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

Universidad Nacional del Comahue Facultad de Ingeniería Asentamiento Universitario Zapala

Tratamiento mecánico de minerales y Tecnología de procesamiento Tomo 3 ~

Metalurgia e Hidrometalurgia

~

Ing. Marquina Herrera Pedro Pablo Lic. Venaruzzo Jorge Luis

- 1999 -

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

TOMO III

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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


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DEDICATORIA

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

...los autores


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


1 U.N.C. Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Procesos Unitarios - Metalurgia e Hidrometalurgia

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

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


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

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

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

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

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


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

H2SO4 + Cu(OH)2 ßà Cu SO4 + 2 H2O

a 25 °C = 298 °K

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

ln K =

− ∆H RT

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

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

K = 1,32 x10 7 reacción posible

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

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


HUMEDAD ENTRANTE 12 %, HUMEDAD SALIENTE 1 %

Fig. 1 Diagrama de Secado

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

Fig. 2 Diagrama de Flujo



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

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

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



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

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

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



Fig. 5 Horno de Calcinación Vertical tipo Azbe

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



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

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



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


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

Zn

53,6

Pb

2,40

Fe

5,5

Insoluble

3,40

azufre total

30,00

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

Zn total

63,00 %

Zn soluble en ácido

58,20 %

Fe

6,40 %

Insoluble

2,70 %

azufre total

0,44 %

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



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

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

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


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

APLICACIONES DEL PROCESO FLUOSOLIDS

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



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







SINTERIZACION LA MAQUINA DE SINTERIZACION DWIGHT-LLOYD

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

Fig. 8 Sinterizador Dwight LLoyd

Fig. 9 Corte esquemático de un Sinterizador



TERMINOLOGIA PIROMETALURGICA

METAL: es un elemento procesado con características de ductibilidad,

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

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


FUSION DE LA MATA

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

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

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



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

FUNDENTES

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

DIVERSOS TIPOS DE HORNOS



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

Fig. 10 Corte de un horno de cuba para cobre

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


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

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


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

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

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



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

Fig. 12 Bóveda suspendida de empuje

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


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



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

REFRACTARIOS DE HORNOS DE REVERBERO

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

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

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



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







CONVERTIDORES CONVERTIDOR DE EJE HORIZONTAL

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



Fig. 14 Corte de un convertidor de Cobre



Fig. 15 Soplado y Carga de un convertidor Noranda

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

CONVERTIDOR DE EJE VERTICAL

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


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

Fig. 16 Esquema de un Convertidor Vertical

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



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

Fig. 16ª Convertidor Pierce Smith

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









CONVERTIDOR CODELCO

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



Fig. 17 Maqueta del Convertidor Codelco

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



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

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



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



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

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

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

el nitrógeno,

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


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

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

VARIACION DE TAMAÑO DE LOS POLVOS

1 micra

0,001 mm

5 micras

2.500 mallas

10 micras

1.250 mallas

20 micras

625 mallas

30 micras

400 mallas

45 micras

300 mallas

62 micras

200 mallas

RECUPERACION Y TRATAMIENTO DE POLVOS VOLADORES: METODO DE LAS CAMARAS



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

PRECIPITADOR COTTRELL

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



Fig. 19 Precipitador Cottrell

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


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



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

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

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

LIXIVIACION



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

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

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


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

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

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


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



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


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

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

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



Agua total de salida:

131,05

Fig. 21 Planta de lixiviación de arenas



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

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

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

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


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

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

DATOS METALÚRGICOS

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

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



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





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

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

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

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


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

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

Condiciones de operación: Densidad de corriente:

250 A/m2

Flujo específico de solución:

120 l/h por m2

Voltaje de la celda:

1,8 a 2,2 V

Temperatura del electrolito:

45 ºC

Eficiencia de la corriente:

90 %

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

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


CONMINUCION:

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

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

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


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



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

MECANISMOS DE LA OXIDACION BACTERIANA DE SULFUROS METALICOS

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

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

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

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


S° + 3/2 O2 + H2O àBacteriaà H2SO4

CONCENTRACION DE IONES METALICOS Y pH DE LA SOLUCION

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

LIXIVIACION BACTERIANA DEL ORO

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

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

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

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


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

COSTO DE OPERACION EN LIXIVIACION

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

1.

Costo de bombeo de las soluciones.

2.

Costo de reposición del ácido sulfúrico.

3.

Costo del mantenimiento del sistema de distribución de las soluciones.

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



Fig. 22 Esquema constructivo de una pila

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

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



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

DIMENSIONAMIENTO DE LA PILA

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

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

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



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



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


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

DESCRIPCION DE UNA PILA Y SUS COMPONENTES

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



3. BASE O CAPA IMPERMEABLE:

Generalmente consiste en un material

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

y las

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


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

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

Permitir un riego tan uniforme como sea posible.

•

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

•

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

•

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

Se requiere, por lo tanto:



•

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

•

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

•

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

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

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

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

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


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

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

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

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


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

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

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


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

Fe0

+

(metal, generalmente chatarra de acero)

Cu+2 (en solución)

à

Cu0 (cobre metálico cementado)

Fe+2

+

(en solución)

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


H2 (gas)

+

Cu+2

à

(en solución)

Cu0

+

(polvo metálico)

2H+ (solución ácida)

El producto de esta reacción es cobre en polvo (<150 µm) y del 99.9 % de pureza.

EXTRACCIÓN CON DISOLVENTES En cuanto al cobre, la extracción con disolventes comprende: a) b)

La extracción selectiva del cobre a partir de soluciones de lixiviación en una fase orgánica inmiscible, de baja concentración en cobre (6 a 8 kg/m3). El agotamiento del cobre de esta fase orgánica en una solución acuosa fuertemente ácida (150 kg de H2SO4/m3). Esta solución acuosa absorbe al cobre en una alta concentración (30 a 50 kg/m3) y sirve como electrolito para la separación por electrólisis de dicho elemento.

El disolvente orgánico tiene muy poca solubilidad para las impurezas metálicas de manera que éstos permanecen casi en su totalidad dentro de la solución de líxiviación original. Por consiguiente, el electrolito final está de hecho, por decirlo así, libre de impurezas. El proceso de extracción con disolventes se usa principalmente para extraer el cobre de las soluciones de lixiviación diluidas (1 a 5 kg de Cu/m3 y 1 a 5 kg de H2SO4/m3) para producir electrolitos con alto contenido de cobre y de ácido (40 a 50 kg de Cu/m3 y 135 a 150 kg de H2S04/m3), de los cuales pueden ser obtenidos por separación por electrólisis, cátodos de cobre de alta pureza. A continuación mostramos un diagrama de flujo esquemático del proceso de extracción con disolvente aplicado a soluciones de lixiviación de cobre diluidas e indica el intervalo de las



concentraciones encontradas en los procesos industriales. Fig. 25 Diagrama de Flujo.

Flujo acuoso.

Flujo orgánico.

Las ventajas de la extracción con disolventes son que:

a)

se produce un electrolito con suficiente concentración de cobre para la separación por electrólisis directa a partir de soluciones de lixiviación diluida;

b)

se evita casi por completo que las impurezas de la solución de lixiviación pasen al electrolito.

Ambas ventajas son importantes en el tratamiento de soluciones diluidas de cobre y b) también es empleada en la obtención de electrolitos puros a partir de soluciones concentradas (30 kg de Cu/m3) impuras.

PROCESOS QUÍMICOS DE LA EXTRACCIÓN CON DISOLVENTES

Los disolventes orgánicos más promisorios para la extracción de cobre en soluciones de lixiviación son los reactivos (LIX) producidos por la General Mills Chemicals, Inc. y los reactivos KELEX producidos por la Ash Chemical Company. Ambos tipos son agentes quelantes como lo muestran los bosquejos de sus estructuras de la figura 26. Los disolventes son disueltos siempre (5 a 20 % en volumen) en un portador orgánico (por ejemplo, kerosene) para obtener un líquido poco viscoso. Por lo general, se añade un modificador para mejorar la rapidez de reacción o las separaciones de fase. La tabla de la figura 26, muestra que los disolventes LIX y KELEX reemplazan a los átomos de hidrógeno de las moléculas de solvente por un átomo de cobre absorbido. La reacción general es:



Cu+2 acuoso + 2 RH orgánico ßà R2CuOrgánico + 2 H+ acuoso

Fig. 26 Descripciones y estructuras de los disolvente Lix y Kelex para la extracción de cobre.

CINÉTICAS DE LA EXTRACCIÓN CON DISOLVENTES De igual importancia para las distribuciones de cobre en equilibrio mencionadas anteriormente entre las fases orgánica y acuosa son: a) b)

La rapidez con la que se alcanzan las condiciones de equilibrio. La rapidez con la que las fases orgánica y acuosa se apartarán después de estar en emulsión durante la etapa de contacto (mezcla). Los portadores y modificadores de la fase orgánica afectan significativamente a cada rapidez. En el laboratorio se llega a las condiciones de equilibrio después de 1 a 2 minutos de mezclar ambas fases. Generalmente los sistemas industriales están diseñados para proporcionar 3 a 4 minutos de mezclado. La rapidez para alcanzar el equilibrio se incrementa al aumentar la temperatura de las soluciones junto con un Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


portador de bajo contenido aromático. La rapidez de separación de las fases orgánica y acuosa es un parámetro de diseño importante debido a que dicha rapidez afecta el área del sedimentador y el tiempo de depósito. Este factor restringe, por ejemplo, el uso de los reactivos KELEX por abajo del 20% en volumen en la fase orgánica por ser demasiado viscoso. Los tiempos de separación son afectados en gran medida por el tipo de portador orgánico y, en general, aquellos con alto contenido de aromáticos (35 % en volumen) separan con mayor rapidez. Las adiciones de fenolnonflico al disolvente KELEX 100 como modificador son particularmente efectivas para lograr mayor rapidez en la separación de las fases. Los tiempos de separación de 2 a 6 minutos y profundidades de emulsión de 0,3 a 0,7 m proporcionan en la industria condiciones de asentamiento apropiadas para



los sistemas LIX y KELEX. Fig. 27 Diseño industrial de mezclador y sedimentador

REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DEL COBRE Todo el cobre recibe, virtualmente, tratamiento electrolítico durante su producción a partir de la mena. Se somete a: a) Electrorrefinación de los ánodos de cobre impuros (cobre pirometalúrgico). b) Separación por electrólisis o electro obtención, a partir de soluciones de lixiviación o soluciones de extracción por disolventes. La refinación electrolítica del cobre o electrorrefinación, consiste en la disolución electroquímica del cobre de los ánodos impuros y el depósito selectivo de este cobre disuelto en forma pura sobre cátodos de cobre. La electrorrefinación tiene dos objetivos: a) Eliminar las impurezas que dañan las propiedades eléctricas y mecánicas del cobre. La pureza del cobre electrorrefinado es mayor del 99.9% de Cu, con menos de 0.004 % de impurezas metálicas (incluyendo azufre) lo cual es apropiado para todos los usos industriales, incluyendo las aplicaciones en ingeniería eléctrica. b) La electrorrefinación separa las impurezas valiosas del cobre (lodos anódicos). Éstas pueden ser recuperadas después como subproductos metálicos.

COMPOSICIONES DE LOS ÁNODOS Y LOS CÁTODOS EN LAS REFINERÍAS MODERNAS.

Elemento Cu O Ni Pb As Sb Se Fe Te S Bi Ag

Ánodos (valores en %) cátodo (valores en %) 99.4-99.8 99.99+ 0.1-0.3 (no incluido en el análisis) 0-0.5 de trazas a 0.0010 0-0.1 de trazas a 0.0005 0-0.3 de trazas a 0.0002 0-0.3 de trazas a 0.0002 0-0.02 de trazas a 0.0002 0.002-0.03 de trazas a 0.0020 0-0.001 de trazas a 0.0001 0.001-0.003 0.0004-0.0010 0-0.01 de trazas a 0.0001 de trazas a 0.15 0.0005-0.001 Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


Au

0-0.005

0-0.00001

PRINCIPIOS DE LA REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DEL COBRE La aplicación de un potencial eléctrico entre un ánodo de cobre (electrodo positivo) y un cátodo de cobre (electrodo negativo), ambos sumergidos en una celda que contenga una solución de sulfato de cobre acidificada (electrolito), origina que tengan lugar las reacciones y procesos siguientes: a) El cobre del ánodo se disuelve electroquímicamente dentro de la solución, es decir,

Cu0 ánodo à Cu+2 + 2eE0 = + 0,34 V con lo que se producen cationes de cobre más electrones. b) Los electrones producidos por la reacción anterior son conducidos hacia el cátodo a través del circuito y el suministro de la energía externa. c) Los cationes Cu+2 en la solución emigran por difusión y convección hacia el electrodo negativo (cátodo). d) Los electrones y los iones Cu+2, se recombinan en la superficie del cátodo para producir cobre metálico que se deposita sobre el cátodo, es decir,

Cu+2 + 2e- à Cu0cátodo E0 = +O,34V Los efectos finales son la disolución electroquímica del cobre del ánodo; la emigración de electrones y iones de cobre hacia el cátodo; y el depósito de cobre sobre la superficie del cátodo. La reacción electroquímica total es la suma de las reacciones anteriores, es decir

Cu0 ánodo- Cu0cátodo

para la cual el potencial teórico reversible, o sea, la diferencia entre los potenciales de electrodo es cero. En la práctica real, la resistencia al flujo de corriente en el electrolito (por Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


transporte de iones) y la resistencia al flujo de electrones en las barras de distribución y conexiones eléctricas deben ser vencidas aplicando una tensión entre los ánodos y cátodos. También existe una sobretensión (≈ 0,06 V) necesaria para el depósito de cobre sobre el cátodo y uno más pequeño en el ánodo. La tensión en las celdas industriales, es decir, entre los ánodos y cátodos es de 0,25 a 0,3 V.

Fig. 28 Diagrama de flujo de una refinería de cobre

Fig. 29 Conexiones ánodo-cátodo y celda Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


Fig. 30 Diagrama de celdas electrolíticas. Disposición Walker.

