fines. El presente trabajo está confinado al proceso extractivo del cobre. Es el metal que en su procesamiento ha tenido mayores innovaciones en los últimos 30 años; se han obtenido principios en ese período que son aplicables a otros metales, y que ya están en proceso de utilidad. Sin embargo en el Perú es difícil que se apliquen a los minerales complejos. Se ha hecho una revisión de los principios teóricos de 1950 a 1972, años en los que se estatuyeron conceptos que han permitido generar tecnologías avanzadas superando las etapas clásicas: -

Reacción ggaas-sólido Fu Fusió siónn pa para ra obt obten ener er su sulf lfur uros os ar artif tific icial iales es Co Conve nversi rsión ón pa para ra ob obte tener ner ccobr obree pre precip cipita itado do al eesta stado do lí líqui quido. do.

con prácticamente la supresión de la primera; igualmente en la fusión paulatinamente se ha ido incorporado el aire enriquecido con oxígeno y por último oxígeno puro y también se tiende a realizar en un horno integrado la fusión y conversión.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

La investigación termodinámica en el período mencionado ha sido muy intensa especialmente en los países avanzados: Estados Unidos de N.A., Japón y Rusia. He tenido a laresumiendo mano de 1950 a 1972 de de los1980 dos primeros bibliografíasefundamental de carácter teórico; la que he leído a 1994 enpaíses paíseslaextranjeros, puede establecer que los nuevos estudios sólo ha hecho reducidos ajustes a lo que expusieron los investigadores en época precedente. El más incierto campo es el de la cinética, que es el que precisamente más ha progresado, pero no por concluyentes trabajos teóricos, sino por labor experimental en hornos pilotos, y cuyos estudios han estado en los países de gran capacidad económica. económica. Lo mismo puede decirse de la termodinámica, pero de mayor valor para predecir aspectos tecnológicos. En cuanto a la estequiometría no ha habido dificultad de aplicar los conceptos que comenzaron a establecerse en 1878 y que quedaron plasmados en los primeros 50 años del presente siglo con respecto a las fusiones, incluyendo la conversión (reacciones gas-líquido para precipitar el cobre). Puede informarse de los conceptos clásicos estequiométricos en la publicación que hiciera en 19990 (26). He hecho experiencias para fines de estudio termodinámico y en general para extraer conclusiones teóricas, sin embargo tuve que interrumpirlas, pues ninguna Universidad o Institución cuenta con equipos adecuados para temperaturas de fusión para obtener matas (que tal es la denominación para los sulfuros artificialmente formados). El autor del presente trabajo cuenta con un pirómetro para la determinación de temperaturas hasta 1,200°C. Las pruebas que hice proyectadas en curvas por encima de dicha temperatura carecen de valor, pues se alejaban de las que dan los diagramas comparativos de las referencias bibliográficas que cito. Las empresas peruanas, dos, consideraron que no podían dar las temperaturas de trabajo de los hornos pues eran de carácter reservado, (29).

Características Termodinámicas de los Líquidos en la Fusión de Minerales EL SISTEMA TERNARIO Cu-Fe-S. No se presentan elementalmente en las fusiones industriales, ya que a partir de sus compuestos minerales a las temperaturas de trabajo pasan a sus compuestos estables establ es Cu2S y FeS que forman una sola fase; se presentan en cantidades no significativas de masas: el cobre elemental y el óxido de cobre. Han sido estudiados en diferentes atmósferas, en el trabajo de Krivsky y Schuhmann (1). Los potenciales individuales de Cu, Fe y S fue calculado por la ecuación Gibbs-Duhem de aplicación en los sistemas ternarios (2) y las constantes a partir de las actividades del Cu y Fe por Chipman. Krivsky los expone a 1600°C (2), temperatura poco probable en las fundiciones peruanas por utilizar sistemas modificados del procedimiento de reverbero clásico. Podemos concluir que a partir de las integraciones de Krivsky y Schuhmann es posible calcular las  

actividades de los sulfuros estables en fusión: Cu2 S y FeS, los diagramas son pseudo binarios muy cercanos a los ideales y si se quiere utilizar en ingeniería se pueden emplear fracciones molares, para el primero.

 

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Hay que hacer notar que las actividades de los sulfuros s ulfuros en la fusión se apartan de la Ley de Roult cuando no corresponden a la estequiometría de las matas.

El Sistema Ternario La deficiencia de azufreFe-S-O ponderal de los sulfuros es afectado por la presencia de oxígeno, Kameda y Yazawa (3); el oxígeno en las soluciones solucion es de laboratorio e industrial industri al varía de 0.1 hasta un poco más de 10% lo que fue expuesto por los autores en los diagramas del citado trabajo. Se puede colegir (4) que se obtienen tanto en la práctica como en el laboratorio matas que tiene menos azufre que el que corresponde a la relación Cu 2S:FeS; diferentes autores suponen que el oxígeno contenido en ellos forma óxidos de fierro. Efectivamente desde muy antiguo, por ejemplo en los hornos de cuba se encontró por métodos cualitativos especiales que existían óxidos de fierro (en los hornos verticales de atmósfera reductora), en dichos tipos ti pos de hornos se consideró que para la práctica operativa se presentaba el fierro divalente. En la actualidad tanto en el horno de reverbero clásico (atmósfera cercamente neutra) y con mayor razón en los modernos que utilizan oxígeno, como en los procedimientos de fusión instantánea se presenta Fe2O3. Determinar cuantitativamente cuantitativamente las concentrac concentraciones iones de Fe0 y Fe3O4 en la práctica industrial, presenta problemas por el carácter líquido de la fase a las l as temperaturas de fusión de los hornos indust industriales. riales. Se toma el diagrama FeS-FeO. Informac Información ión experimental ha sido recogida por Nagamorí y Kameda (5) . Con la misma, Yazawa y Chnalek establecieron equilibrios y actividades FeS y FeO en el ternario Fe-S-O a 1200°C (6).

El Sistema Cuaternario CU-Fe-S-O Es el que ha merecido intensas investigaciones, aunque es el más incierto en relación con el trabajo industrial. Kameda y Yazawa hicieron numerosas pruebas experimentales, sometieron al sistema a una atmósfera neutras en presencia de nitrógeno a fin de evitar la formación de óxidos confinando su estudio a un sistema ternario Cu2S-FeS-FeO. Este trabajo es clásico en metalurgia ya que se calcularon curvas de isoactividad en relación cuantitativa de sus componentes (7). Posteriormente fue ampliada la investigación para el sistema cuaternario Cu 2S-FeS-FeO-Fe2O3 (8). Describen a base de las presiones parciales de SO 2, el equilibrio de las matas en funciones al azufre y el oxígeno. Principalmente estuvieron estuv ieron relacionada con las matas desde un punto puramente teórico.

 

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0.1

0.2

°  C  Cu   

0.3

0.4

 

0.5

S 

2 

0.8

0.6

0.4

° FeS

0.2

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

CITA BIB7. (11) SISTEMA Cu 2 FeS EN FUNCION DE SUS ACTIVIDADES

CITA BIB. (9): ACTIVIDADES (ISO) DEL SISTEMA Cu-Fe-S DE LA MATA A 1350° C

 

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1400

1300

1200

1100

1000

900

20

40

60

80

% FeO

CITA BIB. (17): SISTEMA FeS-FeO EN % S EN PESO

CITA BIB. (1): INFORMACION DE SOLUBILIDAD DEL Fe EL PLANO ISOTERMICO EN EL SISTEMA S ISTEMA Cu-Fe-S

 

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Los anteriores trabajos han sido fundamentales fundament ales para la ingeniería de procesos minerales, pues permite al operador de una fundición calcular aproximadamente el desarrollo cuantitativo de la magnetita. Sus trabajos han sido extensos y han sido traducidos en diagramas que permiten ser usados con proximidad a la realidad. Para concluir son los que mejor han demostrado el real comportamiento Cu-Fe-S-O, expresando otra vez el grado de oxidación oxidación del F Fee depende del equilibrio de la fase gaseosa con la fase sulfuros artificiales (mata).

Fase Escoria Las escorias han merecido, por su importancia en el proceso de fundición, fundición , múltiples estudios durante el presente siglo; los de mayor valor son los que se han hecho a partir de 1950. Clásicamente se ha reducido el sistema al SiO 2-?  FeO-?  Ca0, donde ?  representa la suma de otros óxidos que dentro de ciertos límites porcentuales presentaban similaridad en las propiedades del Fe0 y Ca0 en función de las características químicas y físico-químicas que deben tener las escorias durante la formación, objetivos en sus propiedades de depuración y transporte de sus masas líquidas. l íquidas. En la actualidad dado el adelanto en las operaciones de concentración de minerales brutos ha perdido gran parte de vigencia en la generalidad de los casos, así como a conceptos actuales sobre la naturaleza de la actividad del oxígeno en las dos fases, escoria y mata. Se han hecho estudios puramente teóricos del sistema quinario Si0 2-Fe-O-Al203-Ca0, que no ha tenido mayor utilidad industrial. Para efectos prácticos se debe tomar el sistema cuaternario Si0 2FeO-Al203-Ca0, Verney ha estudiado sus efectos (9). Una más elaborada teoría sobre esta materia es el estudio de Muan y Osborn (10). Se debe agregar que se han estudiado los sistemas Fe0-SiO 2, FeO-O-CaO y FeO-Fe2O3-SiO2. Los que más han estudiado estos son Muan (11), Larson y Chpman, y Schuhmann (12 y 13). Se les puede dar escasa utilidad para fines prácticos. Teóricamente se ha tratado de armonizar la presencia del cobre y sus compuestos en las escorias simultáneamente con la atmósfera del horno. Los aspectos teóricos anteriormente han sido puntualizados por Sano y Sakao (15) para el CO-CO2-SO2. Los sistemas simultáneos Cu2S y Cu2O por parte de Ajersch y Toguri (14) los expresan en el diagrama del dibujo correspondiente correspondiente.. Jefes y Díaz dieron sus conclusiones ya de importancia industrial. Los aspectos teóricos anteriores han sido perfeccionados posteriormente. Finalmente se ha estudiado los potenciales químicos Cu-S-O y Fe-S-O que han tenido gran incidencia en los procesos industriales de producción continua de sulfuros. Como se ha expresado los procedimientos modernos de concentración de minerales han minimizado la presencia de Al203 y Ca0, de tal modo que sus efectos en la escoria y mata son menores. Para las dos fase que se presentan en la fundición de cobre puede centrarse el estudio en: Si0 2-Cu-S-FeO. En el presente estudio se ha hablado de las presencia del fierro divalente y trivalente que como es evidente depende de la fase gaseosa. Es importante cuantificar sus presencias en los procedimientos modernos de fusión; en realidad un conocimiento más profundo sobre este aspecto se tiene en los estudios a partir de

1950, pues toma en cuenta la fase gaseosa. Para efectos teóricos y prácticos debe incidirse en mata escoria-gas.

