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Universidad de La Serena Facultad de ingeniería Hidrometalurgia

Lixiviación – Ferrocementación Ferrocementación –  Extracción  Extracción por solvente - Electrodepositación Electrodepositación

Profesor Guía: Mario Gaete Madariaga Pablo Ahumada Rojo María Sandra González Troncoso Diciembre 2016

Universidad de La Serena Laboratorio de Hidrometalurgia 2016

Índice Contenido

Introducción  ........................................................................................................................................ 3 Marco Teórico  ..................................................................................................................................... 4 Desarrollo  ............................................................................................................................................ 8 LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE POR PERCOLACIÓN P ERCOLACIÓN .................. ................. . 9 FERROCEMENTACIÓN:  .............................................................................................................. 9 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES   ............................................................................................ 10 I.- EXTRACCIÓN  .................................................................................................................... 10 II.- RE - EXTRACCIÓN   ........................................................................................................... 10 SX –  ST  ST DIAGRAMA MC CABE THIELE  ................................................................................ 10 I.- EXTRACCIÓN POR SOLVENTE SOLVENTE  ..................................................................................... 11 II.- RE-EXTRACCIÓN  ............................................................................................................. 11 Resultados  ......................................................................................................................................... 12 Análisis de Resultados   ...................................................................................................................... 22 1er Ataque:  .................................................................................................................................... 22 2do ataque:  .................................................................................................................................... 23 Proceso de Cementación:   .............................................................................................................. 24 Extracción por solvente   ................................................................................................................. 26 Re extracción  ................................................................................................................................. 26 Diagrama de Mc Cabe Thiele (SX)   ............................................................................................... 27 Diagrama de Mc Cabe Thiele (ST)   ............................................................................................... 28 Diagrama de flujo de la experiencia  .............................................................................................. 29 Conclusión......................................................................................................................................... 30 Anexo  ................................................................................................................................................ 31 Bibliografía/ Referencias ................................................................................................................... 36

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Índice Contenido

Introducción  ........................................................................................................................................ 3 Marco Teórico  ..................................................................................................................................... 4 Desarrollo  ............................................................................................................................................ 8 LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE POR PERCOLACIÓN P ERCOLACIÓN .................. ................. . 9 FERROCEMENTACIÓN:  .............................................................................................................. 9 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES   ............................................................................................ 10 I.- EXTRACCIÓN  .................................................................................................................... 10 II.- RE - EXTRACCIÓN   ........................................................................................................... 10 SX –  ST  ST DIAGRAMA MC CABE THIELE  ................................................................................ 10 I.- EXTRACCIÓN POR SOLVENTE SOLVENTE  ..................................................................................... 11 II.- RE-EXTRACCIÓN  ............................................................................................................. 11 Resultados  ......................................................................................................................................... 12 Análisis de Resultados   ...................................................................................................................... 22 1er Ataque:  .................................................................................................................................... 22 2do ataque:  .................................................................................................................................... 23 Proceso de Cementación:   .............................................................................................................. 24 Extracción por solvente   ................................................................................................................. 26 Re extracción  ................................................................................................................................. 26 Diagrama de Mc Cabe Thiele (SX)   ............................................................................................... 27 Diagrama de Mc Cabe Thiele (ST)   ............................................................................................... 28 Diagrama de flujo de la experiencia  .............................................................................................. 29 Conclusión......................................................................................................................................... 30 Anexo  ................................................................................................................................................ 31 Bibliografía/ Referencias ................................................................................................................... 36

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Introducción En el mundo existen una infinidad de minerales compuestos de cobre, entre ellos se destacan dos tipos, los minerales de cobre sulfurados y los oxidados. Para ellos existen diferentes procesos de extracción, los cuales se llevan a cabo por procesos Hidrometalúrgicos. Para los primeros se realiza un proceso denominado flotación (tema que no se profundizará en este informe) y para los segundos se realizan procesos procesos de lixiviación los cuales pueden ser por pilas, pilas,  botaderos, estanques, autoclaves, in situ, etc. de acuerdo a diferentes factores como su granulometría, costos operacionales, recuperación, tiempo de lixiviación, etc. Pero el proceso no es solo la lixiviación, si no que puede continuar ya sea por ferrocementación o  por extracción por solvente (SX). Antiguamente la ferrocementación era el proceso más utilizado debido a su sencillez, bajo costo y que luego pasando por la fundición obtenía una pureza de 9798%, pero luego del descubrimiento de la segunda (SX) comenzó el boom de la hidrometalurgia ya que después de la SX se aplica un procesos electroquímico denominado Electrodepositación (EW), el cual entrega una pureza del 99,9% de cobre. Para optimizar este proceso, se desarrollaron los diagramas de Mc Cabe Thiele, los cuales entregan el número de etapas necesarias para par a una extracción económicamente rentable. Por estas razones los procesos Hidrometalúrgicos son de vital importancia en los procesos de la metalurgia extractiva, con el fin de obtener metales de valor económico, como el cobre, que sostienen la industria minera, el desarrollo y el crecimiento del país. Finalmente este informe de laboratorio se ha divido principalmente en cuatro etapas LIXIVIACIÓN, FERROCEMENTACIÓN, EXTRACCIÓN POR SOLVENTE Y ELECTRODEPOSITACIÓN, las cuales se realizaron en forma continuada y cuidadosa para no contaminar las muestras y tener un trabajo exitoso.