Refinación eIectrolítica del cobre Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


MATERIALES DE CONSTRUCCIÓN USADOS EN LAS REFINERIAS DE COBRE

Celdas electrolíticas à Losas precoladas de concreto reforzado Revestimiento de las celdas à Insertos de cloruro de polivinilo Tablas para recubrir y tubería de solución à Cloruro de polivinilo plastificado Tanques para almacenar electrolito à Acero inoxidable Intercambiadores de calor à Acero inoxidable y titanio Pisos à Concreto, cubierto con revestimiento de resina epóxica EQUIPO ELÉCTRICO Uno de los principales equipos de una refinería es el de rectificación CA/CD (corriente alterna-corriente contínua). Los equipos de rectificación de las primeras refinerías consistían en rectificadores motor - generador, pero han sido gradualmente reemplazados por los rectificadores de arco de mercurio y de semiconductores (silicio y germanio), de mayor rendimiento. Los rectificadores de semiconductor (especialmente de silicio) han tenido gran aceptación por toda la industria debido a su alto rendimiento en la conversión de energía (+95 %) ya que casi no necesita mantenimiento. Cuando se emplee la inversión periódica de corriente, en los rectificadores de semiconductor colocados en un tipo de circuito, se controla la dirección por tiristotransformadores. PROCEDIMIENTOS DE LA CASA DE TANQUES O SALA DE ELECTRÓLISIS PLACAS MATRICES, HOJAS INICIADORAS O STARTING SHEET

El cátodo (hoja de inicio o de arranque) sobre el cual el cobre se deposita electrolíticamente siempre es de cobre de alta pureza. Las hojas de arranque se producen en celdas "separadas" especiales mediante depósito electrolítico de cobre durante 24 horas sobre piezas de titanio, acero inoxidable o cobre laminado y duro. Las hojas de arranque son de 0,5 a 1 mm de grueso y pesan alrededor de 5 kg. La fabricación de los ánodos usados en las celdas son de la composición usual de refinería, pero normalmente son un poco más grandes en el frente para evitar los bordes ásperos en las hojas iniciadoras. Los procedimientos de depósito son los mismos que los de las celdas de producción excepto por el retiro y desprendimiento más frecuente de los cátodos. La preparación final de las hojas iniciadoras consiste en lavarlas y enderezarlas; luego las hojas se sujetan mediante asas en la hoja de arranque, a las barras de Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


soporte de cobre laminado. La hoja completa, entonces, es realzada (grabada en relieve) para aumentar su rigidez. Una innovación importante en la manufactura de las hojas iniciadoras ha sido reemplazar de manera creciente con titanio las piezas de cobre laminado endurecido. El cobre laminado duro requiere considerable lubricación para permitir el desprendimiento de las hojas de inicio depositadas electrolíticamente, pero el titanio forma una delgada capa conductora, adherente, la cual permite la fácil separación y desprendimiento a menudo por medios mecánicos automatizados. Los bordes de las piezas de titanio frecuentemente se cubren con cinta plástica. Éstas facilitan el desprendimiento y evitan el depósito electrolítico de cobre entre las dos caras de la pieza. Las operaciones de enderezar, hacer las asas y cargar las celdas ya han sido mecanizadas en muchas refinerías, con lo que hay un ahorro considerable en los costos de producción. PROCEDIMIENTOS PARA LA ELECTRORREFINACION

La electrorrefinación comienza al iniciarse el flujo de electrolito a través de la hilera o sección de celdas de la refinería, seguida por la colocación en grupo de un conjunto completo de ánodos y hojas de inicio en cada celda. En las modernas refinerías, los ánodos y las hojas de inicio están cuidadosamente espaciadas por medio de grúas de posición fija de manera que existen pocas probabilidades de un corto circuito accidental. Una vez que los ánodos y las hojas se colocan, se hacen las conexiones eléctricas necesarias y el cobre se corroe gradualmente en los ánodos y se deposita sobre los cátodos a medida que la corriente pasa entre ellos. El procedimiento usual es producir dos cátodos con cada ánodo, para lo que se necesitan 12 a 14 días. Los cátodos pesan entre 100 -165 kg al finalizar la refinación; con este peso pueden manejarse fácilmente durante la fundición posterior u operaciones de corte. Las celdas se inspeccionan regularmente durante la electrorrefinación para localizar pares ánodos/cátodo en corto circuito. Los cortos circuitos dan por resultado bajas eficiencias de corriente y consumo extra de energía, de manera que deben ser eliminados tanto como sea posible. La inspección se hace con gausiómetros manuales que detectan la magnitud de la corriente eléctrica a través de cada cátodo; también milivoltímetros colocados permanentemente en cada celda; o mediante examen infrarrojo, con lo que se localizan los cátodos calientes de alta corriente. Los últimos dos métodos han mejorado considerablemente los procedimientos de refinación. Los cortocircuitos se eliminan dando un nuevo espaciamiento a los ánodos y cátodos con fallas o eliminando los "nódulos" o arborescencias de cobre Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


depositado electrolíticamente que pudieran haber crecido entre los pares ánodo cátodo por el cortocircuito. Al final de un ciclo de ánodo, cada uno de ellos ha sido disuelto electroquimicamente en casi 85 %. Los restos de los ánodos sin disolver (desperdicio o chatarra) se retiran de las celdas y después de lavados, se funden y se vuelven a moldear como ánodos nuevos. Se retira el electrolito de la celdas y los residuos del ánodo se canalizan hacia un sistema de donde se recolectan y desde donde son transportados a la planta de recuperación de metales preciosos.

ELECTRO-OBTENCION DEL COBRE Las operaciones de lixiviación y las de lixiviación más extracción por disolventes producen soluciones que contienen de 30 a 60 kg/m3 de cobre. El cobre presente en estas soluciones es recuperado en la forma de cátodos de cobre por separación por electro-obtención. Dicho proceso comprende la aplicación de un potencial eléctrico entre un ánodo inerte o insoluble que puede ser de acero inoxidable o de plomo endurecido con antimonio y un cátodo de cobre, que puede ser una lámina o una placa matriz sobre la cual se inicia el depósito; ambos sumergidos en la solución del electrolito que contiene cobre. Aproximadamente, se producen a nivel mundial, 500.000 toneladas de cátodos por electro-obtención por año, que significa el 10 % aproximadamente del cobre electrorrefinado. Las celdas y los circuitos eléctricos son similares a los empleados en la electrorrefinación, vistos anteriormente. Las diferencias esenciales entre los procesos son: a) b)

en la electrorefinación se usan ánodos de cobre, desde los cuales el cobre entra al electrolito durante el proceso. en la separación por electro-obtención se usan ánodos inertes (no se disuelven).

Todo el cobre depositado en los cátodos durante la separación por electroobtención se origina en las soluciones de lixiviación. REACCIONES DE LA SEPARACIÓN EN LA ELECTRO-OBTENCIÓN Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


La reacción en el cátodo en la separación por electro-obtención es idéntica a la de la electrorefinación, es decir,

Cu+2 + 2e- à Cu0 E0 = + 0,34 V pero la reacción en el ánodo es completamente diferente. Puesto que el ánodo es inerte, no existe cobre para disolver y debe ocurrir alguna otra reacción. Con esta reacción se forma gas oxígeno; la reacción puede representarse según:

H20 à H+ + (OH)- à 1/2 O 2 + 2H+ + 2eE0 = + 1,23 V La reacción neta de separación por sulfato) es:

electro-obtención (incluyendo los iones

Cu+2 + S04-2+ H20 à Cu0 + 1/2 0 2 + 2H+ + S04-2 para la cual el potencial de celda estándar es:

ξ 0= E +0,34 (catodo) – E +1,23 (ánodo)=

- 0,89 V

SUMA DE LA TENSION TOTAL EN UNA CELDA Potencial de descomposición para producir Cu0 0,9 Sobre tensión en el ánodo 0,6 Caída de tensión en el electrolito (V = i x R) 0,5 Potencial catódico debido a aditivo orgánico y la polarización 0,05 Conexiones de ánodo y cátodo, barra distribuidora y pérdidas por plomo. 0,05 Tensión total en la celda

2,1 V

Aparte del potencial de descomposición teórico (-0,9 V a 318°K). Para producir oxígeno gaseoso en el ánodo se necesita una "sobretensión" significativa, del orden de 0,5 V. Esta sobretensión debe ser aplicada para obtener la energía de activación para que se combinen los átomos de oxígeno absorbido (en el ánodo) en el oxígeno gaseoso (O2). Así el potencial de descomposición real es Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


aproximadamente 1,5 V y el potencial total en la celda (operando a una densidad de corriente de 180 A/m2, es la suma de los voltajes en la tabla anterior (2,1 V). La tensión total de celda para la separación por electro-obtención está entre 2 y 2,5 V, comparado con los 0,25 V de la electrorefinación del cobre pirometalúrgico. Como hemos visto anteriormente, la mayor parte de este potencial extra se debe al potencial de descomposición de 1,5 V, pero además, la caída de tensión (ixR) a través de las soluciones de separación por electro-obtención es alta debido a su concentración de H2S04 relativamente baja. Se puede ver que la energía consumida en la electro-obtención es aproximadamente 10 veces la de la electrorrefinación, es decir, 2.000 – 2.700 kWh/t, tomando en cuenta la CA (corriente alterna) para rectificación.

Fig. 31 Ejemplo de una faena minera en Chile, donde se aprecia los diferentes procesos.



METALURGIA DEL ORO El oro fue el primer metal que llamó la atención al hombre y fue el metal mas pesado hasta que se descubrió el platino. No pierde su brillo en presencia del aire, es maleable y dúctil. Los principales productores son Sudáfrica, Canadá, Rusia y perfilándose Latinoamérica. El oro aleado con el Cobre, aumenta su dureza. 24 K= 1.000 de pureza y 18 K = 750 de pureza. Se halla en forma nativa como granos o partículas en vetas de cuarzo u otras rocas, aleado con mas o menos plata y en pequeñas cantidades formando menas de cobre, zinc, etc. Cuando las menas de oro se rompen por acción del intemperismo, este se libera y resiste el ataque de los disolventes ordinarios, se concentra arrastrado por arroyos y ríos, formando aluviones auríferos o placeres. A simple vista un mineral de oro relativamente rico puede no revelar la presencia de dicho metal debido a su estado de división tan fino en la roca. Hemos dicho que el oro de aluviones se recupera aprovechando la diferencia de peso específico, previo zarandeado, pero existen otros procedimientos como la amalgamación, la cloración y la lixiviación que requieren trituración y algunas veces moliendas. En la amalgamación, el oro limpio en contacto con el mercurio líquido, forma éste una película alrededor del metal precioso y a su vez aumenta su masa, lo que se conoce con el nombre de Pella o Amalgama mercurio-oro. La separación se puede realizar mediante una simple destilación en la cual se volatiliza el mercurio o por mediante filtrado a una gamuza muy tupida. La cloración, hoy ya en desuso en USA, cumplió un ciclo muy importante hasta 1940, pero hoy en día la flotación y la cianuración han desplazado a los antiguos métodos. PROCESO DE CIANURACION Este proceso se basa en el hecho de que la mena finamente dividida se trata con una solución diluida de cianuro de potasio (KCN), que en algunos casos llega al Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


orden del 0,5 %. Tanto el oro como la plata se disuelven fácilmente y la mayoría de los componentes metálicos permanecen inalterados. A la cianuración se la considera como el principal descubrimiento metalúrgico de todos los tiempos. Anteriormente, durante la cianuración se recurría a la agitación mecánica, pero últimamente se usan agitadores neumáticos tipo Pachuca o ambos métodos. La empresa American Cyanamid Company establece el carácter definitivo y el orden de estas reacciones de cianuración, que según la ecuación de Elsner es la siguiente:

4 Au0+SCNK+O2+2 H2O à 4 KAu(CN) 2+ 4 KOH En la ecuación anterior podemos ver que el oxígeno es esencial e indispensable para la disolución del oro y la plata. En los laboratorios se usa peróxido de sodio, permanganato de potasio, ozono, oxígeno, etc., como agentes oxidantes, para ayudar a la disolución del oro. La temperatura no debe ser mayor a 21 °C, puesto que a mayores valores de temperatura se descompone el cianuro. El consumo de cianuro oscila entre 100 y 200 grs/tn de mineral. Si el consumo es elevado se debe a pérdidas mecánicas y a reacciones con cuerpos cianurables que algunas veces se consideran corno venenos; tales como: aguas contaminadas con residuos orgánicos y sales solubles, así como también la estibina, la calcopirita, la pirrotita, la perita arsenical, entre otros. Para neutralizar la acidez de la mena y evitar efectos perjudiciales de sustancias cianurables, se emplea NaOH (hidróxido de sodio) o CaO (cal viva), en general ésta última es la mas barata, si su pureza es alta. Se añade un exceso para facilitar una descomposición posterior que produce la alcalinidad protectora que para que no ocurra hidrólisis del KCN, generando ácido cianhídrico, cuyo efecto es letal. Una buena extracción depende de la naturaleza del mineral, si es lo suficientemente poroso, se tritura hasta un determinado tamaño, en cambio si el oro es muy fino habrá que molerlo hasta pasante de 200 mallas.

FLOTACIÓN DE MINERALES REFRACTARIOS En muchas menas auríferas, una parte del oro se halla en forma libre o nativa y el Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


resto disuelto en los sulfuros de los metales (minerales refractarios). Ante la presencia de arsénico, antimonio, teluro, cobre y hierro, se adopta la decisión, previo estudio metalúrgico de laboratorio, de emplear únicamente cianuración o usar conjuntamente la flotación y la cianuración. La consideración primordial debe ser la rentabilidad neta, haciendo la salvedad de que cianurar un concentrado de mineral aurífero, implica menor inversión en concepto de infraestructura. PROCESO DE CIANURAC ION

Hemos hecho referencia a la lixiviación de mineral grueso denominando arenas o granzas que se hace de igual manera que en el proceso de lixiviación de cobre, usando tanques de percolación con falso fondo y haciendo circular la solución de cianuro hasta completar la total extracción del oro. Hoy en día se prefiere tratar solamente las menas finamente molidas debido a la baja recuperación que se obtiene con el sistema anterior. Además se usa la lixiviación en pilas o montones para minerales de bajo contenido de oro (tal es el caso de Farallón Negro-Catamarca-AR). La palabra lodo se emplea para referirse al material coloidal, en particular auríferos, que no sedimentan fácilmente y está constituido por limonitas, silicatos hidratados de Al y Mg como caolines, cloritas, etc.

CIANURACION DE ORO CON LAVADO EN CONTRACORRIENTE

El mineral que contiene oro, después de las operaciones de trituración, se trata en un molino a bolas, junto con cal, cianuro de potasio y agua. En el molino se realiza el 75 % de la cianuración o dilución del oro. La pulpa formada se descarga a un recipiente de donde una bomba lo envía a un ciclón para separar el material grueso (underflow) que retorna al molino, del material fino (overflow) que es enviado a un espesador (j). El rebalse de esta máquina contiene la solución rica, que va a la precipitación del oro (i) y en la parte inferior se descarga la pulpa con sólidos que contienen el 25 % restante del oro.