 

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CITA BIB. (27): SISTEMA FeO-Fe2O3 - Al2O3 - SIO2 (LÍQUIDO) La interacción entre sulfuros artificiales y silicatos fueron estudiados en forma completa por Yazawa y Kameda (16) y (17). Otros investigadores perfeccionaron lo que establecieron aquellos. Sin embargo la expresión tetraédrica es interesante para interpretar los estados de equilibrio en las fusiones industriales en relación con la interacción mata-escoria, como se expone en la figura correspondiente.

La Eficiencia de la Recuperación de Cobre Como es bien conocido el cobre que sale s ale en las escorias de las fundiciones fundi ciones puede ser porque está entrampado como gotas o químicamente disuelto como un producto de carácter básico; estas son las más importantes. En relación con las cuantificaciones de pérdidas por causas de operación las informaciones son discrepantes. Para Yazawa (18), Yazawa y Kameda (19), estos últimos están en función del tanto por ciento del cobre en la mata. La pérdida de cobre químicamente disuelto lo exponen Toguri, Themelis, Jenninngs (20). La interpretación de las pérdidas de cobre por las causas mencionadas han sido ampliadas y algunos autores dan otras razones como en las citas bibliográficas que hago al final. El cobre recirculante del convertidor si el caso lo amerita puede ser recuperado por flotación o lixiviación (21—22). Es interesante leer los trabajos sobre esta materia que han escrito Altman y Kellog y el de Minto

y Davenport.

 

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CITA BIB. (27): SISTEMA CUATERNARIO A TEMPERATURAS LÍQUIDAS

CITA BIB. (45): TETRAEDRO DEL SISTEMA Cu 2S-FeS-FeO-SiO 2

 

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CITA BIB. (70): BINARIOS Cu2S y Cu2O

CITA BIB.(53): COBRE Y AZUFRE, CONCENTRACIONES EN FUNCION DEL % DE COBRE EN LA MATA

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

NS 0.30

0.31

0.33

0.32

0.34

0.35

3

Cu2S 1.0

° Cu

2

0.8

°C 2

PS 2  x 10

0.6

PS 2

1

0.4

0.2

CITA BIB. (9): LAS ACTIVIDADES DE Cu y S en Cu S (1350° C) 2

CITA BIB. (13): CONCENTRACIONES Cu SVERSUSO  DE MATAS EN DIVERSOS DIVERSOS % DE SiO 2

2

2

 

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Cinética Todos los aspectos de la cinética es propiamente química. Sus principios teóricos son bien conocidos, así como las ecuaciones de las velocidades de transferencia de masa y calor, por lo menos los de carácter teórico. Dadas las grandes diferencias físicas y químicas que existen para una determinada sección y a sus variaciones en la misma en un determinado momento para los diferentes tópicos que comprende la cinética, así como a la geometría de un determinado horno, e igualmente a los lo s cambios cualitativos y cuantitativos eventuales de las materias que se alimentan, la cinética es punto extremadamente aleatorio para predicciones en el caso de procesos minerales de carácter industrial, y el ingeniero que opera hornos y reactores de tal naturaleza, salva sal va estos aspectos en diferentes formas que no es el caso tratar. La Cinética ha merecido extensos y repetidos trabajos, especialmente por europeos; sus investigaciones no me han sido accesibles por el idioma, no así la de los l os investigadores japoneses que están en idioma inglés. Algunos aspectos de la cinética, como los flujos de fluidos, viscosidad, etc. fueron obtenidos en laboratorios durante los primeros cincuenta años de este siglo, han sido si do corroborados por la práctica, por ejemplo lo expuesto por el tratadista H.O. Hofman en “General Metallurgy”, “Metallurgy of Lead” (1ra. edición 1892 y tienen de granvigencia perfeccionamiento 1918), “Metallurgy of Copper” etc, todavía sus diagramas y cuadros a pesar de suen poco pulimento y precisión. Los trabajos más importantes sobre cinética están en el presente estudio en las l as citas bibliográficas específicas.

Conclusiones 1. El pres presente ente eestudio studio ssee basa en fue fuentes ntes pr predomina edominantes ntes te teórica óricas; s; en aaspectos spectos que he conside considerarado pueden ser de utilidad práctica, los he puntualizado. 2. He bus buscado cado tr traba abajos jos per peruano uanoss en aspe aspectos ctos te teóric óricos os en la fu fundic ndición ión de mi minera nerales les y no se ha hann encontrado con bases físico-químicas. 3. El estu estudio dio ab abarca arca publica publicaciones ciones extranj extranjeras, eras, todas ellas eenn idioma inglés, de 195 19500 a 11972 972 existentes en bibliotecas peruanas, las mismas que se cita; también se hace una relación bibliográfica que he tenido a la mano en el mismo idioma y por igual período. Las suscripciones e intercambio de publicaciones se habían ido extinguiendo, en el área de metalurgia y en general de procesos minerales, a partir de 1965 en todas las instituciones universitarias y externas a las mismas a partir de finales de la década de 1960. hoy día no hay publicaciones teóricas sobre pirometalurgia en bibliotecas institucionales tanto del Estado como de las particulares. Me he basado en copias y resúmenes que hiciera en esos años, especialmente en el que fuera Instituto Nacional de Investigación, y Fomento Mineros (hoy INGEMMET ahora dedicado a la parte geológica exclusivamente y ha omitido el aspecto industrial de los procesos minerales).

 

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4. He co comprobado mprobado en mis visitas qque ue hic hiciera iera eenn 1989, 1993 y 1995 al centro universita universitario rio de Tucson y a la Biblioteca del Congreso de los EE.UU de NA, que en el período mencionado en el punto 3, corresponde a los trabajos de investigación básica que se menciona en la bibliografía, y son en los que se sustentan los modernos procedimientos de obtención de cobre, y cuyos principios son extensivos a lo más importantes metales industriales industriales.. 5. La inte intención nción ddel el trab trabajo ajo bibl bibliográf iográfico ico que hhago, ago, pu puede ede ser utiliza utilizada da en la ingenie ingeniería ría de pproces rocesos os minerales en el Perú. Estos presentan peculiarid peculiaridades ades especiales en importantes regiones mineras, que generarán grandes dificultades para la aplicación de procedimientos extractivos de los metales; como es el caso que se presenta en la Fundición de la Oroya. 6. Es nec necesario esario que las Universid Universidades ades pe peruanas ruanas que te tengan ngan unid unidades ades aacadémica cadémicass de química y metalurgia empiecen a realizar investigación investigaci ón básica en este aspecto, y la que ya se ha efectuado a nivel universal la apliquen en el laboratorio con nuestras materias primas en la especialidad de pirometalurgia. Sin embargo se carece de instrumental, equipo, infraestructura y una adecuada atracción para atraer a la Universidad a los investigadores que deben tener mínima experiencia en la industria y cualidades especiales para la investigación. Nuestro País por conveniencia económica no puede estar supeditado a la tecnología extranjera y dar solución a las particulares características de nuestros minerales. El profesional peruano ha demostrado que cuando se le da facilidades mínimas míni mas es capaz de resolver problemas, como han sido los l os de la Fundición de la Oroya, que en determinada época tuvo un u n eficiente Centro de Investigación y otro Bibliográfico.