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Marco Teórico La hidrometalurgia es la rama de la metalurgia que cubre la extracción y recuperación de metales usando soluciones líquidas, acuosas y orgánicas. Se basa en la concentración de soluciones en uno a varios elementos metálicos, presentes como iones; que por reacciones reversibles y diferencias físicas de las soluciones son separados y aislados de forma específica. Como resultado se obtiene una solución rica en el ion de interés y con características propicias para la próxima etapa productiva. Dentro de la hidrometalurgia se destacan 3 operaciones unitarias principales:

Lixiviación o disolución del metal útil en solución, el cual es un Proceso que consiste en

extraer desde un mineral una especie de interés por medio de reactivos que la disuelven o transforman en sales solubles. En otras palabras, en la lixiviación se recuperan especies útiles desde una fase líquida, correspondiente a la sustancia o una sal de esta en disolución acuosa. Este proceso se aplica a las rocas que contienen minerales oxidados, ya que éstos son fácilmente atacables por los ácidos. En la lixiviación del cobre se utiliza una solución de ácido sulfúrico (H2SO4).

Concentración y/o purificación de la solución rica, la cual se puede realizar a través del  proceso de extracción por solvente o SX, el cual es uno de los procesos más efectivos y económicos para purificar, concentrar y separar los metales valiosos que se encuentran en las soluciones enriquecidas, provenientes de procesos de lixiviación. Este proceso encuentra su principal aplicación en la producción de cobre, específicamente en la separación selectiva de metales, que luego se recuperan mediante el proceso de electroobtención, a través de soluciones de sulfato de cobre. El proceso de extracción por solventes  se basa en la reacción reversible de intercambio iónico que tiene lugar entre dos fases inmiscibles, la fase orgánica que corresponde al reactivo extractante disuelto en un diluyente orgánico, y la fase acuosa que corresponde a la solución.

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Figura 1: Proceso de obtención del cobre Y finalmente, recuperación del metal, a través de la Electrodepositación (EW)  que consiste en un tratamiento electroquímico donde se apegan los cationes metálicos contenidos en una solución acuosa para ser sedimentados sobre un objeto conductor creando una capa. El tratamiento utiliza una corriente eléctrica para reducir sobre la extensión del cátodo los cationes contenidos en una solución acuosa. Al ser reducidos los cationes precipitan sobre la extensión creando una película fina de cobre.

Figura 2: Electrodepositación con Zn 5|Página

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De forma paralela a estos procesos existe la cementación con chatarra o ferrocementación, el cual es la precipitación de un metal desde una solución acuosa, que se produce por la presencia de fierro. En este proceso el metal precipitado usualmente se deposita o cementa sobre el fierro. El proceso se basa en la siguiente reacción química:

  + <  > +   Además en la mayoría de estos procesos se suelen realizar mediciones periódicas de las concentraciones tanto del mineral de interés como del ácido, para ello se realiza un análisis químico conocido como método Parker  con agua regia la cual es una solución altamente corrosiva y fumante, de color amarillo, formada por la mezcla de ácido nítrico concentrado y ácido clorhídrico concentrado en la proporción de una a tres  partes en volumen. Es una de las pocas mezclas capaces de disolver el oro, el platino y el resto de los metales. Fue llamada de esa forma porque puede disolver aquellos llamados metales regios, reales, o metales nobles. Aunque el agua regia disuelve dichos metales y los modela de una forma indescriptible, ninguno de sus ácidos constituyentes puede hacerlo por sí solo. Por otro lado es importante destacar el uso concentraciones deseadas algunos ejemplos son:

de indicadores para titular y determinar las

Anaranjado de metilo: Es un colorante azoderivado (grupo funcional que contienen átomos de carbono, y átomos de nitrógeno unidos por un enlace doble), con cambio de color de rojo a naranja-amarillo entre pH 3,1 y 4,4. NH4OH: Hidróxido de amonio también es conocido como agua de amoníaco o amoníaco acuoso es una solución de amoníaco en agua. El amoníaco acuoso es usado en análisis cualitativos de inorgánicos. Como muchas aminas, éste muestra una coloración azul en soluciones de cobre (Cu2+). Las soluciones de amoníaco pueden disolver residuos de plata, tales como los formados por el Reactivo de Tollens. También pueden disolver metales reactivos tales como el aluminio y el zinc, con la liberación de gas de hidrógeno. Cuando el hidróxido de amonio es mezclado con peróxido de hidrógeno con la presencia de un ion metálico, como el Cu2+, el peróxido experimenta una rápida descomposición.