Fig. 32 Proceso de cianuración con lavado en contra corriente

Para recuperar el contenido en los sólidos se usan agitadores (b) en los cuales se agrega mas cal y cianuro, para completar el proceso. Esta pulpa así procesada pasa a un lavado en contracorriente, en cuatro espesadores. El rebalse del espesador (c) de la figura, que contiene el oro recuperado retorna al molino. El agua fresca de lavado (g) se agrega en el espesador (f) de cuya descarga salen las colas finales o residuos sólidos (h).



Fig. 33 Lavado continuo en contracorriente – Teoría y valores de las soluciones en las diversas etapas del proceso.

PRECIPITACION DEL ORO USANDO POLVO DE ZINC (PROCESO MERRIL CROWE)

La solución rica de oro a precipitarse con polvo de zinc debe ser clarificada y desaereada mediante un sistema de vacío, lo cual permitirá una precipitación completa. El producto precipitado se puede recoger en filtros prensas o mediante un sistema de bolsas. Las reacciones de precipitación son las siguientes:

2 NaAu(CN) 2 + 4 NaCN + 2 Zn0 + H2O à 2 Na2Zn(CN) 4 + 2 Au0 + H2 +2 NaOH

El zinc en polvo agregado para precipitar el oro es del orden de 17 grs Zn/ 100grs Au. La plata requiere mayor cantidad de zinc en polvo, siendo necesario 30 grs Zn/100 grs Ag.

Fig. 34 Esquema de una caja de precipitación con bolsas.

En la figura anterior vemos que la entrada de la solución a filtrase está en la parte superior junto a un manómetro que tiene como rango 0 a 30 lbs/pulg 2 y está conectada a una cañería de distribución principal de las cuales salen las ramificaciones para cada bolsa de lona en la que queda retenido el oro precipitado. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


El caudal entrante en cada bolsa es regulado por una válvula Saunder de 2” de diámetro y está acoplada a una unión doble cónica de 2”, la cual se desatornilla en el momento de la cosecha.



Fig. 35 Sistema de Precipitación Merril Crowe en bolsas usando polvo de zinc Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


REFINACION DE ORO El barro negro obtenido de en la precipitación, que contiene el oro y hasta el 40 % de zinc, se funde con bórax, carbonato de sodio y salitre (nitrato de sodio), para obtener una barra metálica o bullón, cuyo contenido de oro está relacionado directamente con el de plata. Este contenido oscila generalmente entre 25 % y 30 % de oro, siendo el contenido restante plata, con algo de zinc y plomo. Existen diferentes métodos para refinar el bullón y obtener el oro puro. Uno de los más usados es el Moebius, que consiste en volver a fundir el bullón y encuartarlo con plata para formar uno de los electrodos de acuerdo a las dimensiones de la celda. Este electrodo se introduce dentro de una bolsa de lona y al realizarse el proceso electrolítico, la plata en forma de agujas se deposita en el fondo de la celda. El otro electrodo puede ser recorte de crisoles de grafito. El electrolito esta formado por solución de nitrato de plata amoniacal. Las condiciones de operación están tabuladas en el manual de ingeniería electroquímica (Mantel). El oro, el forma de costras negras que queda retenido dentro de la bolsa, al final de la cosecha es tratado con solución de ácido nítrico y agua destilada 1:1, agregándosele alcohol durante el calentamiento; procesos que se realizan tantas veces como sea necesario con la finalidad de disolver los metales que acompañan al oro, lo cual es visible mediante el cambio de color amarillento del oro. En la última etapa se realiza la fusión de este material, obteniéndose un oro de 99,95 %.

PIROMETALURGIA E HIDROMETALURGIA DEL ZINC El zinc no se halla como mineral nativo, sino formando diferentes compuestos químicos. Si nosotros calcinamos una mena de sulfuro zinc con un agente reductor que puede ser carbón, el metal forma óxido de zinc y dióxido de azufre. El primer latón se obtuvo al fundir mineral de cobre, con minerales de Zinc, que al ser absorbidos los vapores de zinc por el cobre metálico se obtuvo esta aleación de color característico y de mayor dureza. El zinc por su resistencia a la corrosión se usa en la galvanización de hierros y aceros, y en otras aleaciones como "Babbit" que puede tener 10% de cobre, 5% de aluminio y 85% de zinc. Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


OBTENCIÓN DEL ZINC METALICO Consideramos las siguientes etapas: 1. Tostación 2. Destilación 3. Electrólisis El sulfuro de zinc no puede reducirse directamente, es preciso recurrir primero a una Tostación previa para reducirlo en hornos de tipos Wedge, estudiado anteriormente, u hornos similares. Con la tostación se consigue la eliminación parcial de azufre y la conversión del metal en óxidos según la siguiente reacción.

2 ZnS + 3 O2 à 2 ZnO+2 SO2 TOSTACIÓN DE LA BLENDA PARA SU DESTILACIÓN

Eliminando el azufre y convirtiendo el sulfuro en oxido, tendremos que tener como límite de temperaturas dentro del horno Wedge , 800 a 850 0C. Si esta temperatura es mayor, se forman Ferrites de Zinc (ZnO-Fe2O3), que causan inconvenientes en las recuperaciones posteriores.

TOSTACIÓN DE LA BLENDA PARA SU LIXIVIACIÓN

Es el mismo procedimiento señalado anteriormente en la etapa de tostación. Para lixiviarse se usa como disolvente, el electrolito proveniente de la electrólisis del zinc, que contiene ácido sulfúrico hasta un 25 %. Si es necesario se agrega soluciones diluidas de ácido sulfúrico. Como hemos dicho la tostación se realiza en un horno tipo Wedge, el cual se alimenta con un concentrado seco que contiene 59 % de zinc y 30 % de azufre. El calcinado tendrá 68 % de zinc y 1,96 % de sulfuros. Los ferritas que suelen formarse no son fácilmente atacables con H2S04. Estas adquieren algunas veces la propiedad magnética, debido a la formación del Fe3O4; por esta razón la mena tostada se puede separar por medios magnéticos. DESTILACIÓN DE LAS MENAS DE ZINC

La mena triturada, tostada, y oxidada corresponde a los procesos pirometalúrgicos, así como su destilación. Para ello se mezcla con materia carbonosa reductora y se calienta en retortas de carburo de silicio hasta que la mayor cantidad posible de ZnO se halla reducido a vapor de Zn, el cual se condensa para obtener así el Zinc metálico fundido, según las siguientes reacciones: Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


ZnO +C à Zn0 + CO Zn + CO à Zn0+CO2 y por último: CO2 + C à 2 CO Las temperaturas en el horno de retorta varían de de 800 a 1.100 0C y en ocasiones, al final del proceso se logra hasta 2. 000 0C, lo que no es conveniente por desgaste del crisol. AFINO DEL ZINC CRUDO

El zinc obtenido de la destilación contiene entre 16 % a 18 % de impurezas como Au, Co, Cu y Ag. Para aumentar la pureza, se eleva la temperatura por encima del punto de fusión del zinc (435 0C) durante 24 a 72 horas. Es así como los óxidos ascienden en forma de costra a la superficie formando una espuma que se retira con una espumadera, para su posterior tratamiento. HIDROMETALURGIA DEL ZINC

Después de la tostación, se usa la lixiviación que tiene como objeto disolver los óxidos y sulfuros contenidos en el concentrado tostado. Esta lixiviación se hace con H2SO4 diluido, que como hemos dicho puede proceder de las cubas electrolíticas. Desgraciadamente el Fe, As, Sb, Si, Al, Cu, Cd, y otros metales, también se disuelven, en consecuencia se deben separar antes del proceso de electro-obtención. Fig. 36 Agitador tipo pachuca



La lixiviación suele llevarse a cabo en agitadores tipo Pachuca que funciona por inyección de aire comprimido y consta de un cilindro de acero de 10 metros de altura y 3metros de diámetro, con un fondo en forma de cono para facilitar la separación del residuo. En el vértice del cono se halla una válvula compuerta, a través de la cual se descargan los contenidos del depósito una vez concluido el período de agitación. En el centro se halla una columna de alimentación de 25 cm de diámetro abierta en ambos extremos a 60 cm del vértice del cono. En su extremo inferior se coloca una pequeña tubería por la que se introduce aire comprimido, se eleva así la pulpa a través de la columna desde el fondo hasta la parte superior lográndose así una agitación eficiente. También se usan para la lixiviación, agitadores tipo Denver Sub-A. La filtración es la siguiente etapa para clarificar el electrolito. Se hace en filtros rotativos de producción continua que produzcan una torta uniforme y que permitan un lavado eficiente con disoluciones concentradas y calientes. La siguiente etapa es la purificación del electrolito que consiste en separar la mayor parte del cadmio, cobre, níquel y cobalto, con algo de plata. ELECTRÓLISIS DE LA SOLUCIÓN DE SULFATO DE ZINC

Para la electro-obtención del metal se aplican tensiones de descomposición de 2,55 V, pero sumado a la tensión del agua, la tensión varia de 3,3 a 3,5 V. La densidad de corriente oscila entre 200-300 A/m2, una temperatura de 50 0C y con un rendimiento del 90 % de la corriente. La potencia consumida es de 3,4 - 3,7 Kwh/Kg de Zinc depositado.

METALURGIA DEL PLOMO El plomo es un metal resistente a la fricción y a la corrosión química, así como a la aislación para proteger de los rayos X, α, β, λ. Es un metal blanco y fácil de trabajar, forma muchas aleaciones, es de bajo punto de fusión y de peso especifico elevado. MENAS DE PLOMO

La Galena contiene 86,6% de Pb y muchas veces hasta 60 gr/tn de Ag o más. El punto de fusión de la galena es de 925 a 1.000 0C. Contiene 13,4 % de Azufre y la Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


Pirita 53,3 % de Azufre, que es principal componente del mineral. La Anglesita PbSO4, contiene 83,9% de plomo. La Cerucita PbCO3, contiene 77,5% de Pb.

TOSTACION

Su objetivo es eliminar el azufre hasta el 6 % o menos y es diferente a la tostación del cobre que se hace en hornos Wedge. La Galena por ser un concentrado variable y frágil funde fácilmente y para poder tratarse en un horno de cuba, antes debe aglomerarse o sinterizarse con una corriente forzada de aire en una máquina continua tipo Dwight-Lloyd. Esta máquina consiste en un bastidor resistente de acero sobre dos ruedas, las que giran y sobre ellas están ubicadas las bandejas de fondo perforados que contienen la mena, el fundente y algo de combustible (carbón). Debajo de las bandejas están las cajas de aspiración que sacan los polvos y el SO2. Por encima y a un extremo esta la tolva de alimentación. Las bandejas cargadas reciben calor de un horno que inicia la oxidación, el producto final ya sinterizado se descarga por el otro extremo.

FORJAS DE FUSION. TIPO LLAMADOS NEWMAN

Estos hornos fueron usados para minerales y concentrados de alto contenido de Plomo, pero fueron reemplazados por el horno de cuba que se usa para baja ley y alta capacidad.

Fig. 37 Forjas Newman Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


FUSION EN HORNO DE CUBA

El material sinterizado se carga en el horno de cuba por la parte superior, sinterizándose en capas con el fundente, chatarra de hierro y el combustible, que por lo general es carbón de coque en un 10% sobre la carga de sinter. Este tipo de horno es de trabajo intermitente y la producción en 24 horas puede alcanzar las 600 toneladas de plomo bruto, de acuerdo con las dimensiones. En la parte inferior del horno esta el crisol, del cual se extrae por el fondo el Plomo y la escoria por piqueras ubicadas en la superficie del plomo fundido en la parte superior. El aire se suministra a una presión de 140 a 210 gr/cm2 y el caudal varía de 140 -225 m3/min. Para una carga representativa para estas 600 toneladas de plomo bruto, podemos considerar 1.150 ton de sinter, 20 ton de fúndente (caIi za), 120 ton de coque y 12 ton de hierro. FUSION EN HORNO ROTATIVO

Esta forma de obtención del plomo bruto, se ha empleado en la Argentina (Geotécnica, Río Negro y compradores de concentrado de Mina Aguilar en Jujuy). El método cosiste en tratar directamente el concentrado de plomo con leyes no inferiores al 70 %, dentro de un horno rotativo de 2 metros de diámetro por 2,60 metros de largo, a una temperatura de 1.000 a 1.200 °C. Para 1.200 kgs de concentrado corresponde usar como fundente, 100 kgs de soda solvay (Carbonato de sodio anhidro), con 80 kgs de carbón coque y 80 kgs de chatarra en forma de recorte de hojalata, obteniéndose una descarga de plomo bruto del orden de los 800 kgs. Fig. 38 Horno rotativo de Geotécnica – Río Negro



REFINACION DEL PLOMO O ABLANDAMIENTO (PROCESO PARKES)

El proceso Parkes es el mas usado para separar metales preciosos así como el Cobre, Arsénico y antimonio. El Plomo fundido se alimenta a un horno de reverbero de 350 ton o más. Pero igual función puede cumplir una olla de 20 ton o más según sea la capacidad de producción de la fundición. En el caso de Geotécnica SA era una olla de 20 toneladas en la que se aplicaba el proceso Betterton modificado.

Fig. 39 Olla para el proceso Betterton Modificado

En la primera etapa se mantiene la temperatura entre 370 y 800 0C en una atmósfera oxidante y por agitación durante 2 horas, agregando azufre en polvo para después al enfriar, sacar las espumas de Cu. En la segunda etapa se hace la extracción de los metales preciosos como son el oro y la plata y se hace mediante la adición de Zinc metálico en panes estimándose el 2,5 % en peso de la masa de Plomo. Esta operación de desplatizado se hace a una temperatura de 480 0C agitando durante 3 o 4 horas. Luego se enfría para sacar la espuma platífera, la cual será tratada en otro proceso para obtener la plata metálica. En la tercera y última etapa se eleva la temperatura hasta 550-600 0C para terminar de extraer algo de Zinc, Arsénico y Antimonio. Esta etapa se denomina proceso HARRIS . Al agregar la soda cáustica (NaOH) se forma una espuma que contiene el antimonio y los demás metales y luego al enfriar se retira la espuma de la superficie de la olla. Al llegar a esta etapa el plomo se encuentra en un estado de pureza suficiente y lo bastante blando para moldearlo en lingotes de 30 Kgs cada uno. Este punto final se observa al tomar una muestra con un cucharón de 200 cm3 de capacidad y al dejarlo enfriar en el centro se forma una depresión y en los costados unas estrías, lo que se conoce con el nombre de rosa de plomo.