Lima, 31 de diciembre de 1995

 

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BIBLIOGRAFÍA MODERNA (Cu) CITADA (se encuentra en Bibliotecas peruanas)

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Guillermo Tantaleán Vanini

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SE ENCUENTRA EN BIBLIOTECAS EXTRANJERAS (relacionadas con fundición)

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194

Guillermo Tantaleán Vanini

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 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

195

PROCEDIMIENTO DE SEGREGACIÓN EN SECO34

Antecedente Dos ingenieros (Moulden y Taplin) cuando aplicaban el método Perkins para recuperar cobre (en este se usa una reacción para precipitar cobre sólido a temperaturas no mayores a 400°C en 15 o 20 minutos) en Sagasca (Chile) observaron que debido a una pequeña concentración de sal común (0.5%) y en presencia de partículas de carbón que se utilizaba en dicho método, el cobre sólido precipitaba migrando a la superficie de las partículas de carbón; inmediatamente después se dieron cuenta que no era necesario disolver por lixiviación amoniacal el cobre, ya que tanto dicho metal como las gangas estaban en los rangos granulométricos adecuados y podían ser flotados obteniendo sencillamente un concentrado de cobre. Otros autores atribuyen a mineros Chilenos el descubrimiento, pues de muy antiguo les servía para groseramente, por la intensidad del color del cobre segregado, determinar cuantitativamente el metal (usaban una mezcla de cloruro de sodio y carbón pulverizado sin pasar a la fusión). Voy a exponer la experiencia que tengo, te ngo, obtenida cuando tenia a mi cargo las investigaciones previas al tratamiento de minerales minera les en las plantas pilotos de lo que hoy en día es INGEMMET. La investigación se realizo con la pobrísima pobrís ima información que se tenia entre 1965 y 1960. Consistían en precipitar el cobre de su especie sólida a cobre metálico sólido, utilizando un principio antiquísimo de una “tostación clorurante” en atmósfera reductora, utilizando sal común y carbón. Se tuvo éxito con todas las muestras minerales de baja ley (de 1 a 3%) provenientes de la costa sur del Perú comprendida entre Chincha hasta cerca de Chala, con minerales oxidados y sulfoxidados; las recuperaciones pasaban del 90% y un 25% de los concentrados que obteníamos en la flotación tenían más de 90% d cobre. Se utilizó para la investigación dos retortas retor tas hechas de tubo para agua, de tamaño adecuado para introducirlas en el horno mufla para análisis de oro y plata. Para simular un horno rotatorio, se les colocó sobre soportes de varillas de fierro corriente y la tapa de las retortas tenían en el centro una tuerca para que pudiera rotárselas a distancia con una manizuela de 2 metros de largo (para evitar el calor de la mufla). Se cargaba la retorta con 550 gr de mineral, para hacer que el peso del producto fuera compatible con la operación final de flotación en la celda Wemco de ½ Kg

34 Se dice solamente segregación pa para ra diferenciarla del interesant interesantee trabajo del Ing. L Luis uis Alva Saldaña (exprofesor de la Escuela de Ing. Metalúrgica Metalúrgica de San Marcos y posteriormente Decano de la Facultad de Ingeniería de Minas de la UNI) sobre segregación húmeda, en la práctica no ha sido aplicado todavía. El Ingeniero peruano Luis Alva Saldaña hizo un interesantísimo trabajo de investigación al presentar a un Congreso de Minas: "Segregación en húmedo".

 

196 

Guillermo Tantaleán Vanini

ESQUEMA DEL HORNO ROTATORIO  (Vista de Perfil y Frontal)

VISTA GENERAL DEL HORNO ROTATORIO

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

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Principios Químicos Básicamente la segregación se basa en un tostado clorurante, en el cual el cobre es convertido a sus cloruros, estos en una atmósfera reductora húmeda pasan a cobre metálico. Los reactivos que se usaron fueron sal común y cualquier tipo de combustible (carbón de madera, que es el que nos dio mejor resultado, hulla, coque y antracita) El proceso se desarrolla en tres etapas en el reactor único (la retorta en este caso).

1ra Etapa Si hay minerales hidratados (como las arcillas montmorillotita, kaolinita, etc.) el NaCl reacciona: 4NaCl + Al2O3.2SiO 2.2H2O = 4HCl + Na4Al2O3.2SiO 3 Esta reacción es total entre 700 a 750°C. Si no tuviera agua química el mineral o humedad apropiada, se agregaba artificialmente agua antes de cerrar la retorta.

2da Etapa El ácido clorhídrico liberado en la reacción anterior ataca las especies oxidadas de cobre para formar cloruros:

CuO + 2HCl = CuCl2  + H2O 2 CuO + 4HCl = 2 CuCl + 2H O + Cl 2

2

2CuSiO .2H O + 4HCl = 2CuCl + 6H O + Cl + 2SiP 3

2

2

2

El cloro producido también interviene: 2CuSiO .2H O + Cl   = 2CuCl + 2SiO   + O 3

2

2

2

2

Etc; lo anterior sirve para ejemplificar la formación de cloruros a partir de 2 especies; en realidad son amplísimas las reacciones que se producen en relación con otras especies oxidadas y sulfuradas de cobre.

3ra Etapa En atmósfera débilmente reductora, los cloruros volátiles son reducidos a cobre metálico en finas hojuelas en la superficie de la partícula de carbón; puede interpretarse la producción de cobre con las reacciones: CuO + CO = Cu + CO 2

Cu O + CO = 2Cu + CO 2

2

2CuCl + C + H O = 2Cu + 2HCl + CO 2

2

2CuCl + C + 2 H O = 4Cu + 4HCl + CO 2

2

CuCl + C + H O = Cu + 2HCl + CO 2

2

2 CuCl  + C + 2 H O = 2Cu + 4HCl + CO 2

 

2

2

198

Guillermo Tantaleán Vanini

Variables Utilizadas en la Experimentación: Se tomó en cuenta las siguientes: 1. Temperatura 2. Malla del mineral 3. Malla del carbón 4. Malla de la sal 5. Relación cloruro de sodio-carbón 6. Tiempo de estacionamiento de la carga 7. Agua

Conclusiones obtenidas Para obtener rendimientos aceptables es necesario utilizar mallas correctas de mineral, carbón y sal. Para la sal entre las mallas de 10 a 150; para el carbón entre 20 y 48 y para el mineral se tomaba en cuenta la granulometría apropiada de la posterior flotación en relación con las gangas. La relación carbón-cloruro de sodio varía para cada tipo de mineral, pero de manera general se puede afirmar que 1.5% de sal y 0.5% a 2% de carbón (referido al coque) eran las mas convenientes. Para minerales carentes de agua de combinación o humedad los mejores resultados se obtenían impregnando la carga con 3% de agua. El tiempo óptimo era de 60 minutos para una buena segregación a 700°C y 15 minutos a 800°C. Se concluyó que el tiempo óptimo es de 30 minutos a 750°C.

Disgregación: En algunas ocasiones el producto final de las retortas era colocado en un agitador en la relación óptima sólidos-agua para disgregar los terrones para efectos de las subsiguiente etapa de flotación.

Flotación No hay dificultad en flotar el cobre metálico me tálico usando los reactivos usuales de flotación. El pH óptimo era el alcalino por encima de 10, se dedujo también tomando el pH del mineral antes y después de la segregación que bajaba la cifra absoluta del pH en la mayoría de los casos. Hay que tomar en cuenta que en los primeros minutos flotaba rápidamente en la celda unitaria de laboratorio la boratorio el cobre metálico, hecho que era fácilmente perceptible por el color de la espuma; esto indicaba que la cinética de la flotación era rápida inicialmente (comprobada al espumar las primeras fracciones frac ciones con la paleta; las subsiguientes espumas eran menos intensas en color). El mejor concentrado de cobre que se obtuvo fue 92.3%, con una recuperación de 91% en la segregación y 92% en la flotación.

 

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Etapas de la Experiencia de Laboratorio

MINERAL

TRITURACION

SAL

MOLIENDA

TAMIZADO

SEGREGACION

DISGREGACION H2 O FLOTACION

RELAVES

 

 

CONCENTRADO METALICO

CARBON

 200

Guillermo Tantaleán Vanini

COMENTARIO De nada serviría la enseñanza de la ingeniería si es que no se vincula el razonamiento de su enseñanza y ejercicio posterior, con la realidad circundante económica, social y política. Se ha hablado en el curso del CIPEC. Con fecha 9 de diciembre de 1990 el suplemento dominical del Diario El Comercio da la noticia.

Retrospectiva La Empresa Empresa Estatal Estatal “Minero Perú. El general E. P. Jorge Fernández Fernández Maldonado Maldonado fue Ministro Ministro de Energía y Minas del autodenominado Gobierno Revolucionario de las Fuerzas Armadas; ex senador Socialista de 1985 a 1990. durante su ministerio se construyo en el palacete del minero Rizo Patrón(descubridor de la especie mineral “rizopatronita”) que queda en la cuadra 15 de la Av. Arequipa, y detrás del mismo un amplísimo local de elegante madera de pino(muy inflamable); se comenta a baja voz que se quemaron, al quedar reducido a unos cuantos kilos de cenizas, valiosos documentos que testificaban actos importantes de empresas mineras con los altos personajes e instituciones peruanas. Según me expresan, fue el Presidente del Directorio, el General Ge neral E.P. Juan Bossio Collas quien mando ejecutar dicha absurda construcción. El General Fernández Maldonado fue invitado al II Simposium de Metalurgia organizado por el Colegio de Ingenieros del Perú, importante y primer evento metalúrgico que se realizaba en el Perú y que trato importantes temas. Eludio estar presente, pues viajo al Japón. Antes de Agosto de 1970(mes del Simposium) Simpos ium) un grupo de Ingenieros, despué despuéss de un debate en el Colegio de Ingenieros, le propuso que con tecnología peruana se hiciera la refinería de Ilo para el cobre blister de Toquepala por un monto presupuestado de 18 millones de dólares; prefirió el Gobierno Revolucionario entregar su construcción al Japón a un costo de cerca de 60 millones de dólares (sin contar intereses, etc). La razón que daban era que tenia mando electrónico; 10 operarios peruanos hubieran sustituido a los mismos y se hubiera obtenido obte nido cobre de 4 nueves.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

201

PRACTICA DE LA FUSION EN LAS DETERMINACIONES ANALITICAS CUANTITATIVAS Por el Ing. G. Tantaleán Vanini