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Y para la obtención del Ph estos se titulan respectivamente con:

Na2CO3: El carbonato de sodio o carbonato sódico es una sal blanca y translúcida, usada entre otras cosas en la fabricación de jabón, vidrio y tintes. El carbonato de sodio es usado  para tostar (calentar bajo una ráfaga de aire) el cromo y otros extractos y disminuye el contenido de azufre y fósforo de la fundición y del acero. No es de menos importancia el empleo del carbonato de sodio en aquellos procesos en los que hay que regular el pH de diferentes soluciones, nos referimos al tratamiento de aguas de la industria, así como en los  procesos de flotación. KCN: El cianuro de potasio o KCN es una sal inorgánica denominada sal de potasio del cianuro de hidrógeno o ácido cianhídrico. Es altamente soluble en agua, en ácidos y bases, es insoluble en etanol o metanol, fatalmente tóxico por ingestión.

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Desarrollo

La siguiente experiencia tiene por objetivos lo siguiente: 1. Llevar a la práctica las operaciones unitarias de procesos Hidrometalúrgicos. 2. Aplicar la lixiviación por Percolación en estanques. 3. Aplicar y conocer los mecanismos de la Ferrocementación y de Extracción por Solventes. 4. Manejo y preparación de soluciones. 5. Medición de concentraciones en solución por titulación. Y se necesita de los siguientes equipos: Estanques percoladores tipo Air  –   Lift. Embudos separadores. Material de vidrio (Buretas, pipetas, vasos pp, etc). Celda electrolítica. Balanza electrónica.     

Fig. 1 Estanque percolador

Fig. 3 Material de vidrio-Vasos precipitados

Fig. 2. Embudo separador

Fig. 4 Celda electrolítica

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Procedimiento a seguir:

LIXIVIACIÓN DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE POR PERCOLACIÓN 1. - Preparar 2.500 grs. de muestra de una Mena de mineral oxidado de cobre y chancarlo a un tamaño - 1/4” + 10 # Ty. 2. - Homogenizar la muestra y mediante cuarteos sucesivos extraer aproximadamente 500 grs. de mineral, que deberán ser preparados bajo 100 # para análisis químico, con el mineral restante preparar dos paquetes, uno para la lixiviación y el otro quedará de testigo. 3. - Alimentar el estanque percolador con 1.000 grs., cuidando de no introducir mineral por la abertura central del estanque. 4. - Preparar una solución de 1.500 ml. de ácido sulfúrico al 5 % p/v (comprobar su Concentración) y agregarla por el ducto central con esto se pretende que la solución escurra de abajo hacia arriba, expulsando así los gases presentes en los huecos. 5. - Adicionar la solución acidulada hasta que esta sobrepase la superficie del sólido en aproximadamente 1 a 2 Cm. 6. - Introducir manguera en el ducto central del estanque y con “ pr ecaución ” abrir lentamente la llave de paso de aire. 7. - Realizar controles de concentración de ácido y concentración de Cobre a la solución, cada 15 minutos durante el primer ataque, hasta que la concentración de ácido sea mínima. (aprox. 5 gr/lt.). 8. - Descargar la solución “Rica” desde el estanque y re -cargarlo con una solución acidulada fresca (2º Ataque). 9. - Efectuar el segundo ataque y realizar los controles del pto. 7, ejecute tantos ataques como sea necesario para agotar el metal o según se lo indique el profesor. 10. -Las soluciones ricas de todos los ataques, júntela, mida el volumen obtenido y las concentraciones de cobre y ácido (anote el resultado). Esta solución se ocupará en “Ferrocementación.”

11. -Al final del último ataque vacíe del estanque la solución rica y adicione entre 1.000 y 1.200 ml. de agua. Agite la solución por 30 minutos, se obtendrá la “solución de lavado”. 12. -Extraer la” solución de lavado” y medir el volumen y las concentraciones de ácido  y de cobre. Esta solución será utilizada en la “Extracción por Solventes”.

13. -Retire el ripio del estanque percolador, pesar, secar y volver a pesar, determinar él % Humedad.

FERROCEMENTACIÓN: 1. - Determinar Concentraciones de cobre y ácido y medir volumen a la solución obtenida en la etapa de Lixiviación, “Solución Rica”.

2. - Pesar aproximadamente 4 Kg. de barras de Fierro ó según lo indique el profesor. Introducir  barras en el depósito que contiene la solución rica y abrir llave de paso de aire. 9|Página

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3. - Controlar la concentración de Cobre cada 5 minutos, hasta agotar casi totalmente él Cobre en solución. 4. - Una vez finalizado el proceso de Cementación, extraer la solución agotada en Cobre y eliminarla. 5. - Depositar precipitado en bandeja (limpiar bien las barras, para retirar precipitado adherido). 6. - Secar precipitado de Cobre, pesar y analizar químicamente. 7. - Pesar las barras de fierro limpias y calcular el Fe consumido 8.- Determinar recuperación en etapa de Ferrocementación