RECUPERACION DE LA PLATA

La espuma platífera de la segunda etapa del ablandamiento se vuelven a fundir para formar lingotes de pequeños tamaños, para que puedan entrar en un crisol de carburo de silicio de 1 m de alto por 48 cm de diámetro. También puede ser de grafito. Fig. 40 Horno de destilación de Zinc

Este crisol de retorta es colocado dentro de un horno destilador al cual se le acopla un condensador en la boca del crisol para condensar el Zinc. A una temperatura 1.200 0C, la destilación dura entre 6 y 8 horas según la carga. El Zinc recuperado vuelve al proceso. Dentro del crisol de retorta queda el plomo platífero que contiene hasta 150 Kgs de plata por tonelada, así como también 500 grs de Au por Tonelada. La siguiente etapa es la copelación que consiste en separar el Plomo de los metales preciosos. Para ello se fabrica una copela de materiales refractarios y se vuelve a fundir el plomo platífero, inyectando aire en exceso para que el plomo se oxide a litargirio (PbO) y rebalse por la parte superior, para extraerse en unos de los extremos de la copela, quedando el oro y la plata, sobre la copela. Después de una operación continua durante 10 a15 días se observa un relampagueo, lo que se conoce con el nombre de espejo de plata. En ese momento se da por finalizada la operación y se descarga sobre un recipiente con agua que tenga en su interior una bolsa de arpillera. El brusco cambio de temperatura entre el metal fundido y el agua obliga a que se formen granallas de plata, que facilita su comercialización al envasarse en bolsas de 1 kg, para uso en joyería, caso contrario se forman lingotes de peso variado.



Fig. 41 Horno de copelación

METALURGIA DEL ALUMINIO El aluminio se caracteriza por su alta resistencia a la corrosión, su peso liviano, su alta conductividad eléctrica, aunque menor que la del cobre,

su carácter no

magnético, su atractiva apariencia y su formación de variadas aleaciones. En la industria se usa para el transporte, fabricación de diversos tipos de máquinas y aparatos eléctricos, utensilios de cocina, conductores eléctricos, construcciones varias, envases, entre otros. Los minerales de aluminio más comunes son los óxidos hidratados como Boehmita (Al2O3.H2O), la Diaspore (Al2O3.H2O) y Gibbsita (Al2O3.3H2O). La bauxita (Al2O3) es la materia prima más usada. Debido al elevado calor de formación del óxido de aluminio, su descomposición debe realizarse en electrolitos fundidos o por reducción mediante elementos más reactivos como el sodio y el potasio. OBTENCIÓN DEL ALUMINIO EN UNA CUBA ELECTROLITICA Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999


La cuba normalizada se presenta en la siguiente figura:

Fig. 42 Cuba electrolítica para Aluminio

Sus dimensiones son variadas, está revestida con carbón recocido de un espesor de 15 a 25 cm, que actúa como cátodo. Los ánodos son cilíndricos de carbono y suspendidos de una barra colectora, consumen de 8.000 A a 20.000 A a un potencial de 6 V. El electrolito fundido se mantiene a una temperatura de 900 °C. Esta constituido aproximadamente por 59 % de Fluoruro de Aluminio, 21 % de Fluoruro de Sodio, 20 % de Fluoruro de Calcio . A medida que prosigue la electrólisis el aluminio fundido se deposita en el fondo de la cuba, del cual es retirado progresivamente. El consumo de energía es de 25 a 27 Kw/h para producir 1 Kg de aluminio. MATERIAS PRIMAS

La criolita (Na 3AlF 6) es casi tan importante como la alúmina o bauxita (el consumo de criolita es aproximadamente el 10 % del peso del aluminio producido). La criolita disuelve el óxido de aluminio. Se encuentra en cantidades industriales en un solo lugar del mundo, Ivigtut (Groenlandia) y su aspecto es parecido al de el hielo. Sintéticamente se fabrica haciendo reaccionar el ácido sulfúrico y el fluoruro de calcio, para formal el ácido fluorhídrico, el que a su vez reacciona con el óxido de aluminio y el óxido de sodio.

H2SO4 + CaF 2 à 2 HF + CaSO4 3 Na2O + Al2O3 + 12 HF à 2 Na3AlF 6 + 6 H2O



Los electrodos de carbón: en orden de importancia el carbón sigue como materia prima a la criolita, ya que se requieren aproximadamente unos 700 grs de carbón para producir 1 kg de aluminio. Debe estar exento de impurezas, tener una elevada conductividad eléctrica, oxidarse lentamente, tener una baja conductividad térmica, ser tenaz y resistente a los choque a elevada temperatura y encontrarse en cantidades necesarias a precios económicos.


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

BIBLIOGRAFIA

1.- Handbook of Mineral by A.F.Taggart (Edición 1953) 2.- Mineral Processing Technology by Bia. Wills (De. Pergamon Press Ltda. 1992) 3.- SME Mineral Processing Handbook by M.L. WEISS - De. SME 1985 4.- Teoría e Práctica do Tratamiento de Minererios by Arthur Pinto-Chaves (De. Signus-1996). 5.- Operaciones Unitarias en Procesamiento de Minerales by John M.Currie (De. San Marcos -1991). 6.- Fundamento de la teoría y práctica de empleo de los reactivos de flotación by Dudemhon Shuboriv y Glazuhov (De. MIR 1980. 7.- Hidrometalurgia - Tomos I-II by Haung Twidwel y Muller (De. San Marcos 1986). 8.- Evaluación de Procesos Metalurgicos by Edwin Urday (Edición Ciencias 1990) 9.- Metalurgia de los Metales No Ferrosos by J.Bray 10.- Hidrometalurgia de los Metales Comunes by Van Arsdale 11.- Manual del Ingeniero Químico by J.Perry 12.- Book of Flow Sheets - Paul C. Merrit 13.- Mining Engineerong Hand Book by Howard Hartman (Edición SEM - 1992) 14.- Mining Enginiers Handbook by Peele (Edición Wiley - 1952) 15.- Denver Equiement Handbook Denver 16.- Mining Chemical Handbook CYANAMID 17.- Mining Annual Review 1987 - Mining Jornual – London 18.- Hornos Metalúrgicos Industriales. Ing. Arturo Labato Flores – Ing Alberto Landauro. Librería San Marcos. Perú. 19.-Metalurgia Extractiva del Cobre. Biswas-Davenport. Editorial Limusa. REVISTAS Y PUBLICACIONES n Mining Emgineering a Publication od SME n Mining Magazine by ABC Business Press n Minería Chilena (Chile) - Minería Latinoamericana (Chile) n Mundo Minero (Perú)


1 U.N.C. Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Hidrometalurgia – Lixiviación de Menas de Oro – The Extractive Metallurgy

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL COMAHUE FACULTAD DE INGENIERIA ASENTAMIENTO UNIVERSITARIO ZAPALA LICENCIATURA EN TECNOLOGÍA MINERA

LIXIVIACIÓN DE MENAS DE ORO

Traducción: Víctor Jesús Zurita Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Lixiviación de menas de oro de baja ley Una solución diluida de cianuro es un solvente eficiente para el oro. Sin embargo, como en cualquier otro proceso de lixiviación, el solvente tiene que entrar en contacto con la partícula sólida de oro. Por lo tanto, una trituración adecuada y un meticuloso circuito cerrado de moliendo de dos etapas son necesarios para liberar la partícula de oro de la mena. La lixiviación por agitación multietapa seguida de una elaborada separación sólido- liquido es requerida para recuperar la mayor cantidad posible de oro (hasta aproximadamente el 95%) en solución, en un tiempo razonablemente corto. Un gran tonelaje de una mena con un contenido relativamente alto de oro es un requisito previo para el capital substancial y los costos de operación requeridos para la molienda. Un tonelaje pequeño, y/o un depósito de oro de baja ley tiene que ser destinado a un proceso que requiera bajo capital y bajo costo de operación, si es posible. Menas oxidadas de cobre han sido lixiviadas en pilas o cubas, sin necesidad de un elaborado proceso de trituración o preparación, desde el siglo 16. Sin embargo, la lixiviación en pilas de menas de oro y plata es un descubrimiento reciente. Los descubrimientos de muchos depósitos de oro de baja ley, principalmente en el oeste de los Estados Unidos, junto con un importante precio de los metales preciosos estimularon el desarrollo de la lixiviación de cianuro con un bajo costo en una escala masiva al final de los años 60. El concepto es simple. La mena triturada es apilada sobre una plataforma impermeable y rociada con una solución de cianuro para disolver el oro y la plata. Para que la cianuración tenga éxito, la mena aurífera debe ser porosa y contener partículas de oro finas y limpias. La mena después de haber sido triturada y apilada, debe tener buena permeabilidad, permitiendo una distribución uniforme de la solución a través del montón, con un consumo costeable de cianuro. Las características requeridas para que una mena sea sensible a la cianuración en montón son las siguientes: • • •

Contenido de partículas de oro extremadamente pequeñas o aplastadas Porosidad y permeabilidad de la roca huésped Ausencia de materiales refractarios, carbonaceos o preg-robbing (que pudieran perjudicar la lixiviación del oro) • Ausencia de cianicidas (materiales que consumen cianuro) • Ausencia de finos y/o arcillas que impidieran una percolación uniforme de la solución de cianuro (la aglomeración es requerida con el exceso de finos y arcillas). • Ausencia de constituyentes consumidores de ácido (los cuales causarían un alto consumo de cianuro o cal).

Ensayo de la mena La lixiviación en montón no es una panacea para los depósitos de oro de baja ley. El oro tiene que ser sensible a la lixiviación con cianuro y debe tener la mayoría de las características ante dichas. El alcance de la trituración de la mena requerida –para conseguir una buena permeabilidad, distribución uniforme de la solución lixiviante de cianuro y una extracción satisfactoria del oro– tiene un efecto extremo sobre la economía de la proyectada Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


lixiviación en montón. Una cantidad excesiva de arcillas en la mena, o de finos generados en la trituración, pueden disminuir la taza o velocidad de percolación de la solución lixiviante, causando canalización, y produciendo masas o nódulos inactivos de material dentro del montón (o pila). La aglomeración de la mena triturada puede ser requerida para alcanzar una alimentación permeable y uniforme de los montones. Los circuitos de trituración y los sistemas de aglomeración son un capital importante y deben ser usados en una operación comercial solamente sí y cuando su capital y costo de operación puede ser más que justificados por la economía global de la operación. La importancia de ensayos meticulosos para comprobar la viabilidad y establecer las condiciones optimas de la proyectada lixiviación en montón no pueden ser sobreacentuadas. El objetivo final es establecer el diseño y condiciones de operación primero para alcanzar el costo más bajo por onza de oro extraído. Este objetivo puede ser alcanzado solamente si la optima combinación entre costos de operación bajos y la alta recuperación de oro es alcanzable. Esos dos factores mayores pueden estar a menudo en conflicto. Por ejemplo, a mayor altura de montón menor es el costo por tonelada para plataformas, estanques, cañerías y labores de operación; sin embargo, el incremento de la altura de un montón puede afectar adversamente la extracción de oro. Una vez que la mena triturada (y aglomerada, si es necesario) es apilada sobre la plataforma impermeable y las líneas de solución y rociadores están instaladas, maximizando la recuperación de oro es la única forma de estimular la rentabilidad por tonelada de mena y por onza de oro recuperada. Las condiciones climáticas en la ubicación de los montones proyectados deben ser tomadas en cuenta durante el ensayo y diseño de una operación particular de lixiviación en montón. La taza y ciclo de lluvias, y los niveles de temperaturas a lo largo del año, pueden tener un efecto significativo sobre el diseño y la economía de una operación de lixiviación en pilas.

Muestreo para una completa evaluación del cuerpo mineral Una cooperación cercana entre los geólogos de campo, los mineralogistas, y los metalurgistas que llevan a cabo los ensayos tienen que determinar varias cosas: •

Las características geológicas salientes de la mena y sus efectos sobre el tratamiento de lixiviación. • Los requisitos y disponibilidad de muestras testigos para ensayos de mena de niveles profundos. • La disponibilidad de mineral cercano a la superficie y de niveles profundos para ensayos a gran escala de muestras masivas. Los valores de oro y plata en muestras minerales son generalmente determinados por ensayos a la llama. Sin embargo, las muestras deben también ser ensayadas por Absorción Atómica (A.A.), lo cual permite la valoración de la fracción de oro, no refractario, lixiviable por cianuro. Los ensayos de solubilidad de cianuro deben ser continuados cada cuatro –o cinco– intervalos del pozo perforado, con un corte de las mismas muestras ensayadas al fuego con el objeto de establecer la extracción de oro potencial y cuerpos refractarios en el cuerpo mineral. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Mineralogía de la mena Un conocimiento insuficiente de la mineralogía de la mena puede conducir a problemas durante la lixiviación. Un estudio mineralógico detallado es indispensable durante las primeras etapas de planeamiento de la operación de lixiviación en montón. Las muestras representativas del depósito a ser lixiviado deben estar explicadas mineralogicamente con el objeto de establecer: • • •

El mineral huésped que posee el metal precioso. El rango de tamaño de los granos del metal precioso. La distribución y ubicación preferencial de los minerales de metal precioso en el mineral huésped. • La existencia de minerales causantes de refractividad (si los hubiere). La muestras de cabeza para ensayo en columna (descripto abajo) y sus respectivas colas deben ser cribados en fracciones de diferentes granulometrías para ser ensayados y examinados mineralógicamente con el objeto de determinar el efecto del tamaño triturado sobre la extracción del oro y las causas potenciales de las perdidas de oro en las colas.

Los ensayos de botella Los ensayos de botella son normalmente conducidos con una muestra de mena de 400 g en 600 ml de solución de cianuro. La cal es agregada a la pulpa para ajustar el pH a 11. La mena es agitada por rodamiento de la botella, en un dispositivo de rodillos adecuados, por 72 horas. La solución de lixiviación (enriquecida) y las colas de lavado son entonces ensayados para valorar el oro (y la plata, si la hubiera). Este ensayo puede ser usado para computar los requerimientos de reactivos para la muestra de mineral.

Ensayos de lixiviación en columna Los ensayos de lixiviación por percolación deben ser llevadas a cabo en columnas (de plástico transparente) de laboratorio (de 6–12 pulgadas de diámetro por 4–8 pies de alto) para establecer, sobre una base preliminar, los parámetros de diseño esenciales para la lixiviación en montón. La solución de cianuro es rociada sobre la parte superior de la columna de mineral, permitiéndosele discurrir a través de la mena. La solución que ha percolado a través de la columna de mineral es medida diariamente como así también las determinaciones del contenido de oro, concentración de cianuro y valor de pH (figura 6-2). Los parámetros de diseño esenciales que deben ser recogidos con los ensayos de columna son listados abajo. •

El efecto del tamaño de trituración sobre la taza de recuperación de oro y la máxima extracción de oro del tamaño optimo de mineral conseguidos en 60 días. • El efecto de la concentración de cianuro sobre la taza de recuperación de oro y sobre el consumo de cianuro. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


• • • • •

El pH optimo y el consumo de álcalis requerido (cal y/o NaOH). El volumen de solución requerido para saturar la columna de mineral El volumen de solución que drena del mineral saturado. El tiempo de drenado y lavado. El efecto de la aglomeración sobre la taza de recuperación de oro, y sobre los parámetros de volumen.