Preámbulo Hay diferentes métodos de determinaciones cualitativas y cuantitativas del oro, y metales similares unas de carácter empírico así como de procedimientos científicos avanzados, estas últimas no pueden usarse en determinaciones comerciales por diferentes razones. Hay igualmente diferentes expresiones de su concentración en minerales, en sus diferentes aleaciones y con respecto a barras puras. En minerales se usa los gramos y onzas troy. En monedas y barras milésimos. En joyería en kilates; este último método primitivo sigue en vigencia; el joyero usa "la piedra de toque"; esta piedra es un basalto negro (lidita, una variedad de cuarzos) inatacable por ácidos; su superficie debe ser ligeramente rugosa; sobre ésta se frota cualquier objeto de oro dejando una raya formada por pequeñísimas partículas de oro metálico. Se tiene además un abanico de platinas en cuyo extremo tiene adherido independientemente aleaciones de oro y cobre cuyas leyes son conocidas; para la determinación cuantitativa o el kilataje kilat aje (de 1 a 24) de hace con el objeto a eensayar nsayar una raya de 4 a 5 cm. de longitud en el basalto, a continuación varias rayas con c on las platinas de abanico y se ccompara ompara todas las rayas, luego de humedecerlas con una gota "de ácido para toques" (H2  NO3 + HCl), con composición diferente al "agua regia" examinando las rayas y sus tiempos de desaparición, el joyero perfectamente "al ojo" hace una determinación cuantitativa en kilates del oro de la joya, suficiente para fines de comercialización en joyas de oro. En bulliones (barras con bajos contenidos de oro) en tantos por ciento, por ejemplo 40% de cobre, 40% de plata y 20% de oro

Teoría de la Fusión aplicada a las determinaciones determinaciones Analíticas Cuantitativas En Ingeniería Química al especialista profesional o empírico práctico se le llama “ensayador” el que realiza determinaciones cuantitativas de oro, se adquiere destreza después después de prologanda experiencia observando a los que ya tiene madurez pues no depende de rigurosas disciplinas disc iplinas científicas, sino del sistemático trabajo a través de muchos años. Al método también se le llama “análisis seco”, “análisis por vía seca” o “al fuego”; este procedimiento tan antiguo que ya estaba consagrado a comienzos del siglo XIX; el "Manual del Ensayador", traducción española de 1813 de M. Vausquelin en poder del autor del siglo XVII en donde los hornos, lechos de fusión, f usión, etc. son exactamente iguales a los que usamos actualmente, con la única excepción de la utilización en el horno que proporcionaba

 

 202

Guillermo Tantaleán Vanini

energía térmica para las fusiones, que quemaba en la parte inferior combustibles sólidos; posiblemente el primero leña, carbón de leña, hulla o coke, etc. después gas de alumbrado y en la actualidad petróleo, gas o electricidad. Todos los otros implementos son iguales: copelas, muflas, crisoles, tenazas, brochas de ensaye, pinzas, etc. Los resultados cuantitativos que se obtenían en las balanzas antiguas eran muy aproximados a las de ahora con las balanzas electrónicas, “la incuartación” para análisis de barras y objetos metálicos en general eran tan conocidos como en la actualidad. Además el hombre a través de miles de años ha conseguido fundir, o sea llevar al estado líquido las sustancias minerales y elementos metálicos por debajo de puntos de fusión al realizar mezclas que producen líquidos eutécticos o metales que solobulizan el oro y ciertos metales adjuntos en la serie electromotriz; la forma de obtener los líquidos ectécticos al estado líquido prolongan la vida del material refractario refrac tario de los hornos y fundir entre 800 a 1000 °C sustancias como el SiO 2 y CaO de las minerales. En el texto del autor “Metalúrgica General” puede encontrarse el índice de selicatación en estos aspectos

En conclusión Podemos decir que en las determinaciones analíticas cuantitativa los conocimientos son de carácter empírico. Las bases de las determinaciones cuantitativas cuant itativas de los metales preciosos por fusión, est están án dadas en los principios de la fundición de minerales; son válidos los conceptos estudiados en los capítulos de fundición que estamos desarrollando; aunque su aplicación aplicaci ón tiene las necesarias variantes, pues, ya no se trata de efectuar un balance estequiométrico estequiométrico desde el punto de vista económico, sacrific sacrificánándose este criterio por razones en la exactitud exact itud de los resultados analíticos cuantitativos. La determinación cuantitativa pirometalúrgica (especialmente del oro) ha llegado a consagrarse sobre los métodos de vía húmeda, puesto que los metales metale s preciosos están tan diseminados en las rocas r ocas y en algunas especies en soluciones sólidas que es muy difícil exponer su superficie al ataque en cualquier grado de molienda. En las fusiones utilizadas analíticamente es posible producir un líquido multifásico: metal, speiss, mata, escoria y sales alcalinas fundidas estas últimas no se producen en las fundiciones industriales. industriales. La fase metal es el "régulo" de plomo que colecta el oro y la plata; del tamaño que tenga éste y pureza, dependerá la exactitud del análisis. Por presentar el oro solubilidad en el speiss y mata se evita la formación de esas fases. La fase escoria esta formada en los ensayes por óxidos metálicos y sílice o vidrio de bórax, fase que descansará directamente sobre el futuro régulo de plomo. En estos casos se forma ocasionalmente o se producen deliberadamente sales alcalinas como los cloruros, sulfatos y cianuros; estas sales forman otra fase sobre la fase escoria; escor ia; por ejemplo, el sulfato de sodio se produce en las fusiones analíticas de los minerales sulfurados. El cloruro de sodio fue utilizado antiguamente como cubierta protectora para las fusiones. Las sales de cianuro son fuertes agentes reductores y se usan en los ensayos de estaño y en general evitan una mínima volatilización volatilizació n de las sustancias a ensayar que son despreciables numéricamente numéricamente en los resultados cuantitativo. Las sales alcalinas, tales como los cloruros, cianuros y sulfatos alcalinos, se producen ocasional o deliberadamente. Las sales de cianuro son fuertemente reductoras y se usan en el ensayo del estaño.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

203

Condiciones para producir el régulo de plomo De la serie electromotriz de los metales sacaremos como conclusión que unos pocos metales y no metaloides son lo suficientemente bajos como para poder ser reducidos en una fusión analítica y poderse solubilizar en el plomo; estos metales podrían ser Sb, Bi, As, Cu, Te, y Hg; si es verdad que el Hg, según la tabla es el mas fácilmente reducible, sin embargo no contaminara el régulo, pues debido a su altísima presión de vapor a las temperaturas analíticas de fusión se volatilizará. El Bi cuando se halla en altas concentraciones no se puede eliminar e liminar del régulo ya que es mas difícil de oxidar que el plomo (durante la fusión y subsiguiente copelación); parte pa rte del bismuto en el mineral pasara al re regulo gulo y parte del Bi por corrección con respecto al bismuto total contenido en la muestra. En las muestras que contienen pequeñas cantidades de Bi no es importante su efecto final. Para que no interfieran el Sb, As, Cu y se tratará de que se conserven oxidados durante la fusión para que se incorporen a la escoria, aunque dependen de sus concentraciones concentraciones en la muestra para que una fracción de ellos contaminen el régulo; por lo tanto en algunos casos deberá de tomarse una muestra en peso mas pequeña que las ordinarias con el objeto de reducir las impurezas en el régulo; si es verdad que el plomo tiene una mayor tendencia para combinarse con el oxígeno que el cobre, se logra evitar esta dificultad por la acción de masa del litargirio (se utiliza en exceso), por lo tanto las probabilidades probabilidad es de reducir el cobre se atenuarán adecuadamente. La teoría química que explica el uso de un exceso litargirio para mantener las condiciones necesarias con el objeto de incorporar los metales a la escoria sería la siguiente en el caso del cobre : Pb O A Pb

+ 2 Cu A Cu2 0  

A Pb O

2

A  Cu

=

Cu 2 O + Pb

(1)

=

K

(2)

Las actividades del Pb y Cu metálicos se desconocen, sin embargo, considerando una cantidad constante de Pb producido y una cantidad máxima de Cu tolerado en el régulo, sus actividades deben ser constantes: A

Pb

2

A Cu Sustituyendo 3 en 2

=

K1 (3)

K:K1  = K2  por consiguientes: A Cu 2 O ?  k1 = k (4) APbO

Luego una nueva constante, Ka, puede introducirse por A Cu2 O APbO

?  k2

K K1

= k (5)

Las actividades del óxido cuproso y el óxido de plomo en la carga son proporcionales a las concentraciones presentes y por lo tanto,

 

 204

Guillermo Tantaleán Vanini

Concentr Conc entració ación n de de Cu Cu 2O Concentración de PbO

?

 K 2 (6)

La ecuación (6) muestra que la cantidad de cobre retenido en forma oxidada y por lo tanto remanente en la escoria está en proporción proporción de PbO libre en la escoria. Consideraremos que las actividades del Cu  O y del Pb 0 sean proporcionales a las concentraciones 2 presentes y por lo tanto la cantidad de cobre oxidado (incorporado a la escoria) está en proporción a la concentración de PbO libre en la escoria por otro lado es lógico que la actividad del PbO cuando forma un silicato es muy bajo y perderá su capacidad de oxidar el cobre. Concluiremos también que altas concentraciones de SiO 2  en la carga disminuirá el Pb O libre y en consecuencia las probabilidades del ingreso del Cu al régulo aumentarán (en los procesos industriales de producción de plomo metálico se usa una cantidad considerable del reductor y por lo tanto metales mas difíciles de reducir r educir como el Sn se incorporaran al Pb). En las fusiones analíticas la reducción es controlada utilizándose cantidades deficientes deficie ntes del reductor para disminuir las probabilidades del ingreso de otros metales básicos que no sean del grupo del plomo. La buena colección de los metales preciosos se hace difícil cuando no hay una buena "liberación por fusión" de los metales preciosos, las partículas de estos metales deben estar al estado líquido para su colección subsiguiente; debe debe por lo tanto evitarse el u uso so de muestras minerales en terrones y no no producir fusiones viscosas, evitándose esto último por el uso de fundentes y temperaturas adecuadas. Otro factor importante es el buen contacto del Pb con las partículas de los metales preciosos, esto se logra con altas concentraciones de plomo líquido reducido; experimentalmente se ha demostrado que no hay objeto en utilizar cantidades mayores de 25 gramos de Pb reducido con respecto a los pesos de muestras usuales, a partir de esa cifra en plomo las pérdidas de los metales preciosos se deben a la solubilidad del oro en las escorias, pérdidas que se incrementarían si hubieran las fases speiss y mata. Las pérdidas de metales preciosos se incrementan marcadamente cuando se obtienen régulos de menos de 15 gramos, sobre este peso de régulo hay que considerar que siempre debe haber exceso de litargirio disponible para la escorificación de los metales perjudiciales.