EXTRACCIÓN POR SOLVENTES I.- EXTRACCIÓN 1.- Determinar la concentración de Cobre y de ácido a la solución de lavado obtenida en la etapa de Lixiviación. 2.- Adicionar en 5 vasos pp. de 250 ml., el volumen de 150 ml de solución de lavado. 3.- Preparar una solución de ácido al 5 % ó al 20 % p/v, dependiendo del “LIX” utilizado. 4.- Adicionar a un embudo separador 150 ml. de orgánico y 150 ml. del ácido preparado anteriormente y lavar orgánico. 5. - Una vez limpio el orgánico adicionar los primeros 150 ml. de solución de lavado (dilución 1:1). La dilución O/A puede ser variada de acuerdo a indicaciones del profesor. 6. - Agitar embudo separador por espacio de 5 minutos, aproximadamente. 7. - Después de la agitación dejar reposar la mezcla y extraer la solución pobre del embudo abriendo lentamente la llave de salida, y sacando tapón superior. 8. - Determinar la concentración de cobre y ácido a la solución pobre extraída del embudo decantador. 9. - Repetir operaciones 5, 6, 7, 8 para el resto de las soluciones divididas en los 5 vasos. II.- RE - EXTRACCIÓN 1. - Medir 150 ml. de solución acidulada de ácido sulfúrico preparada anteriormente. 2. - Mezclar la solución ácida con el orgánico cargado con cobre. 3. - Agitar el embudo por espacio de 5 minutos. 4. - Separar las fases, extraer la solución rica acidulada y medir concentración de cobre y ácido.

SX –  ST DIAGRAMA MC CABE THIELE Objetivos: conocer uno de los métodos existentes para calcular y dibujar la isoterma de extracción en diagramas de Mc Cabe Thiele, y así determinar número de etapas en conjunto con la recta de operación.

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I.- EXTRACCIÓN POR SOLVENTE 1.- Preparar 1000 ml de solución de CuSO 4 con una concentración de 10gr/L. Se deben pesar aprox. 4 grs por litros de CuSO 4 cristalizados. Una vez preparada la solución determinar la concentración de cobre y H2SO4. 2.- Preparar 1000 ml de solución orgánica al 10% v/v. 3.- Cada grupo realizara 5 experiencias de extracción según razón O/A siguiente 3/1, 2/1, 1/1, 1/2 , y 1/ 3. El volumen de acuoso permanecer constante para las 5 extracciones para cada grupo. 4. Agitar durante 5 minutos ambas fases según razones anteriores, separar fase acuosa y determinar la concentración de cobre 5.- Repetir punto anterior con las demás razones O/A 6.- Por balance determinar concentraciones de cobre en fase orgánica. 7.- Dibujar isoterma de extracción en diagrama de Mc Cabe Thiele II.- RE-EXTRACCIÓN 1.- Preparar 1000 ml de solución de H 2SO4 al 20% p/v. 2.- Cada grupo realizará 5 experiencias de re extracción, el volumen de orgánico permanecerá constante y corresponderá al volumen de acuoso utilizado en la extracción anteriormente realizada. 3.- Agitar durante 5 minutos ambas fases según razones anteriores, separar fase acuosa y determinar concentración de cobre. 4.- Repetir punto anterior con las demás razones O/A 5.- Por balance determinar concentración de cobre en fase orgánica. 6.- Dibujar isoterma de re extracción en diagramaba de Mc Cabe Thiele.

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Resultados

Preparación muestra Peso muestra: 16,915 Kg  10 Kg. Cuarteo Teórico

10 Kg

5 Kg

2,5 Kg

1,25Kg

0,62 Grs

0,31 Grs

0,15

Fig. 5 Diagrama proceso de cuarteo. Cuarteo real

1,290 2,535 1,245

0,640 0,650 0,610 0,630

0,310 0,330 0,315 0,320

0,155 Análisis químico 0,155

Fig. 6 Diagrama de cuarteo teórico. 12 | P á g i n a

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1er paquete = 1,085 Kg (este fue el paquete utilizado para la experiencia) 2do paquete = 1,110 kg Análisis Químico = 0,330 Kg Para realizar el primer análisis químico se tomaron dos muestras de 1,0181 grs y 1,0056 grs cada una, obteniéndose una ley de:

 1 = 0,005∗9,2 1,0056 ∗100=4,57  2 = 0,005∗9,3 1,0181 ∗100=4,57 Por lo que la ley final de la muestra es de 4,57.

Ahora continuando con el proceso de lixiviación se tabulan los datos como sigue: Tabla 1 Primer ataque: Tiempo Minutos

Gasto KCN

Gasto  Na2Co3

Conc. Cu Gr/Lts

Conc. H+ Gr/ Lts

Grs Cu

Grs H2SO4

0 15 30 45 60

-----2,5 5,5 4,5 3,6

6,9 3,6 2,3 3,8 1,3

-----12,5 27,5 22,5 18,0

34,5 18,0 11,5 19,0 6,5

-----14,975 32,890 26,865 21,456

41,400 21,564 13,754 22,686 7,748

Volumen de Solución Lts 1,200 1,198 1,196 1,194 1,192

Recup. De Cu %

Volumen de Solución Lts 1,2316 1,2296 1,2276

Recup. De Cu %

-----30,20 66,33 54,18 43,56

Tiempo de lixiviación ataque 1: 60 min. Tabla 2 Segundo Ataque: Tiempo Minutos

Gasto KCN

Gasto  Na2Co3

Conc. Cu Gr/Lts

Conc. H+ Gr/ Lts

Grs Cu

Grs H2SO4

0 60 95

-----1,80 2,00

8,65 7,00 4,3

-----9 10

43,25 35 21,5

-----11,0664 12,2760

53,2667 43,0360 26,3934

-----65,59 68,03

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Tiempo de lixiviación ataque 2: 95 min. Tiempo total de lixiviación = 155 min. Posteriormente se continuó con el análisis del ripio obteniéndose lo siguiente: Volumen solución luego de agitar hasta desde las 14:40 hasta las 16:30 = 1132,5 ml