Figura 6-2 Efecto de la Aglomeración sobre la recuperación

Ensayos de lixiviación a escala piloto De uno a tres ensayos con montones de pequeño tamaño (2000 a 3000 toneladas) son necesarios para confirmar y optimizar los resultados obtenidos con las experiencias de columna. Tales ensayos de campo –especialmente en ubicaciones remotas sin instalaciones de apoyo– son muy caros (valorándose en cientos y miles de dólares). Si no hay instalaciones de apoyo cercanos a la mina en exploración, los ensayos en enormes columnas de concreto (ej: de 10 pies de diámetro por 25 pies de alto) deben ser tomados en cuenta.

Estudio de factibilidad

Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


El objeto de la realización de meticulosos ensayos de lixiviación en montón, incluyendo esquemas de operación alternativos, es producir la mayor cantidad de oro con el menor costo posible a partir de un depósito dado de baja ley. A medida que la información metalúrgica esta disponible, deben ser chequeados los trabajos de flujo de dinero y retorno de inversión para determinar las condiciones optimas de operación, diseño y velocidad de tratamiento. El plan minero debe ser coordinado con la operación metalúrgica óptima para obtener el más alto retorno de inversión. La lixiviación en montón es simple en principio, pero es aún sensible a las dificultades de operación. Su rentabilidad depende de un margen bastante estrecho, de aquí que la lixiviación de la mena y los parámetros óptimos de la proyectada lixiviación en pila deben ser minuciosamente investigados, desde los ensayos de botella hasta los ensayos en pilas piloto.

Lixiviación en pilas y lixiviación de descarga Lixiviación en pilas significa lixiviar menas que han sido extraídas, trituradas y transportadas sobre plataformas impermeabilizadas mediante el rociado y la percolación de una solución a través de la pila o montón de mineral. Lixiviación de descarga significa lixiviar descargas o acumulaciones de mena de muy baja ley o sobrecargas, a menudo sin el uso de plataformas preparadas bajo ellas. La elección del método depende de la ley y el tonelaje de la mena disponible, sin embargo su permeabilidad es el factor crítico. Sin una adecuada permeabilidad, no habrá percolación ni disolución y por lo tanto no habrá una extracción económicamente aceptable. Una permeabilidad escasa debe excluir incluso a la lixiviación de descarga a pesar de su bajo costo comparado con la lixiviación en montón.

Figura 6-3 Operación esquemática de la cianuración en pilas indicando los circuitos de agua



Métodos de lixiviación en pilas A pesar de las variantes existentes, pueden ser identificados tres métodos de construcción de pilas. Primero, el método de la plataforma reutilizable que involucra la construcción de una serie de plataformas estables y duraderas sobre los cuales la mena preparada es cargada, lixiviada, lavada, y descargada para su eliminación (Figura 6-4). Los principales requisitos para este método son un suelo plano y firme; un revestimiento de la plataforma duradero; un mineral con un consistente potencial de lixiviación; y un clima árido sin temperaturas extremas. Los inconvenientes más significativos son el doble manejo de la mena(carga y descarga del mineral), la falta de flexibilidad en el tiempo de lixiviado y una recuperación potencialmente baja de oro (si la pila no es dejada el tiempo suficiente sobre la plataforma). Las principales ventajas del método de la plataforma reutilizable son el bajo costo de construcción por tonelada de plataforma y estanques.

Figura 6-4 Método de la Plataforma reutilizable de lixiviación en pilas

Segundo, el método de la plataforma de expansión involucra la preparación del mineral, ubicación de la mena sobre la plataforma de lixiviación y el abandono del residuo lixiviado en el lugar (Figura 6-5). El subsecuente relixiviado y/o lavado es viable si se lo requiere. Levantamientos adicionales pueden ser agregados a las pilas agotadas. Los principales requisitos de este método son una gran superficie disponible para las plataformas de lixiviación y estanques de gran capacidad debido a las precipitaciones locales. Las principales desventajas de este método son el desperdicio de un área extensa, el relativamente alto costo de plataforma por tonelada de mineral y la multiplicación potencial de las descargas contaminantes. La ventaja significativa de este método es la alta recuperación de oro, debido a que la mena puede envejecer sobre la plataforma. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Figura 6-5 Método de la Plataforma en Expansión de Lixiviación en Pilas

Tercero, el método de lixiviación en valle que involucra la ubicación de la mena preparada detrás de una estructura de retención en un valle. Las subsecuentes adiciones de mineral aumentan con la pendiente (Figura 6-6). Este método requiere de una fuerte estructura de retención, un mineral duradero en terrones, y un revestimiento de muy alta integridad debido al frente hidráulico. Los restos de mineral en contacto con la solución de lixiviación durante la vida de la operación, y puede ser alcanzada una alta recuperación de oro.

Figura 6-6 Lixiviación de Descarga en un Valle



Diseño geotécnico La plataforma sobre la cual la masa de mineral tiene que ser apilada debe ser construida sobre suelo firme, ser capaz de soportar la pesada carga de la mena y tener tres estanques adyacentes a uno de sus lados: • • •

El estanque de la solución enriquecida. El estanque de la solución estéril. El estanque de derrame.

La capa superior del suelo y la vegetación tienen que ser eliminadas y una configuración del suelo uniformemente inclinada –con un 3-4% a lo largo de la longitud de la plataforma– tiene que ser preparada por nivelación y relleno como se lo requiera. El área de la plataforma debe estar lo mas nivelada y compactada como sea posible Los tres estanques de solución deben estar preparados, en el lado de drenaje de la plataforma con una adecuada capacidad (usualmente cada estanque es de 20 pies por 40 pies por 10 pies de profundidad). Debido a que el estanque de la solución enriquecida colecta el drenaje de la pila, debe ser diseñada con una capacidad lo suficientemente grande para alojar la máxima cantidad de agua proveniente de las lluvias en una situación específica.

Preparación de la plataforma de lixiviación La plataforma de lixiviación debe ser la base fuerte de una pila gigante de mineral. Cuando son usados los revestimientos con geomembranas, la plataforma es la firme fundación donde el revestimiento es colocado. Cuando una superficie impermeable de arcilla esta colectando la solución enriquecida, esta es la superficie superior de la plataforma de arcilla (Figura 6-7). Las plataformas de lixiviación en pilas son construidas sobre terreno plano, adecuadamente inclinado y compactado, con una pendiente del 3-4% a lo largo de su longitud y del 1% sobre el otro lado. Todos los fluidos corren hacia la esquina colectora donde descarga la solución enriquecida, directo a un canal revestido, y al estanque de la solución enriquecida. La plataforma debe ser efectivamente impermeable para prevenir filtraciones y perdidas de solución enriquecida, y también para evitar la contaminación del agua del suelo con la solución de cianuro. La arcilla compactada es un impermeabilizante muy efectivo y, como regla, forma la primera –y en algunas instancias, la única– línea de defensa contra filtraciones. Otros medios de construir plataformas impermeables incluyen los siguientes métodos: •

Mezclando pequeñas cantidades de bentonita, cemento, o cal en capas de arena o suelo con un estabilizador de suelo KHD-Koering. • Usando una plataforma de asfalto con una capa impermeable de geomembrana flexible (goma o plástico). • Usando arcilla compactada con una geomembrana entre capas de arena (arcilla compactada con un sandwich de geomenbrana y arena).



Figura 6-7 Sistemas de Revestimiento

La figura 6-8 representa una plataforma de lixiviación multicapa en la parte superior de una capa compactada de arcilla en un estado de USA con estrictas normas medioambientales. El fondo y los costados de los tres estanques deben estar impermeabilizados también. Usualmente, están impermeabilizados con una capa de arcilla bien compactada cubierta con una geomenbrana.

Figura 6-8 Sección Transversal de la plataforma de lixiviación de una operación de descarga



Preparación de la mena La mayoría de las menas requieren preparación con el objeto de ser lixiviadas en pilas. La mineralogía y ensayo de la mena debe establecer, en avance, el grado requerido de trituración, si lo hubiere; los efectos del tamaño y aglomeración de la mena sobre la permeabilidad de la pila y la taza de extracción de oro; y la proporción de cal agregada para el control del pH. El muestreo automatizado de la trituración de la mena y el peso de la mena sobre la plataforma (generalmente por contéo del numero de camiones o por una balanza sobre la cinta) son usados para la estimación de las recuperaciones de oro en la lixiviación en pilas. El mineral no explotado (run-of-mine) puede ser usado para extraer oro de materiales no triturados de muy baja ley (sub- molido o grado de sub- lixiviado). El mineral no explotado (run-of-mine) es generado usualmente por detonaciones y rangos de tamaño desde finos hasta cantos rodados. Un vertedero con mena no explotada puede operar por años y debe ser cerrado cuando el efluente deteriore su limite económico. La trituración de la mena al tamaño optimo de distribución debe ser hecha con el circuito de trituración adecuado. La cal debe ser mezclada con la mena durante la trituración y agregada antes de cargar la plataforma de lixiviación. El grado de adición de la cal depende de la mineralogía de la mena; usualmente de 3-4 libras por tonelada (1,36 a 1,84 kg por tonelada) de mena. La aglomeración de la mena triturada para producir un material poroso y más uniforme para la lixiviación ha sido probado como un beneficioso pre- tratamiento para minerales de oro con alto contenido de arcillas y/o finos generados durante la trituración. La necesidad de aglomeración de una mena particular debe ser determinado por ensayos, antes de entregar o confiar el capital a una operación comercial. La presencia de arcillas y finos en la pila disminuye el flujo de percolación de la solución lo cual puede producir canalización y masas inactivas, lo cual ocasiona tiempos de lixiviación más largos y una extracción pobre de oro. En casos extremos, las arcillas y/o limos pueden sellar o impermeabilizar completamente la pila forzando a la solución o salir por los costados de la misma en lugar de percolar a través del mineral apilado. La aglomeración de minerales de oro es diferente a la peletización. En la peletización, todas las partículas son finos y forman bolas por agregación y sinterización. En la aglomeración de minerales de oro, las arcillas y los finos están siendo unidos a partículas más grandes. Las menas de oro que deben ser aglomeradas para la lixiviación en pilas deben ser trituradas hasta el tamaño óptimo para una máxima rentabilidad. Una trituración fina libera cantidades de oro y aumentan la recuperación. En el pasado, la trituración fina estaba en conflicto con el requisito de una permeabilidad uniformemente alta de la pila. La aglomeración hoy hace compatibles estos dos factores. Tres parámetros importantes de aglomeración fueron determinados por el trabajo de la Secretaria de Minas de USA para lograr un exitoso pre-tratamiento de un mineral triturado con pobres características de percolación. • • •

La cantidad de aglutinante (cemento potland) agregado a la mena triturada. La cantidad de humedad adicionada a la mezcla aglutinante/mineral. El período de curado requerido para formar silicato de sodio aglutinado. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Los minerales triturados pueden ser aglomerados mezclando 5-10 libras de cemento portland o cal por tonelada de sólidos secos, adicionando de 8-16% de humedad como solución fuerte de cianuro o agua, removiendo mecánicamente la mezcla humedecida y curando la alimentación aglomerada por lo menos durante 8 horas –preferentemente durante 24 a 48 horas– antes de la lixiviación en pilas. La información sobre el efecto del uso de la solución de cianuro durante la aglomeración sobre el rendimiento de la lixiviación (como se informa en los libros) es conflictiva. Por lo tanto, la conveniencia del uso de una solución de cianuro en la aglomeración, y su concentración optima, debe ser establecido por ensayos de columna durante la evaluación de cada cuerpo mineral específico. A pesar de que la cal no es un aglutinante tan persistente como el cemento, promueve el enlace de partículas finas aumentando la permeabilidad. La cal tiene por supuesto, la ventaja adicional de proveer una alcalinidad protectora para la solución de lixiviación. Sistemas de aglomeración de mineral y aglutinantes Tipo de mineral a ser aglomerado

Descripción

Mena de oro y plata

Grueso (-0,5” o similar). Sin arcillas.

Mena de oro y plata

Fino (-0,5” o mas fino. Sin arcillas.

Mena de oro y plata

Grueso (igual a-0,5”). Con presencia de arcillas.

Colas de la molienda de -65 mayas o mas fino. oro y plata

Sistema usado Sistemas de cintas lo mas sencillo posible. (cintas descargando a la pila de mineral). Cinta mas tolva vibratoria inclinada. Sistema simple de tres cintas. Sistemas de cintas de cascada (tres cintas por lo menos mas barras mezcladoras). Tambor rotatorio. Plato inclinado rotatorio.

Aglutinante

Solución de cal.

Cal. Cemento Cal Cemento & cal Cemento Cal Cemento & cal

Una buena aglomeración es un requisito previo para una pila de mineral uniformemente permeable, conteniendo arcillas y finos (ver tabla). El aglomerador debe proveer la mezcla, agitación, y compactación (condensación) necesaria para producir aglomerados la necesaria proporción, sin curar. Los tipos más importantes de aglomeradores en uso son: • • • •

Los sistemas de cinta y cascada. Una combinación de cintas con una tolva vibratoria inclinada. Un tambor mezclador (como un tambor mezclador de cemento). Aglomerador de batea giratoria.

El sistema de cinta y cascada usa cintas transportadoras para la caída y condensación. Las cintas deben estar suficientemente inclinadas para inducir la rodadura o tener múltiples puntos de transferencia en los cuales ocurre la agitación y condensación. El sistema de cintas puede descargar sobre pilas de almacenamiento de mineral o directamente sobre el montón. La caída, agitación y condensación del aglomerado también ocurre en tambores. Los aglomeradores tipo batea usan un disco inclinado plano (como en la peletización) para



producir a través de la caída y condensación, aglomerados uniformes con excelente acondicionamiento, sin curar. El procedimiento de desliming (deslimar, o deslodar) debe ser estudiado como una alternativa potencial para la aglomeración cuando se ensayan minerales de oro que contienen arcillas y/o finos después de la trituración. La mayoría de las operaciones han reportado resultados satisfactorios sobre la lixiviación en pilas de minerales de oro aglomerados. Sin embargo, ha habido pilas en que se encuentran problemas con áreas estancadas, canalizadas y ciegas debido a la migración de finos y condensación de la pila. Debido a que los finos y limos pueden causar problemas, se deslima la mena triturada y se trata separadamente de los finos (-malla 100) mediante lixiviación por agitación –y el mineral grueso deslimado mediante cianuración en pilas– debe ser condensado. La opción de deslimar es aún más atractiva cuando los finos triturados son más altos en contenido de oro que la fracción gruesa. Esto es debido a la mayor extracción de oro a partir de la lixiviación por agitación que la percolación de la solución a través de la pila. El deslimado esta destinado a tener un costo por tonelada mayor que la aglomeración. Por lo tanto su uso puede ser solamente justificable por una extracción de oro significativamente más alta que la esperada de la lixiviación en pila de la misma mena aglomerada. En el tratamiento de minerales de baja ley con un alto contenido de arcillas y finos, la aglomeración esta definitivamente mas en uso que el deslimado.