REDUCTORES El objeto del reductor en la carga es producir el Pb a partir del litargirio. Su uso se justifica cuando el mineral no es auto-reductor para producir el regulo de plomo del tamaño deseado. Los agentes reductores utilizados son: carbón, azufre, harina, argol, fierro metálico, etc. El poder reductor del carbón varía con su contenido de carbón, 2 Pb O + C

=

2 Pb

+

CO2

Teóricamente un gramo de carbón reducirá reducir á 34.5 grs de Pb, expresándose su poder reductor ccomo omo 34.5 El poder reductor del almidón (normalmente con 70% de almidón, 15% de humedad y la diferencia formada por proteínas, azúcares y otros) es 15.3 y el del argol KH (C4H4 O6 ), es 5.5. El poder reductor del azufre varía con la acidez de la carga y con el contenido de carbonato de sodio de la misma; en una carga muy básica con suficiente PBO pero sin carbonato carbonato de sodio, el S es oxidado a SO2.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

2 P b O + S = 2 Pb + SO 32 414

205

2

 

Y por lo tanto su poder reductor sería 12.9. Con el agregado de carbonato de sodio a la carga el poder reductor del S se incrementa hasta 19.4, correspondiendo a su oxidación máxima a SO  en este 3 caso el carbonato de sodio en presencia de S y PbO produce finalmente finalme nte sulfato de sodio, sin considerar las reacciones intermediarias se puede establecer: 3PbO + 5 + Na2 CO3 = 3 Pb + Na2SO4  + CO2 Siendo en este caso su poder reductor 19.4. El fierro en algunos procedimientos de ensayo es insustituible, puesto que los otros reductores actúan rápidamente provocando solo una reducción superficial de las partículas. El Fe usado como reductor no forma productos volátiles, migra conjuntamente (pastoso y fundido) con la carga hundiéndose; sus venta jas para un determin determinado ado tipo de mineral mineral tendrá tendrá que ser determin determinado ado experime experimental ntalment mente: e: PbO + Fe = Pb + FeO 56 2 07 Su poder reductor es de 3.7

Minerales autoreductores Los reductores usuales que presentan los minerales son los sulfuros. El poder reductor de los sulfuros metálicos deben considerarse en dos partes . 1.

Reducción Reducción causad causadaa por la oxidaci oxidación ón del metal metal y 2. Reducc Reducción ión causada causada por por la oxidación oxidación del del azufre. En el caso de la pirita:

a.

Si Sin n ca carb rbon onat ato o de sodi sodio: o: 0. 4 6 6 g r s . de F e x 3 . 7 = 0. 5 3 4 g r s d e S x 1 2 . 9 = 1.000 grs de Fe S 2 =

b.

1 . 7 g rs d e P b 6 . 9 g rs d e P b 8 .6 gr s de P b r e duc i do

Con exce excesso de Na2 Co3 y Pb O el azufre se oxida a SO3 0. 4 6 6 g r s . de F e x 3 . 7 = 0. 5 3 4 g r s d e S x 1 2 . 9 = 1.000 grs de Fe S 2

1 . 7 g rs d e P b 1 0. 4 g r s d e P b 12.1 grs de Pb reducido

Cuando el mineral es excesivamente reductor tendrá que efectuarse una tostación, en este caso para encontrar la ley final tendrá que hacerse el cálculo respectivo para compensar las las pérdidas de las materias volatilizadas.

DIFERENTES LECHOS DE FUSION 1. Un Lec Lecho ho de fusión fusión para un mineral mineral oxidad oxidado o 2. Un Lech Lecho o de de fusió fusión n para para un mineral mineral reduct reductor or 3. Un Lech Lecho o de fusión fusión para para un minera minerall si silic licata atado do 4. Un L Lec echo ho de fus fusión ión pa para ra una una ale aleaci ación ón

 

 206 

Guillermo Tantaleán Vanini

Consideraciones Prácticas La cantidad de Pb reducido del litargirio depende de la clase de mineral. Los sulfurados reducen fuertemente, según la reacción: PbS + 2 PbO

=

SO2 +

3 Pb

(1)

 

 FeS   + 5 P b O

=

2SO  +

Fe O

+ 5 Pb

(2)

2

2

Estas reacciones muestran que se debe agregar menos carbón o en ciertos casos nada para producir la cantidad correcta de plomo. A veces la presencia de cantidad considerable de sulfuros hay que neutralizar, con agentes oxidantes. Los minerales reductores se reconocen por su color; estos son grises, negros. Los rojizos son oxidantes (Fe2 O3) En este caso hay que aumentar la cantidad de carbón. Los mejores resultados se obtienen cuando el botón de Pb, al fundir 30 gramos de mineral producen 18 gramos de aleación. Esta cantidad es por lo general, suficiente para minerales corrientes que oscilan en leyes de Au por tonelada de 0.5 hasta 20 grs. Para minerales muy pobres se puede emplear hasta 120 grs. de mineral. Para minerales concentrados que tienen leyes arriba de los 100 grs. es necesario tomar para el análisis sólo 10 grs. Cuando se trata de mineral proveniente de la misma zona y que el mineral es de gran potencial para su explotación, hay que hacer un ensayo previo para determinar con exactitud el peso del botón, para lo cual hay que determinar la pureza de los reactivos.

I) Ensayo de los Reactivos: a) Litargirio

PbO

b) Carbonato de Sodio

CO3  Na 2

c) Borax anhidro

Na2 Bo 4 O 7  

 

a) Litargirio ( Pb O) Colector por excelencia punto de fusión 906 ° C. Este fundente es básico y forma con silícico(1) delymineral silicato fácilmente fusibles y es al mismo tiempo desulfurante como se veelenácido la relación (2). Debe estar seco y libre de minio Pb3 O4 que oxida a la plata llevándolo a la escoria e induciendo a errores por defecto en la determinación de la misma debe estar exento de plata o tenerla en cantidades desconocidas, la que se determina del modo siguiente:

Mezclar

12 0 gr s . de P bO 60 grs. de CO  Na 3

2

2

grs. de Carbón

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

207 

Toda esta mezcla se debe colocar en un crisol refractario Nro 4 y cubrirla con bórax, y luego fundirla y el régulo de Pb resultante copelarlo copelarlo y el botón de plata se pesa, así se sabe la cantidad de plata que se ha de restar de el análisis, conforme a la cantidad del litargirio empleado.

Utilización del Carbón como Reductor Su poder reductor se determina del modo siguiente: Se mezclan :

6 0 g rs . d e P b O 15 grs. de Co  Na 3 2 1 gr. de Carbón vegetal

Se funde toda esta mezcla en un crisol refractario N° 4 cubriendo esta con Bórax anhidro, el regulo de Pb obtenido se pesa, este peso expresa el poder reductor del carbón. Un gramo de carbón debe producir 30 gramos de Pb

Utilización del Nitrato de Potasio como Oxidante Su poder oxidante se determina del modo siguiente 60 grs. de PbO 15 grs. de CO 3 Na 2 3 grs. de NO  K 3 1 gr. de carbón vegetal Toda esta mezcla se funde como el caso anterior, y se determina el peso del botón de Pb. Si se encontró que un gramo de carbón vegetal produce pr oduce P gramos de plomo y si en el ensayo ccon on NO  K 3 hemos obtenido p gramos de plomo, la diferencia: no da el poder oxidante. P – p = cantidad de Pb oxidado con 3 gramos de NO K , 3

Un gramo de NO   K oxida aproximadamente aproximadamente 4 gramos gramos de Pb. 3

Ensayo preliminar cuando se trata de una sola clase cla se de mineral o de una misma zona Se pesa:

5 grs. de mineral malla 100 80 grs. de litargirio 20 grs. de CO Na 3 2 5 grs. de Bórax

Toda esta mezcla se funde, se pesa el botón obtenido, este peso multiplicado por 6 debe dar el botón de ensayo definitivo puesto que ordinariamente son 30 grs de mineral.

Pueden ocurrir 4 casos a) 30 grs de min mineral eral da darían rían en régulo de 6x3 = 18 gramos, gramos, es un p peso eso des deseado eado po porr el analista, analista, que llena las condiciones para que ensayo perfectamente bien, sin exceso ni defecto de la cantidad de Pb.