 [] = 0,005∗3,1∗1000 =15,5 1   [+] = 0,005∗3,6∗1000 = 18 1  Luego de adicionar 1Lt de agua y agitar nuevamente por 15 minutos se obtuvo que:

 [] = 0,005∗0,5∗1000 =2,5 1   [+] = 0,005∗0∗1000 = 0 1  Luego el peso de la bandeja con ripio y agua  fue de 1712,2 grs Análisis Químico del ripio: Peso bandeja y ripio seco: 1339,5 gr Peso bandeja: 355 grs Peso ripio: 984,5 grs Luego de un proceso de chancado y cuarteado se necesita una muestra de 150-250 g.

246,125 492,25 984.5

246,125 492,25 Fig. 7 Diagrama cuarteo teórico para ripio.

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Y de una de estas se sacan aproximadamente dos gramos para dos vasos pp, los cuales serán analizados por el método Parker, resultado que para el vaso 1 se utilizó 2,0041grs y para el vaso 2: 2,0028 grs. Resultados del análisis químico:

 1 = 4,6∗0,005 2,0041 ∗100=1,15%  2 = 5,4∗0,005 2,0028 ∗100=1,35% Por lo tanto, la ley de ripio es 1,25. Luego el % de humedad se puede calcular con los pesos del ripio húmedo y seco:

% ℎ = 1357,2984,5 1357,2 ∗100=27,46% Tabla 3 Balance por solución

Sol. Rica ataque 1 Sol. Rica ataque 2 Sol. Lavado Ripio Cabeza

Peso gr

Volumen L

Ley %

Fino gr

----

Concentración g/L 18

----

1,1920

----

1,2276

----

10

12,276

----

1,0000

----

2,5

2,500

984,5 1085

-------

1,25 4,47

-------

12,306 48,538

Recuperación % 74,65%

21,456

Una vez calculados los finos de la solución rica de los ataques 1, 2, de la solución de lavado y el ripio se suman los finos para obtener el fino de cabeza:

   = 21,456 12,276 2,500  12,306 = 48,538  Como se conoce el peso de la cabeza se puede obtener su ley:

 ∗ 100 = 48,538∗100 =4,47%    =   1085 Y con esto se puede obtener la recuperación:

     = 48,53812,306 =74,65% ó =       48,538 15 | P á g i n a

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Balance por sólidos

  =   ∗   = 984,5 ∗ 1,25% = 12,306    =   ∗   = 1085∗ 4,57% = 49,584     ∗100= 49,58412,306 ∗100=75,18%  =     49,584 Consumo de ácido ataque 1

  á  = [+] ∗   = 34,5∗ 1,2 00 = 41,400    á  = [+] ∗   = 6,5 ∗ 1,192 = 7,7 48    +  1 =   +     +  = 41,4 00  7,7 48 = 33,652  Consumo de ácido ataque 2

  á  = [+] ∗     = 43,25∗1,2316=53,2667    á  = [+] ∗    = 21,5∗ 1,2 276 = 26,3934    +  1 =   +     +  = 53,2667  26,3934 = 26,873    + =   1   2 = 33,652 26,873 = 60,525  = 60,525 =1,62   + =    37,278

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Proceso de cementación con fierro Peso 4 barras: 800,5 grs Volumen solución rica 1050 ml Tabla 4: Mediciones proceso de cementación con fierro Tiempo Min

Gasto KCN

Gasto  Na2Co3

Conc. Cu Gr/Lts

Conc. H+ Gr/ Lts

Grs Cu

Grs H2SO4

0 15 30 45 60

2,4 -----------------

4 2,5 1,6 0,8 1,3

20,0 12,5 8,0 4,0 6,5

12 -----------------

21,000 13,100 8,368 4,176 6,773

12,6 -----------------

Volumen de Solución Lts 1,050 1,048 1,046 1,044 1,042

Tiempo total de precipitación = 60 min. Obteniéndose que la recuperación del proceso de cementación es de:

([] [] ∗100= 1050∗ (206,5) ∗100=67,5% = ∗ [] 1050∗20 Peso final de las barras: 782,2 grs

   = 800,5  782,2 = 18,3   = 18,3 =1,29  á =   14,175    =  á   ó = 1,29 0,88 = 0,41 Además el peso de la bandeja con cemento fue de 213,1g y peso de la bandeja sola fue de 192,4g,  por lo que el peso del cemento fue de 20,7g Luego se realizó el análisis químico con un vaso que contenía 0.2014 gr de muestra y para titular se gastó 32.4 ml de KCN, por lo que la ley de cobre obtenida es:

= 0,005∗32,4∗100 0,2014 =80,44% Por lo que el fino de cobre es:

  =  ∗  = 20,7 ∗ 0,8044 = 16,65 17 | P á g i n a

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Extracción por solventes (SX) De la solución de lavado se tuvo que determinar el volumen, su concentración de cobre y la concentración de ácido, los cuales resultaron ser: Volumen de solución de lavado: 630 ml Gasto de Na2CO3 = 0  [H+] = 0 gr/L Gasto de KCN = 0.4 ml 

[] = .∗.∗ = 2 /

Después se realizó el análisis de la concentración de cobre en 4 vasos de 250 ml con 150 ml de solución de lavado cuyos resultados son: Vaso 1: [Cu] = 0 gr/L Vaso 2: [Cu] = 0 gr/L Vaso 3: [Cu] = 0 gr/L Vaso 4: [Cu] = 0 gr/L Con esto se determina la concentración de cobre en el orgánico de acuerdo a un balance de masas como se observa a continuación:

 ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] ∗0600∗2=150∗600∗0   = 600∗2 150 = 8 / Re extracción (ST) Para este proceso se utilizaron 150 ml de Spent con una concentración de ácido de 200 gr/L (aproximadamente), mas 150 ml del orgánico cargado obtenido de SX, luego de agitar por 5 minutos se separaron las fases con un embudo decantador y se realizó el análisis de la fase acuosa (electrolito), obteniéndose un gasto de 1.5 ml de KCN.

[] = 0.005∗1,5∗1000 = 7,5 / 1 Diagramas de Mc Cabe Thiele Para la obtención de este diagrama se utilizó una solución acuosa que fue analizada para determinar su concentración de cobre y cuyo gasto de KCN fue de 1.2 ml y cuya [Cu] fue de:

[] = 1.2∗0.005∗1000 = 6 / 1 18 | P á g i n a

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Luego se utilizaron 10 ml de vol. Acuoso para 5 vasos con razones O/A diferentes las cuales fueron: Vaso 1 razón O/A = 3/1  vol. Orgánico = 30 ml Vaso 2 razón O/A = 2/1  vol. Orgánico = 20 ml Vaso 3 razón O/A = 1/1  vol. Orgánico = 10 ml Vaso 4 razón O/A = 1/2  vol. Orgánico = 5 ml Vaso 5 razón O/A = 1/3  vol. Orgánico = 3.33 ml Y a los cuales también se les realizó un análisis para determinar su concentración de cobre: Vaso 1  Gasto KCN = 0  [Cu] = 0 gr/L Vaso 2  Gasto KCN = 0  [Cu] = 0 gr/L Vaso 3  Gasto KCN = 0.3  Vaso 4  Gasto KCN = 0.6  Vaso 5  Gasto KCN = 0.9 

[] = .∗.∗ = 1.5 /  [] = .∗.∗ = 3 /  [] = .∗.∗ = 4.5 / 

Con estos resultados se puede obtener la concentración de cobre del orgánico cargado por balance de masas para cada vaso:

Vaso 1

Vaso 2

Vaso 3

Vaso 4

 ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 30∗010∗6=10∗030∗   = 60 30 = 2 /  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 20∗010∗6=10∗020∗   = 60 20 = 3 /  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 10∗010∗6=10∗1.510∗   = 6015 10 = 4.5 /  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 19 | P á g i n a

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5∗010∗6=10∗35∗   = 6030 5 = 6 / Vaso 5

 ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 3.33∗010∗6=10∗4.53.33∗   = 6045 3.33 =4.505 /

Con esto se obtiene la cantidad de fino para cada vaso: Fino Vaso 1 = [Cu] oc * Vo = 2g/L * 0.03L = 0.06 gr Fino Vaso 2 = [Cu] oc * Vo = 3g/L * 0.02L = 0.06 gr Fino Vaso 3 = [Cu] oc * Vo = 4.5g/L * 0.01L = 0.045 gr Fino Vaso 4 = [Cu] oc * Vo = 6g/L * 0.005L = 0.03 gr Fino Vaso 5 = [Cu] oc * Vo = 4.505g/L * 0.00333L = 0.015 gr Por lo tanto la sumatoria de los finos es:

∑0.060.060.0450.030.015=0.21 Y el volumen total de orgánico utilizado fue de

∑30  20  10  5  3.33 = 68.33  = 0.06833  Entonces la concentración de cobre del orgánico cargado es de:

0.21 = 3.073 / [] = 0.06833 Para la Re- extracción se ocuparon 5 vasos con aproximadamente 13 ml de orgánico para todos y con diferentes razones A/O las cuales fueron: Vaso 1 razón A/O = 3/1  vol. Spent = 39 ml Vaso 2 razón A/O = 2/1  vol. Spent = 26 ml Vaso 3 razón A/O = 1/1  vol. Spent = 13 ml Vaso 4 razón A/O = 1/2  vol. Spent = 6.5 ml Vaso 5 razón A/O = 1/3  vol. Spent = 4.3 ml

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Y a los cuales también se les realizó un análisis para determinar su concentración de cobre: Vaso 1  Gasto KCN = 0.2  Vaso 2  Gasto KCN = 0.4  Vaso 3  Gasto KCN = 0.5  Vaso 4  Gasto KCN = 1.1  Vaso 5  Gasto KCN = 1.3 