Construcción y operación de pilas Una recuperación alta de oro de las operaciones de lixiviación en pilas depende principalmente de tres factores críticos: • •

El pre- tratamiento del mineral (trituración, aglomeración si fuere necesario). La ubicación de la mena sobre la plataforma de lixiviación (técnicas de construcción de pilas). • El humedecimiento del mineral con cianuro (técnicas de aplicación de la solución). Los camiones transportan el mineral triturado a la pila, como regla, y topadoras, rascadoras o cintas transportadoras esparcen el mineral sobre las pilas. A pesar de que las topadoras son los equipos de esparcimiento más comunes, las grúas de pórtico, las cintas transportadoras y apiladoras son usadas a menudo para mantener alejado el equipo pesado de la pila y prevenir la compresión durante la construcción. Permitiendo a los camiones de transporte sobre la primera carga causar empaquetamiento causando la formación de charcas sobre la parte superior de la pila y la canalización de la solución durante la construcción de la segunda carga. El método ideal de apilamiento involucra un sistema de grúa automática que se mueva sobre una plataforma reutilizable e impermeable. Este puede descargar una pila rectangular de mineral no compactado con una zona superior plana (de la pila) hasta una altura de 15 pies. En algunos casos, nuevos apilamientos son colocados sobre la superficie de pilas previamente lixiviadas. La solución aplicada al nuevo apilamiento percola, completando la extracción de algún metal precioso remanente en pilas viejas. Es bueno restringir el tráfico de camiones a una línea media simple sobre la superficie de cada nuevo apilamiento. El mineral puede ser esparcido con una topadora sobre apilamientos previos. Se ha demostrado que una topadora Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


no compactara una pila no más que una rueda de camión. La superficie entera del nuevo apilamiento, y especialmente el camino medio del camión debe ser rasgado por la topadora. Las cuchillas rascadoras de hasta una longitud de 5 pies, con penetraciones de alrededor de 4 pies, han sido reportadas. La idea de enterrar tubos verticales en pilas ha sido patentada. La extracción de esos caños después de una lixiviación parcial de la pila puede crear nuevos patrones de vacíos para la percolación. La factibilidad y costo del método propuesto son cuestionables. Pequeños caños perforados (de 6 pulgadas a 12 pulgadas de diámetro) pueden ser plantados verticalmente en una pila con el objeto de introducir solución fresca a las capas más bajas. Minimizando el tiempo del equipo sobre la superficie de la carga se minimiza la densidad del empaquetamiento y por lo tanto incrementa su permeabilidad. El equipo de almacenamiento mediante cintas transportadoras se establece cada vez más como el método optimo de construcción de pilas. Esto permite el apilamiento de una masa de material aglomerado no comprimido, mas o menos homogénea. Un sistema automático de apilamiento de cinta transportadora y grúa de pórtico viajera puede alcanzar bajos costos de construcción de pilas por tonelada de mineral, aumentando las características de percolación e incrementando la recuperación de oro. Hay una segregación natural de tamaño en cualquier pila que es construida por descarga de camiones o por apilamiento con cintas transportadoras. El material grueso rueda hasta el fondo de la pila. Si los valores de oro son transportados en vetas y venas de la roca, mas bien que en la matrix sólida, una concentración de oro se acumula en los finos en la parte superior de la pila. En algunas operaciones una fracción gruesa (e.g., +1,5 pulgadas) es separada por una zaranda durante la trituración para ser usada como la parte baja de cada montón y aumentar la percolación de solución de lixiviación. La mena más fina –a menudo después de la aglomeración– es descargada en la parte superior de la capa más gruesa hasta la altura de diseño de la pila. No hay una categoría estándar de dimensiones para la construcción de pilas, como lo demuestra un relevamiento en 1986 de las operaciones en Norte América. • • • •

50% opera montones de 50.000 toneladas o menos. 17% opera con pilas de 50.000 a 100.000 toneladas. 16% opera de 100.000 a 300.000 toneladas 17% opera montones de mas de 300.000 toneladas.

En la mayoría de las operaciones se lixivia una carga por vez, para minimizar el tiempo del equipo sobre la parte superior de la carga. En la mayoría de las operaciones en los Estados Unidos tienen cargas de entre 7 y 12 pies. En montones muy grandes, se pueden encontrar alturas de hasta 40 pies. La altura incrementada de una pila esta dirigida a un bajo costo por tonelada de mena. El operador debe tener la certeza, sin embargo, que esta "economía en la altura" no reduce la recuperación de oro. La aplicación de la solución a las pilas debe ser llevada a cabo a través de inundación (flooding) o estancamiento (ponding), rociando con rociadores de balancín (wobblers), rociando con emisores a presión o con aspersores. La inundación (flooding) no es ampliamente usada y puede ser solamente utilizada si la permeabilidad de la pila es lo suficientemente baja como para limitar la percolación. En la práctica, la solución es más comunmente rociada sobre la parte superior se la pila con aspersores o emisores a presión. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Los wobblers son rociadores de acción rotatoria descentrados, usualmente montados sobre una tubería vertical de acero no más alto de 4 pies sobre la superficie de la pila. Los emisores a presión son dispositivos de flujo turbulento que proveen una distribución de la solución uniforme. Pueden ser instalados bajo la superficie, cubiertos de mineral para las operaciones de invierno (Figura 6-11). Un pequeño número de operaciones no usan rociadores, sino que el rociado se realiza de agujeros hechos en la tubería. A pesar de que este método es más barato que usar rociadores, es dudoso que alcance el máximo grado de extracción. En el 5% de las operaciones en USA se ha construido un filo de retención alrededor de la parte superior de las pilas y se inundan con la solución de lixiviación (tomando el riesgo de una circulación rápida e ineficiente, si hay canales en la pila).

Figura 6-11 Emisores de solución de lixiviación cubiertos de mineral

Mientras la solución es rociada en el aire, esta es enriquecida en oxígeno, el cual es indispensable para disolver el oro con cianuro. En algunos ensayos en pilas piloto, fue efectuado el agregado de peróxido de hidrógeno -como un impulsor de la oxidación- con ningún efecto aparente sobre la tasa de extracción o grado de solución. La solución de cianuro disuelve el hierro, el acero, el cobre o el bronce. Por lo tanto, la gran disponibilidad y bajo costo de los plásticos ha sido beneficioso para la lixiviación en pilas. La costra (o escamas) en la solución de lixiviación proviene de la piedra caliza que contiene la mena y/o la cal agregada para el control del pH. Mientras la solución de cianuro es continuamente reciclada del sistema de recuperación de cianuro a las pilas, el calcio soluble alcanza la saturación y precipita. Los inhibidores de escamas (cal) deben ser agregados a la solución de costra. Con el objeto de reducir este problema, la mayoría de las operaciones en USA usan hidróxido de sodio para controlar el pH de la solución estéril. Deben ser tomadas ciertas precauciones para asegurar las operaciones continuas de lixiviación en climas fríos. Un número de procedimientos han sido adoptados para prevenir el congelamiento de la solución, que incluyen enterrar las líneas de solución, agregar un anticongelante a la solución, cubrir las pilas, operar bajo cubiertas de hielo o combinación de las mismas. Cubrir las pilas y estanques también debe ser considerado en regiones con fuertes precipitaciones, con el objeto de mantener el balance necesario de agua del sistema de lixiviación en pilas.



Recuperación de oro de las soluciones enriquecidas Las soluciones enriquecidas producidas de la lixiviación en pilas son, como regla, muy diluidas, y contienen de 0,01 a 0,10 oz./ton (0,34 a 3,40 mg/l) de oro. El oro es recuperado de estas soluciones diluidas por cementación con zinc (en el sistema Merril-Crowe) o por adsorción con carbón activado, seguido por des–adsorción y electro–obtención del oro. El método preferido de recuperación de oro de soluciones diluidas en las operaciones de lixiviación en pilas es por adsorción sobre carbón activado seguido por des–absorción y electro–deposición. La solución percola a través de una serie de columnas llenas con carbón activado, el cual puede adsorber hasta 250 oz./ton de oro. Esta enorme concentración explica el uso tan extendido del uso del carbón activado para la recuperación del oro de soluciones diluidas a lo largo de todo el mundo. El oro es des–adsorbido (quitado) del carbón activado, usualmente bajo alta temperatura y presión, produciendo una solución enriquecida con 10 a 15 oz./ton (0,34 a 0,50 g/l) de oro. La solución enriquecida es el electrolito que fluye a las celdas de electro– obtención donde el oro (y la plata) es depositado en los cátodos.

Reciclando la solución estéril La solución estéril es bombeada al estanque de solución estéril, donde se le agrega cianuro para ajustar su concentración, agregándole si es necesario hidróxido de sodio para ajustar el pH. Esta es ahora la solución de lixiviación que va a ser rociada sobre las pilas. En caso de que metales no ferrosos u otras impurezas se hayan acumulado en la solución estéril, es necesario drenar la solución y reemplazarla por solución de cianuro fresca. El drenaje de la solución tiene que ser tratada para la recuperación del cianuro o de lo contrario para su destrucción.

Lixiviación en cuba La lixiviación en cuba de minerales de baja ley no ha sido practicada tan ampliamente como la lixiviación en pilas. La lixiviación en cuba ha sido empleada exitosamente con minerales oxidados de cobre para producir una solución enriquecida de suficiente concentración de cobre para electro–obtención. La cianuración en cuba es, por definición, la acción de sumergir la mena finamente triturada (-1") en una solución de cianuro en grandes cubas capaces de soportar miles de toneladas de mineral. El grado de reducción de tamaño y la aglomeración debe ser justificado por el incremento en la recuperación de oro. El objetivo de la lixiviación en cubas es reducir el tiempo de lixiviación e incrementar la extracción de oro y el contenido de oro de la solución enriquecida, en comparación con determinadas situaciones de lixiviación en pilas. La lixiviación en cuba posee ventajas sobre la lixiviación en pilas bajo condiciones climáticas extremas (tales como medio ambientes desérticos, grandes precipitaciones, grandes alturas, muy bajas temperaturas), debido a que es mas adecuado para el control del nivel de agua. En principio, la lixiviación en cuba tiene las siguientes ventajas sobre la lixiviación en pilas: Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


• • •

Un sistema de circulación de solución bien definido y auto contenido. Un tamaño de planta menor por tonelada de mineral. Control metalúrgico más preciso (contacto solución–solidos, consumo controlado de reactivos, incremento en el lavado y drenaje del mineral). • Bajo capital y costo de operación. En la cianuración en cuba, la solución debe avanzar en contra corriente; la solución estéril es reciclada en la cuba de mayor lixiviación y entonces avanza hacia el mineral fresco. La solución de lixiviación debe ser circulada a través del mineral por percolación ascendente o descendente, con un adecuado sistema de bombeo. Las cubas pueden estar equipadas con fondos perforados para incrementar la uniformidad de la distribución de la solución y asistir el drenaje de la mena cuando se complete el ciclo. En la práctica, la cianuración en cuba no satisface las expectativas de una recuperación relativamente alta de oro que en la cianuración en pilas. A pesar del control de la circulación de la solución, pueden aparecer masas muertas (secas) en la cuba. La lixiviación en pilas tiene ventajas económicas significativas sobre la lixiviación en cuba, especialmente para operaciones con altos tonelajes no expuestos a condiciones climáticas extremas. La aglomeración, o deslimado, es requerida antes de cargar el mineral en la cuba; esto es más importante que en la lixiviación en pilas, debido a que la mena para la lixiviación en cubas es mas finamente triturada que en la lixiviación en pilas. Un sistema de lixiviación en cuba que usa grandes piletas en el suelo forradas de plástico ha sido probado en el oeste de Australia (en Horseshoe Lights). El mineral finamente triturado es amontonado en la pileta e inundado con la solución de cianuro. La solución, retirada por un pozo central, puede ser re-circulada a través de la mena como en las cubas regulares. Este concepto es una extensión del diseño de las plataformas impermeables para la lixiviación en pilas. El control de la percolación de la solución a través de todo el mineral amontonado es menos efectivo que a través de la mena en cubas regulares. El costo de la disposición y eliminación de la mena como así también la distribución de la solución son más altos que en la lixiviación en cubas, pero el costo del capital de la instalación es significativamente menor. Este concepto no puede ser aplicado en regiones con altas precipitaciones o un alto grado de evaporación, donde la lixiviación en cubas es más necesaria. El sistema no ha sido ampliamente adoptado por la industria minera del oro. Una operación con 1.000 toneladas diarias de una mena de oro mediante lixiviación en cuba ha estado desarrollándose en Colorado. La mena friable y de baja ley (0,06 oz./ton) es triturada ha -1,2" y aglomerada con una solución concentrada de cianuro de sodio/hidróxido de sodio (agregándole un 1% de solución). El mineral aglomerado es cargado en una de las cuatro cubas de lixiviación (80' de largo por 50' de ancho por 9' de alto) con una capacidad de 1.000 toneladas, permitiendo que se cure durante 8 horas. Requiriendo 4 horas para cargar la cuba. Esta es inundada con la solución de cianuro después del periodo de curado. La evidencia experimental indica que el 90% del oro en la mena se disuelve durante el periodo de curado. Las cubas están funcionando en un ciclo de cuatro días. Estas son alojadas dentro de una planta y se las mantiene calefaccionadas durante todo el año.