 

 208

Guillermo Tantaleán Vanini

Obteniéndose todas estas condiciones se hace el ensayo preliminar tomando para tal fin: 30 grs. de mineral 30 grs. de PbO 30 grs. de Co  Na 3 5 grs. de Na  Bo   O 2 4 7 6 b) El botón de Pb pesa menos de 3 grs. el mineral en este caso es no suficiente para producir un botón de 18 grs con 30 grs. de mineral, luego hay que agregar carbón vegetal al fundirse. Si el poder reductor de nuestro carbón car bón es de 30 grs. tenemos: 30 : 1 = 12 X = 12 : X Se necesitara 0.4 g de carbón para añadir a la mezcla y obtener los 18 grs. de Pb. c) El bo botón tón de Pb pesa pesa mas de de 3 gramos. gramos. El El mineral mineral es fuertemente fuertemente reductor y hay que compencompensar esta acción reductora mediante un oxidante (NO  K)  K).. 3

Cuando los minerales son muy reductores es aconsejable tostar el mineral; del mineral tostado se toman cantidades para los ensayos previo y final. final . d) No se form formaa b bot otón ón de Pb. Pb. El mineral es neutro o es oxidante se repite el ensayo con un gramo de carbón y se hace el ensayo definitivo en los resultados que se obtenga en este segundo ensayo previo.

 

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209

Diversos lechos de fusión BASADOS EN LA EXPERIENCIA a. Minerales Piritosos Pb O CO   Na 3 2 Na   Bo   O 2 4 7 Si O Harin2a  

1200 1200   700   150

gramos gramos gramos gramos

65 gramos 3,315 gramos

b. Minerales que contienes mucho cobre Pb O CO   Na 3 2 Na   Bo   O 2 4 7 Si O 2 Harina

1300 gramos 1300 gramos  700 gramos  150 gramos 50 gramos 3500 gramos

c. Minerales Sulfurados Pb O CO   Na 3 2 Na   Bo   O 2 4 7 Si O 2 Harina KNO 3

e)

1000 gramos 1000 gramos  750 gramos  100 gramos 40 gramos   50 gramos 2940 gramos

Mi Mine nera rale less corri corrien ente te sili silico coso soss Pb O CO   Na 3 2 Na   Bo   O 2 4 7 Si O 2 Harina

1000 gramos 1000 gramos   700 gramos   100 gramos 60 gramos 2860 gramos

Otros lechos de fusiones f) Mine Minera rale less S Sul ulfu fura rado doss Pb O 4683 gramos CO   Na 1625 gramos 3 2 Na   Bo   O 750 gramos 2 4 7 Si O  150 gramos 2 7208 gramos

 

 210

Guillermo Tantaleán Vanini

g)

Mine Minera rale less O Oxi xida dado doss

Pb O

3750 gramos

CO3  Na 2

1550 gramos

Na2  Bo4  O7

750 gramos

Si O2

 150 gramos 6200 gramos

h) Mine Minera rale less Sili Silico coso soss Pb O 2812 gramos CO3  Na 2

1125 gramos

Na2  Bo4  O7 Si O2

450 gramos  150 gramos 4537 gramos

i)

Para minera minerales les cuyo cuyo comportam comportamient iento o no se conoc conoce, e, y se desea desea hacer hacer una una esti estimació mación n previa: previa:

Tenemos el siguiente lecho de fusión: Pb O

2000 gramos

CO3  Na 2

2000 gramos

Na2  Bo4  O7 Si O2

1000 gramos  200 gramos

Harina

200 gramos 5400 gramos

Nota: • Tod Todos os estos estos rea reactiv ctivos os se mezcla mezclan n íntimamen íntimamente te y se utiliza utiliza se según gún el peso del mineral mineral empleado empleado,, si se pesa 30 grs. de mineral, se pesará 100 del respectivo lecho de fusión. • Según me informan informan,, en el siglo siglo XXI los método métodoss instrume instrumentales ntales no han han des desplazad plazado o com completapletamente al empírico por fusión en determinación de los minerales, bulliones y barras.

Lima, Junio de 1972

 

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211

HIDROMETALURGIA

La Aplicación de la Físico-quima en la Hidrometalurg Hidrometalurgia ia

La aplicación de la físico-química, en investigaciones minerales es un medio eficiente para dar respuestas cuantitativas; pero fata fatalm lmen ente te es una forma elegante de expresarse, la físicoquímico y la termodinámica no la desconoce el ingeniero de nivel universitario, y sólo puede en unos casos darle orientaciones en la búsqueda de nuevos procedimientos ó en la investigación experimental de minerales. Muchos procesos extractivos de los metales se han originado antes que los procedimientos teóricos teór icos y en llos os diseños dis eños de circ circuito uitoss y equip equipos. os. Por ejempl e jemplo o la lix lixiv ivia iaci ción ón de o ro co con n so soluci lucione oness de los cianuros ya tiene más de 150 años; hasta ahora se han propuestos termodinámicamente hasta 3 ecuaciones de disolución del oro por el cianuro, ya sea de potasio, sodio o calcio, sin que los teóricos se pongan de acuerdo; acuerdo; pero el mun mundo do sigue produciendo oro por diferentes procedimientos utilizando la cianuración. En las lixivizaciones para otros metales es más acentuado la experimentación, pues como el caso del cobre utilizando el ácido sulfúrico sulfúri co diluido, ya que en un mismo yacimiento existen d difeiferentes especies mezclados hasta en 7 diferentes formas entre sulfurados y oxidados, con diferentes cinéticas de disolución, y hasta una especie de cobre puede estar “enmascaradas” por otras sustancias naturales. naturales. Se presentan otros diagramas. Varios diagramas como el de Porhair pero, siempre el ingeniero utiliza el camino rápido y económico; la metodología metodologí a experimental. Conclusión: el ingeniero utiliza la mecánica-química como el caso del lavado continuo en contracorriente y para el diseño fórmulas semi-empíricas como se exponen a continuación. Lavado Continuo en Contracorriente en los Metales Los principios de lavado continuo en contracorriente, y el espesado que en este caso lo vamos a referir a la hidrometalurgia del oro, es extensivo a otros procedimientos (operaciones de preparación de minerales como la sedimentación, concentración y ataque por disolución de especies minerales). Se lo usa con fines de diseño de lo equipos (como el espesador), establecer circuitos, etc.

Aunque el término "lavado" aparenta ser un procedimiento sencillamente mecánico, sin embargo, el primer equipo, el de molienda, cumple esta est a función de degradador en tamaño de los ttrozos rozos

 

 212

Guillermo Tantaleán Vanini

que ingresan, y a su vez se convierte en el más enérgico y eficaz am ambiente biente de disolución del metal que contiene el mineral desde el aspecto aspecto cinético, en tres formas: 1- "Liberar" "Liberar" las partículas útiles,

agitando durante la marcha por el interior del molino el mineral en bruto por medio de la rotación y desplazamiento centrífugos de los implementos interiores fractura fracturand ndo o por fricción y percusión (bolas o varillas de fierro) 2- Un oxigenador enérgico para la disolución, (siempre que las paredes interiores y sus implementos generadores de la degradación granulométrica sean inertes al reactivo disolvente),. 3- En el presente caso, se usa una solución sol ución acuosa con el reactivo disolv disolvente, ente, que se convierte en pulpa; solución: sólidos que incorpora el metal y lo convierte convierte compatible para transportar la pulpa por medio de bombas y relacionar también con la eficiencia de la molienda. Si se tuviera una solución de un metal, cuyas concentraciones de ingreso al espesador fueran x y x’,

Fig. 1

y los de salida x’’, tendríamos:

 

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213

Fig. 2

 La concentración del metal saliente será un promedio proporcional propo rcional a las volúmenes y concentraciones de las soluciones ingresantes Un circuito simplificado, para la disolución de un metal sería un molino y un espesador Suponiendo que el mineral tenga 20 gr. de oro por po r tonelada y un 100% de disolución del oro en el molino, tendríamos que se incorpora al líquido 100 x 20= 2,000 gramos, e igualmente suponiendo una relación sólido-líquido de 5:1 en la molienda como la óptima; para cumplir su fin, se obtendría 600 toneladas de pulpa que llevarán 500 toneladas de solución. Experimentalmente se ha determinado que la relación sólido-líquido eficiente de sedimentación en el espesador es 1:1 y por lo tanto abandonará en en el rebalse 400 toneladas de solución. Haciendo un calculo simple en cada tonelada de soluciones salientes, sali entes, habrá 4 g/T; si el precio de la onza de oro es actualmente de 340 dólares, se perderá en los relaves. 100 x 4 x 340 = 4,372 dólares 31.1 Pérdida intolerable industrialmente

De acuerdo a lo expuesto anteriormente en los diagramas, tendría que efectuarse una instalación en serie de espesadores, que permita lavar la pulpa y reciclar la solución saliente del precipitador para aprovechar el metal y el reactivo remanentes, pues la eficiencia de la recuperación no es alta y plantear el circuito:

 

 214

Guillermo Tantaleán Vanini

Fig. 3

El flujo hacia la izquierda i zquierda representa aumento en la concentración del metal en la solución y hacia la derecha un empobrecimiento del mismo y del disolvent disolvente. e. Los espesadores "lavan" la solución disminuyendo la concentración del producto a recuperar en sucesivos pasos por la batería de espesadores; la solución del primer espesador generalmente es la más alta y la óptima para recuperar el metal. Sin embargo, manteniendo la concentración del reactivo, pues decrece a través del circuito en el molino y espesadores por el consumo que hacen el metal valioso y gangas solubles, él más alto porcentaje se disuelve el oro en el molino y el remanente del metal en los espesadores; los aspectos teóricos t eóricos del proceso químico se han explicado anteriormente. Al final queda una solución pobre en el metal, pero con un valor en el reactivo y el metal que contiene y por lo tanto posible de recircular. El molino, y los espesadores pueden hacer llegar la concentración del soluto hasta cerca de 100% en solución, objetivo del proceso. Explotaciones minerales minerales de bajos tanto por cientos, volúmenes grandes y sus tratamientos en montones, no puede competir el lavado continuo con tinuo en contra corriente, en el caso del oro. Otro aspecto que es necesario tomar en cuenta: Cuanto más alta sea la relación sólido-fluído en cada espesador, de la pulpa sedimentada, sólo limitada li mitada por la densidad adecuada para transportarlas con bombas, mayor será la eficiencia de recuperación del metal. La Figura 4, muestra la forma clásica de expresar las etapas de espesamiento no recirculante de la solución aprovechable. aprovechable. El número de espesadores espesadores en gran número hoy tiene validez rela relativa, tiva, pues en los últimos años se han incorporado floculantes de alta velocidad de sedimentación que reducen la operación a una etapa. También de uso relativo los nuevos precipitadores de partículas, pues representan dificultades posteriores, por ejemplo si es necesario utilizar medios filtrantes.