[] = .∗.∗ = 1 /  [] = .∗.∗ = 2 /  [] = .∗.∗ = 2.5 /  [] = .∗.∗ = 5.5 /  [] = .∗.∗ =6.5/ 

Con estos resultados se puede obtener la concentración de cobre del orgánico descargado por  balance de masas para cada vaso:

Vaso 1

Vaso 2

Vaso 3

Vaso 4

Vaso 5

 ∗ [] ∗[] =∗ [] ∗ [] 13∗3.07739∗0=13∗39∗1   = 13∗3.07739∗1 =0.077 / 13  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 13∗3.07726∗0=13∗26∗2   = 13∗3.07726∗2 = 0.923 / 13  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 13∗3.07713∗0=13∗13∗2.5   = 13∗3.07713∗2.5 =0.577 / 13  ∗ [] ∗[] =∗ [] ∗ [] 13∗3.0776.5∗0=13∗6.5∗5.5   = 13∗3.0776.5∗5.5 = 0.327 / 13  ∗ [] ∗ [] =∗ [] ∗ [] 13∗3.0774.3∗0=13∗4.3∗6.5   = 13∗3.0774.3∗6.5 = 0.927 / 13 21 | P á g i n a

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Análisis de Resultados

1er Ataque:  De los resultados obtenidos en la tabla 1, se puede realizar el gráfico de concentraciones (Cu y H +) v/s tiempo que se ve a continuación:

Fig. 8 Concentraciones vs tiempo 1 er  ataque Como se observa en la figura 8, el punto 4 (de izquierda a derecha) de ácido se escapa de los demás valores, por lo que se decidió eliminarlo para obtener un gráfico más óptimo que se muestra en la figura 9.

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Fig. 9 concentraciones vs tiempo ataque 1 corregido Se asume que los valores obtenidos que escaparon de lo esperado se deben principalmente a errores en la medición producto de lo subjetivo que es el proceso de titulación. En el caso de la titulación del ácido con Na 2CO3 se debía alcanzar un color similar a la gaseosa Pap, pero la identificación de dicho color pasa meramente por la persona encargada de la titulación y además una vez se logra dicho color este no varía mayormente por lo que la persona encarga puede gastar más de lo necesario. Por otra parte, la titulación del cobre con KCN se logra cuando la solución queda transparente, pero cabe destacar de que para lograr un proceso eficiente es necesario agitar la vaso con solución, por lo que no realizar este proceso de agitación implica no tener el resultado de transparencia lo que aumentar el gasto de KCN, como pudo haber ocurrido en el punto 3.

2do ataque:  De los resultados obtenidos en la tabla 2, se puede realizar el gráfico de concentraciones (Cu y H +) v/s tiempo que se ve a continuación:

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Fig. 10 Concentraciones V/s tiempo 2do ataque De la figura 10 no se observan mayores errores en las mediciones, ya que se logra lo esperado ([Cu] va aumentando y la [H +] va disminuyendo), pero debido a la poca cantidad de mediciones realizadas no se observa la intersección de las curvas. Además este procedimiento tenia  presupuestado 2 horas y se llevó a cabo solo en 1 hora 35 minutos por lo que en las dos mediciones realizadas no se aprecian mayores diferencias en las [Cu]. Finalmente el bal ance por finos tanto por solución como por sólidos, fue bastante “preciso” ya que el primero arrojó un valor de recuperación de 74,65% y el segundo un valor de 75,18% lo que nos indica un error de 0,7%.

Proceso de Cementación: De los resultados obtenidos en la tabla 3, se puede realizar el gráfico de concentraciones de cobre v/s tiempo que se ve a continuación:

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Fig. 11 Concentración de Cobre gr/L V/s tiempo en min El gráfico presentado en la figura 11 cumple casi en su totalidad con lo que se debería esperar de la realización de esta experiencia, salvo en el último punto (de izquierda a derecha) en el cual ocurre un aumento en la concentración de cobre, lo que se puede deber a errores en la medición como se nombró anteriormente o también debido a que la reacción química se desplazó hacia el lado contrario producto de que el ión férrico aumentó la concentración del ión ferroso según las siguientes ecuaciones:

2+    → 3 + 2+   → 2+  + 

() ()

Por otro lado el consumo práctico de esta experiencia fue de 1,29 lo que está en el rango de 1,056 a 2,2 (consumo práctico = 1,2-2,5 * consumo teórico), lo que indica un consumo por parte de la ganga de 0,41. Finalmente la ley obtenida fue de 80,44% y esto cumple con las expectativas de la experiencia ya que en Ferrocementación el rango de ley obtenida es de 70-80%.

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Extracción por solvente Del análisis de las mediciones realizadas se obtuvo que la concentración de cobre inicial es de 2 gr/L y la concentración obtenida en el orgánico cargado fue de 8 gr/L ya que se usaron 4 vasos, lo que indica que la eficiencia de extracción fue del 100% como se aprecia a continuación:

 = 2∗0,150∗0,15 2∗0,15 ∗100=100% Re extracción Del análisis de las mediciones realizadas se obtuvo que la concentración de cobre del electrolito fue de 7,5 gr/L lo que indica que en el orgánico descargado fue de 0,5 gr/L, ya que el orgánico cargado venía del proceso de extracción con 8,0 gr/L, esto demuestra una eficiencia de re-extracción del 100%.