Anexo Teorías sobre la cianuración de oro Varias teorías han sido propuestas para explicar el mecanismo de la disolución de oro y plata en soluciones acuosas de cianuro. Esta sección resume estas teorías. 1. Teoría del oxígeno. Fue reconocido por Elsner en 1848 que el oxígeno era vital para la disolución del oro en solución de cianuro. La siguiente se la reconoce como la ecuación de Elsner: 4Au + 8NaCN + O 2 + H 2 O ⇔ 4NaAu (CN )2 + 4NaOH 2. Teoría del hidrógeno. L. Janin (1888, 1892) presento la siguiente ecuación, la cual muestra que el gas hidrógeno se desprende durante el proceso de cianuración de oro. 2Au + 4NaCN + H 2 O ⇔ 2NaAu (CN) 2 + 2 NaOH + H 2 3. Teoría del peróxido de hidrógeno. G. Bodlander (1896) sugirió que la disolución del oro por cianuro se produce en dos etapas, de acuerdo a esta ecuación: 2Au + 4NaCN + O 2 + 2 H 2 O ⇔ 2NaAu (CN) 2 + 2NaOH + H 2 O 2 H 2 O 2 + 2Au + 4NaCN ⇔ 2NaAu (CN) 2 + 2NaOH 4Au + 8NaCN + O 2 + 2H 2 O ⇔ 4NaAu (CN)2 + NaOH El peróxido de hidrógeno es formado como un producto intermedio. Bodlander encontró experimentalmente que el H2 O2 era formado, y fue capaz de contabilizar el 79% de la cantidad teórica del H2 O2 que debería formarse de acuerdo a su ecuación. Los experimentos mostraron que la disolución de oro y plata en NaCN y H2 O2 en ausencia de oxígeno es un proceso lento. Por lo tanto, la segunda reacción de Bodlander, 2 Au + 4NaCN + H 2O 2 ⇔ 2 NaAu (CN )2 + 2 NaOH la cual es un paso de reducción, H 2 O 2 + 2e ⇔ 2OH- , toma lugar solamente en un alcance menor. De hecho, la disolución de oro es inhibida si grandes cantidades de H2 O2 están presentes debido a la oxidación del ion cianuro a ion cianato. El ion cianato no tiene una acción disolvente sobre el metal: CN - + H 2 O 2 ⇔ CNO- + H 2 O Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


4. Formación de cianógeno. S. B. Christy sugirió, también en 1896, que el oxígeno es necesario para la formación de gas cianógeno, quien creyó que el reactivo activo para la disolución del oro de acuerdo a estas ecuaciones: O2 + 4NaCN + 2H 2O ⇔ 2(CN )2 + 4NaOH 4 Au + 4NaCN + 2(CN )2 ⇔ 4 NaAu (CN)2 5. Teoría de la corrosión. B. Boonstra demostró en 1943 que la disolución de oro en solución cianuro es similar al proceso de corrosión de un metal en el cual el oxígeno disuelto en la solución es reducido a peróxido de hidrógeno e ion hidróxilo. Y fue señalado que la ecuación de Bodlander debería ser dividida en los siguientes pasos: O 2 + 2H 2 O + 2e ⇔ H 2 O 2 + 2OH Au ⇔ Au + + e Au + + CN - ⇔ AuCN − AuCN + CN - ⇔ Au (CN) 2

Au + O 2 + 2CN - + 2H 2 O + e ⇔ Au (CN)2 + 2OH - + H 2 O 2 −

La mal concebida teoría del hidrógeno de Janin es la única teoría propuesta que no reconoce la necesidad de oxígeno durante la cianuración de oro y plata. (Esa necesidad ha sido probada experimentalmente desde la mitad del siglo 19, por Faraday y otros). La constante de equilibrio calculada por la ecuación de Janin es tan lenta que la formación de hidrógeno debe ser considerada imposible bajo condiciones ordinarias de cianuración. Por lo contrario, la evaluación termodinámica de la teoría del oxígeno (ecuaciones de Elsner y Bodlander) muestra una constante de equilibrio muy alta; la reacción procederá hasta que todo el cianuro haya sido consumido o todo el oro haya sido disuelto. Habashi (1987), en la discusión La Teoría de la Cianuración, apoya la primera ecuación de Bodlander, como la principal descripción de la disolución de oro por la solución de cianuro. Los experimentos sobre la cinética de la segunda ecuación de Bodlander ha mostrado ser un proceso lento.

El mecanismo de la cianuración El proceso de la disolución de oro por el cianuro (y consecuentemente la extracción de oro de sus menas por cianuro) involucra reacciones heterogéneas en la interfase sólido- liquido. Por lo tanto, la siguiente secuencia de pasos debe ser asumida como principales en la disolución de oro (de sus menas) por cianuro: • • • •

Absorción de oxígeno en la solución. Transporte de cianuro y oxígeno disueltos a la interfase sólido–líquido. Adsorción de los reactivos (CN- y O2 ) sobre la superficie sólida. Reacción electroquímica. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


•

Des–adsorción de los complejos solubles de oro–cianuro y otros productos de la reacción de la superficie sólida. • Transporte de los productos des–adsorbidos a la masa de solución.

Figura 8-1 Esquema de la reacción sólido-líquido de la disolución de oro en solución de cianuro

El proceso de cianuración es afectado por un número de parámetros influyentes que se discuten abajo. Estos incluyen la disponibilidad de oxígeno en las interfaces sólido–líquido, el pH y el Eh de la suspensión solvente–sólido, el efecto de los álcalis, y los iones extraños en la solución.

El efecto del oxígeno sobre la cianuración de oro La importancia del oxígeno en la disolución de oro no debe ser sobre–acentuada. A pesar de que han sido usados agentes oxidantes tales como el peróxido de sodio, el permanganato de potasio, el bromo y el cloro; una adecuada aireación dará resultados tan buenos como estos oxidantes químicos, a un costo menor. La cantidad de oxígeno disuelto en la solución de cianuro depende de cuatro parámetros: • • • •

La altitud (presión barométrica). La temperatura de la disolución. El tipo e intensidad de agitación. La concentración iónica de la solución.

bajas concentraciones de cianuro, la presión de oxígeno no tiene efecto sobre la tasa de disolución de oro. Sin embargo, a altas concentraciones de cianuro, donde el grado de disolución es independiente de la concentración de solvente, el grado de reacción es dependiente de la presión de oxígeno. A



Figura 8-2 Tasa de disolución de plata (mg/cm/hr) a diferentes presiones de oxígeno como una función de la concentración de cianuro de sodio a 24 ºC.

La mayor influencia sobre la tasa de transporte de masa de oxígeno (a la solución) parece ser la velocidad superficial de aire (definido como la tasa de flujo de aire por unida de área según corte transversal del tanque). La tasa de masa de oxígeno transferida decrece con el incremento de la densidad y la disminución del tamaño de la partícula. El uso del oxígeno puro en la cianuración ha sido estudiado desde 1950, pero su aplicación comercial fue por cianuración a presión en 1983. Un número significativo de molinos Sudafricanos están usando corrientemente oxígeno puro durante la cianuración. El sistema de oxigenación Vitox consiste de un tanque de agitación con una línea de distribución en la cual el oxígeno es inyectado a través de un venturi; el sistema consigue rendimientos altos en la disolución de oxígeno. Una oxigenación eficiente incrementa la tasa de cianuración (salvando los costos de capital) y la recuperación de oro, y debe disminuir el consumo de cianuro. La cianuración a presión (combinando alta presión, alta temperatura, y una óptima concentración de cianuro) ha sido empleada para el tratamiento de ciertas menas refractarias. Cada lado de la reacción consume oxígeno durante el tratamiento de minerales de oro, lo cual es perjudicial para la cianuración. Por ejemplo: 2Fe(OH) 2 + 0,5O 2 + H 2 O → 2Fe(OH) 3 2S = + 2O 2 + H 2 O → S 2 O =3 + 2OH-

El efecto de la concentración de cianuro A presión atmosférica, la cianuración no es dependiente de la concentración de cianuro. A temperatura ambiente y presión atmosférica, están disueltos 8,2 mg/l de oxígeno en agua, que equivalen a 0,26 x 10-3 moles/l. Por lo tanto, la concentración de cianuro de sodio requerido (peso molecular 49) debe ser por lo menos igual a 4 x 0,26 x 10-3 x 49 =



0,051 g/l. Mayor que 0,05 g/l no puede afectar el grado de disolución de oro, debido a la presión atmosférica es controlada por la constante concentración de oxígeno en solución.

Figura 8-3 Esquema de una instalación Vitox para inyección de oxígeno en un tanque agitado por aire

El efecto del pH y el Eh sobre la cianuración de oro La química redox de la lixiviación con cianuro del oro es presentada en diagramas Eh vs. pH para tres sistemas: • • •

Oro–agua (figura 8-4) Cianuro–agua (figura 8-5) Oro–cianuro–agua (figura 8-6)

Los iones aúricos (Au3+) pueden estar en equilibrio con oro metálico (Au0 ) en el sistema oro–agua, o con iones de cianuro auroso (Au(CN)2 )- en el sistema oro–cianuro–agua, hasta un pH de alrededor de 1. Los iones de oro predominantes son auricos (Au3+), y no aurosos (Au+), por que la reacción Au0 ? Au3+ está bien bajo la estabilidad limite de la reacción Au0 ? Au+. El campo de estabilidad del oro metálico, a potenciales relativamente bajos de reducción, cubre el rango completo de pH, como lo hace la estabilidad del agua. El oro puede formar especies oxidadas insolubles (óxido aúrico hidratado – Au2 O3 .3H2 O ? 2Au(OH)3 - o peróxido de oro, AuO 2 ) a potenciales relativamente altos. Ambos óxidos son termodinamicamente inestables y por lo tanto poderosamente oxidantes. Las figuras 8-4 y 8-6 indican que el poder de oxidación (potencial) de estos óxidos depende de la acidez del sistema y declina con el incremento del pH. El cianuro de hidrógeno (HCN) y los iones cianuro (CN-) son las especies estables a potenciales muy bajos (ver figura 8-5), con el último ser predominante a pH más alto que 9,24. A potenciales altos, el cianato (CNO-) es la única especie estable.



Figura 8-4 Diagrama de Potencial Redox vs. PH para el sistema oro-agua a 25 ºC con una concentración de oro de 10-3 Kmol/m3

Figura 8-5 Diagrama de Potencial Redox vs. pH para el sistema cianuro-agua



Figura 8-6 Diagrama de Potencial Redox vs. pH para el sistema oro-cianuro-agua a 25 ºC con concentraciones en Kmol/m3: oro= 103, (a) CN=10-3, (b) CN=10-6, (c) CN=10-3

A pesar de que el cianuro auroso sólido (AuCN) y el complejo de cianuro aurico [Au(CN)4 ]- han sido reportados por la literatura, el complejo de cianuro auroso [Au(CN)2 ]- es el único ion complejo de cianuro estable durante la cianuración. Una comparación de las figuras 8-4 y 8-6 indican que la introducción de cianuro en el sistema acuoso drásticamente reduce el campo de estabilidad del oro metálico y sus óxidos. El complejo de cianuro auroso [Au(CN)2 ]- tiene un campo de estabilidad sustancial que se extiende en un gran área del campo de estabilidad agua/oro (como es estimado en la ausencia de cianuro en la figura 8-4). La presencia de este extenso campo de estabilidad del cianuro auroso -especialmente a un pH superior a 9, donde la formación de HCN puede ser totalmente evitada- hace viable la lixiviación de minerales portadores de oro con soluciones de cianuro.

El efecto de la adición de álcalis El propósito de la adición de bases (CaO, NaOH, o Na2 CO3 ) al proceso de cianuración incluye lo siguiente: •

Prevenir la pérdida de cianuro por hidrólisis. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


• •

Prevenir la pérdida de cianuro por la acción del dióxido de carbono en el aire. Descomponer los bicarbonatos en el agua del molino antes de usarla en la cianuración. • Neutralizar los componentes ácidos tales como sales ferrosas, sales férricas, sulfato de magnesio en el agua del molino antes de agregarla al circuito de cianuración. • Neutralizar los constituyentes ácidos -pirita, etc.- en la mena.

Figura 8-7 Efecto de retardo sobre la disolución del oro por iones calcio a alta alcalinidad

Además, el uso de cal promueve la decantación de mineral fino de tal manera que la solución enriquecida limpia puede ser fácilmente separada de las pulpas minerales cianuradas. Sin embargo el uso de un álcali es esencial en la cianuración, muchos investigadores han establecido que loa álcalis tales como el hidróxido de sodio, y particularmente el hidróxido de calcio, retardan la disolución de oro en soluciones de cianuro. Barsky et al. (1934) investigo el efecto del hidróxido de calcio y el hidróxido de sodio sobre la tasa de disolución de oro en soluciones de cianuro que contenían hasta un 0,1% de NaCN (fig. 8-7). Encontraron que cuando era usado el hidróxido de calcio, el grado de disolución decrecía rápidamente mientras el pH de la disolución se acercaba a 11, y la disolución era prácticamente nula a un pH de 12,2. El efecto del hidróxido de sodio era mucho menos pronunciado, el grado de disolución comenzaba a disminuir superando un pH de 12,5. Sin embargo, la disolución era más rápida a un pH de 13,4 con hidróxido de sodio que en una solución de la misma concentración de cianuro que contenía hidróxido de calcio a aun pH de 12,2. El efecto del ion calcio sobre la disolución de oro era entonces investigada por el agregado de CaCl2 y Ca2 SO4 a una solución de cianuro. Ninguna de estas sales afecto el grado de disolución de oro hasta algún punto apreciable. La solubilidad del oxígeno en soluciones de cianuro que contenían varias cantidades de Ca(OH)2 fue entonces determinada, pero no fue encontrada una diferencia apreciable entre una solución que no contenía hidróxido de calcio y una que contenía hasta un 5%. Entonces se concluyo que la reducción en el grado de disolución de oro en soluciones de NaCN causado por el agregado Ca(OH)2 no es debido a la baja solubilidad del oxígeno o a la presencia de iones calcio. Habashi (1967) atribuyo el efecto de retardo del Ca(OH)2 a la formación de peróxido de calcio sobe la superficie del Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


metal, el cual impedía la reacción con el cianuro. Se creía que el peróxido de se formaba por la reacción de la cal con el H2 O2 acumulado en la solución, de acuerdo a la siguiente reacción: Ca (OH)2 + H 2 O 2 ⇔ CaO 2 + 2H 2 O Debido a que la cal es el reactivo comunmente usado en la lixiviación con cianuro de oro para ajustar el pH en la pulpa y para promover la depresión de partículas finas, el efecto de su uso debe ser cuidadosamente monitoreada. El agua saturada con gas HCN y oxígeno ataca el oro, con la formación de AuCN insoluble y peróxido de hidrógeno.

2Au + 2HCN + O 2 ⇔ 2AuCN + H 2 O 2 Por lo tanto, para evitar la formación de AuCN, la solución de cianuro debe ser alcalina durante la lixiviación de oro para prevenir dos cosas: 1. Hidrólisis de ion cianuro. CN - + H 2 O ⇔ HCN + OH 2. Descomposición de cianuro por CO2 atmosférico. CN - + H 2 CO 3 ⇔ HCN + HCO -3

El cianuro de hidrógeno (HCN), el cual forma AuCN insoluble y no Au(CN)2- soluble, es liberado en ambos casos. Por otro lado, el alto pH tiene un efecto adverso sobre el grado de disolución de oro (ver figuras 8-7 y 8-8). Por lo tanto, el pH de la solución lixiviante de cianuro debe ser cuidadosamente optimizada para impedir la formación de HCN y alcanzar un alto grado de lixiviación de oro. Como regla, el rango de pH óptimo en la práctica es de 11 a 12.