 

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215

Fig. 4 Diseño Elemental de una Planta LCC

El diseño de una planta LCC es interesante y simple, es el mejor ejemplo para demostrar que anteladamente a su instalación puede diseñarse los espesadores (volumen, superficie precipitante y altura) y su circuito con gran aproximación en su funcionamiento, funcionamiento, utilizando sencillas experiencias de labora laboratorio torio y senci sencillo lloss cálculos matematemáticos. Se puede preveer las dimensiones y ubicación de los espesadores, agitadores, filtros, numero de espesadores,, el reciclaje adecuado de las soluciones agotadas, establecer el circuito cuantitativo para determiespesadores nar las concentraciones de las soluciones en todas sus etapas y por lo tanto la eficiencia de la operación futura. En un primer paso se determina el área de sedimentación y la altura del espesador; consideramos que se tiene predeterminada por estudio experimental la granulometria adecuada de la molienda y la relación sólido-líquido en la l a misma; por lo tanto, la citada pulpa es alimentada al imentada a una probeta. Habiendo agregado el floculante para obtener mayor velocidad de caída de las partículas finas tendríamos así  dicha probeta en sus fases inicial y final:

 

' 

Fig. 5

 

 216 

Guillermo Tantaleán Vanini

Hasta cierto límite podemos controlar la relación sólido-líquido final, en función de la altura de la pulpa y por lo tanto la finalización de la operación, con lo que se puede determinar la velocidad de sedimentación para la distancia hh’. Utilizando las formulas semiempíricas:

A =

1.33 (F - D) R x g.e

V =

4T (G - g.e.) 3G (S - g.e.)

y por la forma del recipiente de laboratorio se puede determinar las dimensiones del espesador industrial. Paro uso de dichas formulas consultar "Chemical "Chemical Enginner’s Handb Handbook" ook" de H. Perry, en él titulo de Sedimentación. Un problema que nos acerca a la realidad industrial es el siguiente: En una planta de lavado continuo en contracorriente se trata un mineral aurífero por cianuración, en el molino comienza el ataque químico del mineral fresco por parte del cianuro cianuro de sodio (NaCN) que disuelve al oro incorporándole a la solución acuosa. Líqu Líquid ido, o, di diso solv lven ente te,, ag agua ua -------- ------- -------- --Sólidos Pulpas o lodos ________________ Distribución de Equipos en Planta

 

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217 

De acuerdo al circuito instalado se alimentan 500 toneladas de mineral diariamente con 10% de humedad y 16 gramos de oro por tonelada. En el molino hay 14 gramos de oro soluble en el mineral por unidad de peso; el 60% del oro se disuelve en el molino, el 5% en el espesador W y el 35% en los agitadores. Hay oro que no se solubiliza, por diferentes causas: oro en grano grueso (se disuelve parcialmente);

aleaciones de oro refractarias al ataque con el disolvente, están en partículas finas encapsuladas en pirita, etc. Del W salen por el rebalse 2,000 toneladas de solución diariamente que van al precipitador; la solución agotada de este último sale con 0.2 gramos de oro por tonelada de solución solució n que reingresa al circuito por el espesador Y. La pulpa descargada por el underflow (parte inferior) del espesador W tiene 48% de sólidos y en los otros tres espesadores él líquido se asienta con 40%. En los agitadores se tratan los lodos procedentes de W con 2.2 toneladas de solución por 1 de sólidos, para lo cual se toma solución del espesador espes ador X. Se pide determinar: 1. 2.

Las concentrac concentraciones iones en gramos gramos por tonelada tonelada de solución solución en en cad cadaa esp espesador. esador. Las concentra concentra-ciones se expresan con los nombres de los espesadores. La recu recupe pera raci ción ón de or oro o solu soluble ble..

3.

La recu recupe pera raci ción ón de or oro o rea reall y

4.

El valor valor de la pé pérdi rdida, da, si si el pr preci ecio o act actual ual por por on onza za es de de 340 dóla dólares res..

Solución Mineral sólido seco alimentado por día

  500 - 500 x 0,10 = 450 TM Solución En el underflow

450 x =

52 = 487.5 toneladas de solución 48

Solución en el underflow de los otros ot ros espesadores

450 x =

60 = 675 TM 40

Solución que se necesita en los agitadores 450 x 2.2 = 990 TM Solución que debe tomarse para la agitación del espesador 990 - 487.5 = 502.5 TM Agua de compensación para el espesador Z 675 - 50 = 625 TM

 

 218

Guillermo Tantaleán Vanini

Con la finalidad de visualizar mejor el flujo de productos y el planteamiento de ecuaciones lo expresamos, conjuntamente con los equipos en el siguiente diagrama cuantitativo:

Fig. 7

Haciendo un balance por planteamiento algebraico con los contenidos salientes y entrantes de oro en cada espesador, molino y agitadores tendremos: 200 W + 487.5 W = 2437.5X + 50(0) + 14 x 0.6 x 450 + 14 + 0.05 x 450 2940X + 675X = 2625Y 487.5X + 502.5X + 14 X 0.35 x 450 2625Y + 675Y = 676X + 625 + 2000 (0.2) 625 Z + 675Z = 675Y + 625(0) Resolviendo: W = 3.26093 gs Au/TM solución en el espesador

W

X = 1.64782 gs Au/TM solución en el espesador

X

Y = 0.50825 gs Au/TM solución en el espesador

Y

Z = 0. 0.26 2638 389 9 gs Au/T Au/TM M sol soluc ució ión n en en el el eesp spes esad ador or

Z

Recuperación de oro soluble 14 x 450 = 6300 gr. de oro Se pierde en los relaves: 0.26389 x 675 = 178.12575

 

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% de oro soluble recuperado

6300 - 178.12575) 6300

X100=97.173 %

- Recuperación real: - Total de oro ingresante al al molino

219

  16 x 450 = 7200 - Oro real real recuperado recuperado

6300 - 178 .12575) 7200

X 100 = 85.26 %

- Valor de la perdida: 178.12575 31.103481

= X 340 = 1947.13 dólares

La perdida es alta, se puede disminuir sí un estudio previo determinara que se puede modificar las siguientes condiciones: a.

El reingreso reingreso al circuito circuito de la solución solución agotad agotadaa en otra otra etapa etapa del lavado lavado interio interior. r.

b. c. d.

Aume Aument ntar ar eell nú núme mero ro de de ag agit itad ador ores es Aum Aument entar ar la lass etapa etapass de lava lavado do con con espes espesado adore ress Captar Captar gravimétri gravimétricame camente nte las pa partícul rtículas as refractar refractarias ias a la cinética cinética de la disolución disolución (jigs, (jigs, etc.) etc.) y tratarlas en forma "Batch". Amalgama Amalgamación ción a la salid salidaa del del molino molino (en (en otros otros casos en los los relaves relaves))

e. f.

Flotación Flotación para para el oro encapsula encapsulado do por por ejemplo ejemplo en en pirita pirita y tratar el concentra concentrado do por molienda molienda fina, tostación ó biolixiaviación biolixiavi ación para desenmascarar el metal.

En realidad, la mayoría de las plantas auríferas son más complejas que el ejemplo que se ha hecho; están constituidos por circuitos en los que tiene varios procedimientos en función de las diferentes formas que presenta el cloro en cada cada depósito. Igualmente, el circuito de una planta sufre modificaciones conforme se desarrolla desarrolla la explotación del mismo yac yacimiento. imiento. No se han mencionado los sitios de alimentación del reactivo en diferentes puntos del circuito para las óptimas concentraciones de los mismos, en relación con la eficiencia de disolución y recuperación, etc. Problema Se tiene un mineral aurífero que tiene 120 $/TM de oro. Se trata en una planta de cianuración al que se alimenta 100 TMD de mineral con 20% de humedad.

Para la disolución del oro se utiliza un molino y dos agitadores, estos últimos intercalados entre los espesadores U y V. Hay en total cuatro espesadores (los otros espesadores son X,Y). Se obtiene en el rebalse del espesador U, 400 TM de solución, las que van al precipitador; la solución agotada que sale del precipitador se introduce en el penúltimo espesador (X) y esta solución pobre tiene 0.05 Au/  TM de solución.

 

 220

Guillermo Tantaleán Vanini

Los lodos se descargan en el primer espesador con 50% de sólidos y en los otros con 35% de sólidos. En los agitadores, se agita el lodo en relación 2:1 2: 1 de solución a sólidos, con este fin se toma soluci solución ón proveniente del espesador V. En el molino se disuelve el 50% de oro soluble (oro soluble 80%), 2% en el primer espesador y 48% en los agitadores.