− = 8∗0,150,5∗0,15 7,5∗0,15 ∗100=100%   = 7,5 8,0 ∗100=93,75%

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Diagrama de Mc Cabe Thiele (SX)

Fig. 12 isoterma de distribución de extracción Como se observa en la figura 12 la isoterma de distribución para el proceso de extracción no tiene la forma teórica del proceso, pero si tiene una tendencia hacia esa forma ideal, esto se puede deber a errores de precisión en las mediciones.

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Diagrama de Mc Cabe Thiele (ST)

Fig. 13: Isoterma de distribución de Re-extracción Como se observa en la figura 13 la isoterma de distribución para el proceso de Re- extracción está muy alejada de su forma teórica y además presenta un valor de concentración de cobre en el orgánico descargado negativo, lo que se debe a errores en las mediciones.

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Diagrama de flujo de la experiencia Mineral

Chancador Mandíbulas

Chancador Mandíbulas

Chancador Conos

primer ataque

Cuarteo y pulverización

segundo ataque Lixiviacion

Ferrocementacion

Extraccion por solvente

Análisis químico

Re-extracción

Ley de cemento de cobre = 80,44%

Análisis quimico

Análisis químico

Ley de cabeza = 4,57%

Ley de ripio = 1,25%

Diagramas de Mc Cabe Thiele de Sx Y ST

Electrodepositación

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Conclusión De las experiencias realizadas durante todo el segundo semestre del año 2016, se puede concluir lo siguiente: De la muestra utilizada, se realizó un análisis mineralógico macroscópico obteniéndose que esta presentaba principalmente crisocola [(Cu,Al)4H4 (OH)8 Si4O10 ·nH2O)], lo que influyó en gran medida en el proceso de lixiviación, ya que este es un mineral de lenta cinética, lo que provoca una disminución en la recuperación y un mayor tiempo de lixiviación para poder lixiviarla completamente. 











Esta mineral se lixivió por un método de lixiviación por estanques, el cual es el más accesible para realizarse en laboratorio, ya que permite realizar pausas en el desarrollo del  proceso, sin afectar de manera negativa, al contrario influye indirectamente en un proceso de curado, mejorando la recuperación obtenida. De los análisis químicos realizados se obtuvo una ley de cabeza de 4,57% y una ley de ripio de 1,25%. En el proceso de lixiviación se realizaron dos ataques de los cuales el primero tuvo una recuperación del 43,56%, y el segundo ataque tuvo una recuperación de 68,03%; Este aumento se produjo ya que este ataque se realizó aproximadamente 2 semanas después del  primero, y producto de que el mineral se mantuvo en solución durante todo ese periodo se llevó acabo indirectamente un proceso de curado, el cual favoreció la lixiviación en el 2do ataque. Del proceso de ferrocementación se obtuvo una ley de 80,44%, una recuperación de 67,5% y un consumo práctico de 1,29, todos valores dentro de lo esperado, por lo que se asume que se realizó correctamente esta experiencia. Finalmente del proceso de SX y ST se logró un 100% de eficiencia tanto de extracción como de re extracción, y además de una recuperación de 93,75%, valores satisfactorios ya que concuerdan con lo visto en cátedra. Y con respecto a los diagramas de Mc Cabe Thiele no se lograron las isotermas deseadas, por la poca cantidad de valores, por posibles errores en las mediciones o por un proceso deficiente de agitación.

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Anexo Aquí se observan las imágenes de las experiencias realizadas:

Preparación muestra:

Fig. 14: Pesaje inicial de la muestra

Fig. 15: Chancado de la muestra

Fig. 16: Cuarteo de la muestra

Análisis químico:

Fig. 16: Pulverizador

Fig. 17: Parte del proceso de análisis químico 31 | P á g i n a

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Lixiviación - 1 er y 2do ataque:

Fig. 18: Muestra a Lixiviar .

Fig. 20: Incorporación Agua acidula

Fig. 19: Implementos para determinar las [Cu] y [H+].

Fig. 21: Agitación por percolación

Análisis ripio:

Fig. 22: Adición de agua

Fig. 23: Vasos antes de la titulación 32 | P á g i n a

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Ferrocementación:

Fig. 24 Barras de fierro en solución Análisis químico:

Fig.26: Calentamiento de los vasos

Fig. 25 Filtración del ion ferroso

Fig. 27: Vasos en enfriamiento

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Extracción por solvente y re-extracción:

Fig. 28: Embudo decantador

Fig. 30: Borras en el orgánico

Fig. 29: Proceso de agitación

Fig. 31: Vasos con 150ml de acuoso

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Diagramas de Mc cabe Thiele:

Fig. 32: Orgánico

Fig. 34: Separación orgánico-acuoso

Fig.33: Proceso de agitación

Fig. 35: Separación orgánico-acuoso

Electrodepositación:

Fig. 36: Celda de electrodepositación

Fig.37: Cátodo de cobre

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