Se pide:

1) 2) 3) 4)

Ha Hacer cer el diagra diagrama ma del circui circuito. to. Det Determ ermina inarr los gramos gramos de de oro oro en cada cada espesad espesador. or. Calcu Calcular lar la la re recup cupera eració ción n de oro oro solub soluble. le. Ca Calcu lcular lar la la re recup cuper erac ación ión de de oro rea reall

* Precio del oro 360 $/onza

Solución

G

Mine Minera rall sóli sólido do sec seco o alim alimen enta tado do

100 - 100 (0.20) = 80 TM G

Solu Soluci ción ón en el un unde derf rflo low w de de U

80 x 50 50

= 80 x TM de solución

Solución en el underflow de V,X, Y

80 x

65 35

= 148.6 TM de solución

Solución necesaria para los agitadores 80 x 2 = 160 TM Solución que debe tomarse de x para la agitación 160 - 80 = 80 TM Agua de compensación para el espesador Z 148.6 - 20 = 128.6 TM

 

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221

Fig. 8

120

Oro por TM de mineral $

TM x

1 onz x 31.103481 360 $ 1 onz

gr = 10.4 g Au/TM

Oro so soluble ((8 80%) 10.4 x 0.80 ) 8.3 gr Au/TM

BALANCE

400U + 80U = 460V + 20(0) + 8.3 (0.5) 80 + 8.3 (0.02) 80 540V + 148.6V = 80U + 80V + 528.6X + 8.3 (0.48)80 528.6X + 148.6X = 148.6V + 128.6Y + 400 (0.05) 128.6Y + 148.6Y = 148.6x + 128.6(0) (2) Gramos de oro en cada espesador U = 1.65588 g Au/TM sol. en espesador U V = 0.97723 " " " " "

"

V

X = 0.27160 " " " " "

"

X

Y = 0.14558 " " " " "

"

Y

 

 222

Guillermo Tantaleán Vanini

(3) Recuperación de oro soluble

8.3 -

gr Au x = 80 = 664 gr Au soluble TM Se pie pierd rdee en lo loss rela relave vess

(4) Recuperación de oro real -

Tota Totall d dee oro oro qu quee ing ingre resa sa al mol olin ino o

10.4 x 80 = 832 gr. Au

664 - 21 - 6332 832

x 100 = 77,21 %

- Valor de pérdidas 21.6332 gr.   x 360 $ / onz = 250,39 dólares 31.103481 - Valor de Ganancias (664 - 21.6332) gr

 x 360 $ / onz = 7434.92 $

31.103481 gr/onzas

- Ganancias diarias Por Por recu recupe pera raci ción ón Por Pérdidas

= 7,43 7,434. 4.92 92 = 250.39  7,184.53 $ día

Problema Bajo las mismas condiciones del problema anterior, determinar lo siguiente a) Si al adiciona adicionarse rse un espesador espesador más (U, (U, primer primer espesador) espesador) y si el costo costo de operac operación ión diario diario es de 30$ (amortización, mantenimiento, etc.) de dicho espesador, calcular si es económica su instalación.

b) Si los rela relaves ves de la planta planta de cianurac cianuración ión anterior anterior (con (con 5 espesadore espesadores) s) son tratados tratados en un banco de celdas para obtener un concentrado en el que se recupera el 80% de oro insoluble (encapsulado en la pirita), y siendo el costo de tratamiento por po r flotación de 18$ por tonelada de mineral crudo alimentado, calcular la perdida o ganancia diaria. c)

Calcular Calcular la g ganan anancia cia o pérdida pérdida aanual nual en dólar dólares es par paraa los tres tres casos, casos, sin tomar tomar en cuenta cuenta costos costos de operación del primer circuito.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

223

Circuito

Fig. 9  Balance 400U + 80U = 460V +20(0) + 8.30(0.5)80 + 8.3(0.02)80 148V + 540V = 80U + 80V + 28.6 + 8.3 (0.48) 148.6X + 528.6X = 148.6Y + 528.6Y 148.6Y + 528.6Y = 148.6X + 128.6Z + 4 148.6Z + 128.6Z = 148.6Y + 128.6 (0)

(2) U = 1.68699 g Au/TM sol en el espesador U V = 1.11461 " " " " " " V X = 0.30427 " " " " " " X Y = 0.10602 " " " " " " Y Z = 0.05683 " " " " " " Z (3) Recuperación de oro soluble Oro po porr TM de mine ineral ral = 10.4 0.4 Oro Oro so solu lubl blee (8 (80% 0%)) = 10.4 10.4 x 0.8 0.8 = 8.3 8.3 g Au Au/T /TM M En 80 TM = 664 g Au Se pierde con los relaves 0.05683 x 148.6 = 8.4449 gr/ Au =

664 - 8.4449 664

x 100 = 98.73 %

 

 224

Guillermo Tantaleán Vanini

(4) Recuperación Recuperac ión de oro real Tota Totall d dee oro oro ingr ingres esad ado o aall m mol olin ino o 10.4 x 80 ) 832 g & Au

664 - 8.4449 832 -

x 100 = 78.79 %

Valor de perdidas

8.4449 31.103481

x 360 = 97.74 dólares

31.103481 -

Valor de Ganancias

(664 - 8.44499) 31.103481 -

x 360 = 7587,57

Ganancia diaria:

Por recuperación Por perdida Costo de operación   Total :

= = =

7587.57 97.74 30.00 7459.83 $/día Circuito de Flotación

Fig. 9

 

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-

Oro en el relave Or Oro o inso insolu lubl ble/ e/TM TM = (10 (10.4 .4 - 8.3 8.3)) = 2.1 2.1 g gr/ r/Au Au/T /TM M

En 80 TM = 168 gr/Au -

Recu Recupe pera raci ción ón (80% (80%)) = 168 168 x 0 0.8 .8 = 134 134.4 .4 g/ g/Au Au Costo de Operación

100 TM x 18 $/TM = 1800$ -

Gana Gananc ncia ia por por recup ecupeerac ració ión n

225

134. 31.103481 -

x 360 = 1555.58 $

Pérdida diaria

1555.58 - 1800 = 244.42 $/día

 (C) sin tomar en cuenta costos operativos de la molienda, agitación, etc. Suponiendo que se trabaje 360 días/año Primer caso: Ganancia diaria

Ganancia anual Segundo caso: Ganancia diaria

Ganancia anual Tercer caso: Perdida diaria

Perdida anual

= 7434 7434.9 .92 2 - 250. 250.39 39 = 7184.53 $/día = 258 25864 6430 30.8 .80 0 $/a $/año ño

= 758 7587. 7.57 57 - 97 97.7 .74 4 = 7459.83 $/día = 258 25864 6430 30.8 .80 0 $/a $/año ño

= 1555.58 - 1800 = -244.42 $/día = 8799.12 $/año

La instalación del circuito de flotación es desfavorable económicamente.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

CIRCUITOS SIMPLES DE CIANURACION

La Metalurgia Extractiva del oro es tan versátil, que es posible en función de la ocurrencia del oro establecer múltiples tratamientos tratami entos y por consiguiente circuitos, como se ejemplifican algunos.

 

 Recursos Metalúrgicos - Metalurgia General II

227 

PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACIÓN PRECIPITACIÓN – FLOTACIÓN

Originalmente fue investigado este proceso por los rusos para ser aplicado en gran escala en la década del 30 del siglo XX, se llegó a la conclusión que no podía tener este destino, y tuvo que ser

desechado, pues no se prestaba para tratamientos de gran escala. En el año de 1963 en el Instituto dirigí investigaciones para ver la posibilidad de aplicarlo en la zonas áridas del sur del Perú, además los yacimientos eran de reducidos volúmenes, discontinuado y pasaban de quebrada a quebrada y estaban independizados. Hechos los estudios preliminares se concluyó que podían hacerse plantas portátiles que podrían instalarse rápidamente rápidamente de una a otra zona fácil y rápidamente y los materiales de los equipos en su mayoría eran de madera calafateadas, inclusive las la s celdas de flotación, y que el mayor gasto económico eran los rodamientos, pues tenían forzosamente que importarse. Las paredes de madera de los equipos sufrían menor abrasión que las mimas planchas de hierro que se usaban en las plantas convencionales. La carpintería era sencilla. Además como los minerales de la mayoría de las áreas de los yacimientos eran de carácter descompuestos y disgregable podía hacerse este trabajo también en agitadores de madera, comenzando la lixiviación desde éstos; los trozos gruesos eran porosos y podían ser retenidos en cedazos de madera, pero ya habían salido su cobre a las soluciones de ácido sulfúrico. Todos los trabajos de investigación se hicieron en el Instituto Naciona Nacionall de Investigaciones Investigaciones y Fomento Mineros. Si el Yacimiento por la calidad física del mineral (dureza e impermeables y no porosos: Como la Crisocola era necesario utilizar la trituración y molienda o bien explosivos. Todo lo anterior depende del investigador metalurgista para establecer registros, equipos, etc. y separar lamas y arenas para tratamientos independientes pero estoy expresándome expresándome especialmente de los que originalmente he mencionado y que por supuesto tienen márgenes de ganancias producidas, producidas, pero podía hacerse capitalización para explotaciones de mayor volumen.

1ra. Etapa 2da. Etapa 3ra. Etapa 5ta Etapa

Es la flotación clásica para los sulfuros. Es la para flotación de las especies oxidadas que responden a este e ste procedimiento. Es para los óxidos puros que en su totalidad están en esta condición. El Ingeniero puede rápidamente establecer las variables de un proceso para un determinado mineral.

 

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Guillermo Tantaleán Vanini

1. 2. 3. 4. 5. 6. 7.

Velocidad de difusión relacionada con la agitación. Cantidad y concentración adecuada del ácido sulfúrico. Tiempo de contacto. pH de la flotación. Tamaño de los huecos del tambor cernidor solución-fierro. Velocidad de los anteriores casos. Etc.

Por último puede llevarse toda la pulpa “acondicionada” a celdas de flotación en dos circuitos independientes: sulfuro-cobre precipitado si así lo requiriera el caso como una variante más.