Figura 8-8 Efecto de la concentración de hidróxido de potasio sobre la tasa de disolución de oro y plata por cianuro de potasio



El efecto de iones extraños sobre la cianuración Muchos investigadores están de acuerdo en que la disolución de oro por cianuro es una difusión controlada, pera en la cianuración industrial de menas, las sustancias que consumen cianuro -y/o oxígeno- afectan el grado de extracción de oro. La pirrotita (y, en menor medida la pirita), cobre, zinc (y todos los metales básicos), arsénico, y los minerales de antimonio consumen cianuro. Algunas de las reacciones de cianuro conocidas son las siguientes:

Fe+ + + 6CN- → Fe(CN)46−

2Cu + + + 7CN- + 2OH- → 2Cu (CN )23 − + CNO- + H2O ZnO + 4NaCN + H 2O → Na 2Zn (CN)4 + 2 NaOH Ca 3 (AsS3 )2 + 6 NaCN + 3O2 → 6KCNS + Ca3 (AsO 3 )2 Los iones de los metales básicos (Cu2+, Fe2+, Fe3+, Mn2+, Ni2+, y Zn2+) forman complejos estables con el cianuro, lo consumen, reduciendo su actividad, y retardando la cianuración de oro. En su estado monovalente, el cobre forma una serie de complejos solubles extremadamente estables en soluciones de cianuro:

Cu(CN)−2 → Cu(CN)23− → Cu(CN )34− El grado de cianuración de oro no es afectado por la presencia de estos iones cuprocianuros, mientras que un exceso significativo de cianuro es mantenido en solución [(cianuro total en solución)/(cobre total en solución) superior a 4]. Por lo tanto, si hay altos niveles de cobre soluble por cianuro en la mena que no puede ser removido antes de la cianuración, un significativo exceso de cianuro debe ser agregado. Cuando la solución de lixiviación contiene mas de 0,03% de cobre, Cu2 (CN)2 .2NaCN puede ser precipitado por una acidificación controlada con H2 SO4 . El cianuro debe ser regenerado de este precipitado. Si el cobre contenido de la solución de lixiviación en procesos industriales le es permitido sobrepasar el 0,03%, la disolución de oro desacelera considerablemente. La recuperación de oro de las soluciones que contienen cobre debe ser llevada a cabo por el proceso carbón en pulpa (carbon- in-pulp CIP), debido a que la precipitación con zinc de oro no es eficiente en presencia de altos niveles de cobre. Los minerales sulfurados reaccionan con cianuro y oxígeno para formar iones tiocianatos. S- + CN- + 0,5O2 + H 2O → CNS- + 2OHLa pirita es el más estable (y por lo tanto el menos problemático) de los sulfuros de hierro. La marcasita se descompone más rápidamente que la pirita y puede ser un cianuro, sin embargo es menos molesto que la pirrotita. El último es un cianuro particularmente dañino en medio alcalino de la cianuración, su grado de descomposición es más rápido que de otros minerales piritosos. La pirrotita es particularmente propenso a la oxidación, formando sulfatos ferrosos Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


y férricos. Por lo tanto, no es solamente un cianuro desperdiciado sino también un consumidor de oxígeno disuelto en solución. Fe7S8 + NaCN → NaCNS + 7FeS FeS + 2O2 → FeSO4 FeSO4 + 6 NaCN → Na 4Fe(CN)6 + Na 2SO4 Un sulfuro alcalino es probable que sea uno de los productos iniciales de la reacción entre la pirrotita y el cianuro alcalino de la solución. El ion sulfuro es un veneno muy potente para la cianuración de oro. Ha sido reportado que incluso menos de 0,05 ppm de ion sulfuro desacelerara significativamente la disolución (Fink and Putman, 1950). El sulfuro alcalino debe ser oxidado en presencia de oxígeno a tiosulfato, sulfato, y/o tiocianato. 2 Na 2S + 2O2 + H2O → Na 2S2O3 + 2 NaOH Na 2S2O3 + 2NaOH + 2O2 → 2 Na 2SO4 + H2O 2 Na 2S + 2NaCN + 2H 2O + O2 → 2 NaCNS + 4NaOH De esta manera, la descomposición de minerales portadores de sulfuros puede dar como resultado iones tiosulfato y policianato que pueden producir gasto de reactivo y de oxígeno disuelto. 2S2O 23- + 2CN - + O 2 → 2CNS- + 2SO24-

El tiociananto es formado por la reacción de cianuro con iones sulfito, oxi-sulfuros, arseno-sulfuros, y sulfuros elementales. Los minerales que contienen arsénico, arsenopirita (FeS.FeAs), rejalgar (As2 S2 ) y oropimente (As2 S3 ) están a menudo asociados con minerales de oro y pueden reaccionar con soluciones de cianuro, consumiendo oxígeno y cianuro. AsS3 2-, AsO 3 2-, AsO 4 2-, S2 O3 2-, SO4 2-, y CNS- han sido identificados como productos de la reacción del oropimente y soluciones de cianuro alcalino aireadas. Algunos de estos iones consumirán oxígeno para alcanzar un estado estable, y otros, como S2- y S2 O3 2-, pueden ser adsorbidos sobre la superficie del oro e inhibir una cianuración posterior. La arsenopirita, si es contenida en la mena, puede causar el gasto de cianuro y disolver oxígeno a través de su descomposición. La estibnita, puede ser incluso peor que la arsenopirita a este respecto; además del oxígeno adsorbido por sulfuros alcalinos formados durante su descomposición, los iones tio-antimoniato (SbS3 2-) y sulfuro (S2-) generados pueden ser adsorbidos sobre la superficie del oro y entorpecer su reacción con cianuro. Cuando la pirrotita y el sulfato ferroso -resultante de la oxidación de FeS- están presentes en la mena, el litargirio (PbO) es agregado algunas veces en la molienda. Fe7O8 + PbO → PbS + 7FeS + 0,5O2 FeSO4 + PbO → PbSO4 + FeO 2FeO + 3H2O + 0,5O2 → 2 Fe(OH)3



El litargirio apunta a la oxidación de la pirrotita sin la formación de ferrocianuros desperdiciados. Altas adiciones de cal (alto pH) son perjudiciales para la disolución del oro, además de des-acelerar la cianuración, acelera la descomposición de pirrotita y reduce el efecto de las sales de plomo. La acción inhibitoria de los minerales de arsénico y antimonio puede ser superada con iones de plomo, los cuales, además de precipitar los iones sulfurosos (S2- ), acelera la oxidación de los iones tio-arseniato (AsS3 2-) y tio-antimoniato (SbS3 2- ). Los efectos de la estibnita pueden ser controlados, por lo menos parcialmente, permitiéndole al mineral del suelo exponerse a la intemperie antes de la cianuración. Un sulfato de antimonio básico insoluble es formado sobre la superficie de estibnita expuesta en contacto con el agua. (Tal exposición de la estibnita debe ser evitada si contiene oro microcristalino). Una vigorosa pre-aireación de la mezcla con alto contenido de pirrotita, arsénico, y/o minerales de antimonio es un requisito previo antes de la cianuración. El Proceso Salsigne consiste en moler la mena con alto contenido en pirrotita en agua, agregando una cantidad de cal predeterminada de tal manera que después de 24 horas de agitación en tanques Pachuca la alcalinidad de la pulpa caerá hasta no menos de 0,01% CaO, filtrando y lavando los sólidos. La cianuración convencional sigue estos pasos de pre- tratamiento. (Después del pre- tratamiento Salsigne, el consumo de cianuro se reduce considerablemente, salvando hasta un 50% del cianuro consumido). De hecho, el proceso Salsigne tiende a remover los sulfuros solubles como sulfatos básicos, oxida el Fe++ y precipita el Fe(OH)3 , y aquieta la acción de cualquier sulfuro insoluble (Dorr y Bosqui, 1950). Los minerales de plomo, galena (PbS) y anglesita (PbSO4), se comporta similarmente en soluciones de cianuro, debido a que la galena se oxida fácilmente a sulfato de plomo. Deben ser usadas bajas concentraciones de álcali o cal en presencia de minerales de plomo para evitar la formación de plumbita, la cual puede ser un consumidor de cianuro. Con un exceso de álcali, la siguiente reacción sería:

4 NaOH + PbSO 4 → Na 2 PbO 2 + Na 2 SO 4 + 2 H 2 O 3Na 2PbO2 + 2NaCN + 4H 2O → Pb(CN)2 ⋅ 2 PbO + 8NaOH Con concentraciones bajas y controladas de álcali, el gasto de cianuro puede ser evitado. 2 Na 2PbO2 + 2NaCN + 3H2O → Pb(CN)2 ⋅ PbO + 6NaOH Pb(CN)2 ⋅ PbO + 4H 2O → 2PbO ⋅ 3H2O + 2HCN Ha sido reportado que, durante la tostación de minerales piriticos de oro conteniendo incluso una baja concentración de minerales de plomo, los constituyentes de plomo pueden cubrir las partículas de oro y hacerlas casi insolubles al cianuro. recuperación de oro de tales calcinas puede ser incrementada por un tratamiento previo mediante ácido clorhídrico diluido para remover el plomo, seguido por la adición de cal y posterior cianuración. La crocoita (PbCrO4) puede gastar cianuro, en presencia de cal, por oxidación a cianato. De hecho, el cromato de calcio formado por la crocoita oxida el cianuro a cianato inutilizable, y causa gasto de reactivo. 2PbCrO 4 + Ca (OH )2 → PbCrO 4 ⋅ PbO + CaCrO4 + H2O Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


CaCrO 4 + 2NaCN + 2H 2O → 2NaCNO + Ca (OH)2 + Cr (OH)2

Otras causas de perdida de cianuro Lixiviación de plata. La cantidad de cianuro que se combina con oro en una mena promedio es despreciable. Sin embargo, la lixiviación de sulfuro de plata consume una proporción significativamente alta de cianuro: Ag 2S + 5NaCN + 0,5O2 + H 2O → 2NaAg (CN )2 + NaCNS + 2NaOH Perdidas por descomposición. Cuando hay una cantidad insuficientemente baja de álcali libre, el dióxido de carbono en el aire puede causar una perdida del cianuro: 2NaCN + CO2 + H2O → 2HCN + Na 2CO3 En soluciones muy diluidas, hay siempre una tendencia a producirse hidrólisis:

NaCN + H2O → HCN + NaOH En los diques de colas, donde la solución esta expuesta a la luz del sol y a la atmósfera, el cianuro se descompone rápidamente y su concentración cae hasta aproximadamente 0,001% en alrededor de 24 a 36 horas. Perdidas mecánicas. Además de las perdidas de solución de cianuro por goteras y rebalses, hay siempre una perdida de cianuro en el residuo, a pesar del lavado de las colas a través espesadores de decantación en contra corriente.

La cinética de la cianuración de oro A mayor tiempo de cianuración requerido para alcanzar la recuperación deseada de oro, será necesaria una mayor capacidad de los tanques de lixiviación, y por lo tanto un mayor costo del capital de la planta. En la práctica, un amplio rango de tiempos de permanencia (10 a 72 horas) se encuentra en los molinos. La disolución del oro en soluciones alcalinas de cianuro en una reacción heterogénea que ocurre en la interfase sólido- lìquido. La tasa de masa transferida de los reactivos de la solución a la interfase, y de los producidos de la reacción de la interfase a la masa de líquido, debe tener un efecto importante (si no es controlado) sobre la cinética total de la cianuración de oro. Debido a esto, la tasa de disolución no solamente depende de la tasa de la reacción química en la interfase sólido- lìquido sino también de la tasa de transferencia de masa entre



las fases. La tasa también dependerá del área de la interfase de reacción, la cual esta continuamente disminuyendo durante la disolución. Estudios experimentales han mostrado que la disolución de oro es controlada por la difusión (transferencia de masa)del oxígeno disuelto y los iones cianuro a través de la capa limite de la interfase sólido- líquido (ver figura 8-1). La tasa de disolución se incrementa con la concentración de oxígeno y la intensidad de agitación. Sin embargo, cuando la concentración de oxígeno y la agitación son incrementadas mas halla de ciertos niveles, el oro puede volverse pasivo, y su tasa disolución puede decrecer a un nivel constante más bajo La mayor influencia sobre la tasa de transferencia de masa en tanques Pachuca ha sido descubierta que es la velocidad del gas superficial, definido como la tasa de flujo de aire por unidad de área de sección transversal del tanque. Se descubrió que la tasa de masa transferida de oxígeno, decrecía con el incremento de la densidad de la pulpa y la disminución del tamaño promedio de la partícula. A concentraciones bajas de cianuro, la presión de oxígeno no tiene efecto sobre la tasa de disolución de oro, mientras que a una concentración alta de cianuro -donde la reacción no es controlada por el cianuro- la tasa de reacción depende de la presión de oxígeno (ver Figura 8-3). La formulación de Habashi de la tasa de cianuración es: Tasa =

[

]

2A ⋅ DCN ⋅ DO2 ⋅ CN- ⋅ [O2 ] , d{DCN ⋅ CN- + 4 DO2 [O2 ]}

[

]

en g equiv/sec

donde: A = área superficial de la partícula de oro en cm2 . [CN-], [O 2 ] = concentraciones (en moles/ml) de cianuro y oxígeno disuelto, respectivamente. DCN- = 1,83 x 10-5 : el coeficiente de difusión del ion cianuro (cm2 /seg). DO2 = 2,76 x 10-5 :el coeficiente de difusión del oxígeno disuelto (cm2 /seg). d = el espesor de la capa limite, entre 2 y 9 x 10-3 dependiendo de la intensidad y método de agitación. Se deriva de la ecuación de la tasa que, cuando

[ ]

D cn- ⋅ CN-

b

= 4 DO2 ⋅ [O 2 ]b

[CN ] -

o

[O2 ]b

b

=4

D O2 D cn

la tasa de cianuración es

Tasa =

DO2 ⋅ DCN 1/2 ⋅ A ⋅ [O]1/2 b ⋅ [CN ]b 2

Por lo tanto, a esta razón de concentración de cianuro y oxígeno, la tasa de disolución es igualmente dependiente de ambos. Como se muestra en la tabla 8-1, la razón promedio DO2/DCN- es 1,5. Entonces,



[CN ] -

b

[O2 ]b

=4

D O2 =6 D CN-

Por lo tanto, la tasa limite es alcanzada cuando la razón de la concentración de cianuro a la de oxígeno volumen de solución es igual a 6. En la práctica, la razón de las dos concentraciones es de gran importancia. Si son usadas soluciones con excesiva concentración de cianuro -con respecto al oxígeno disuelto- , el exceso de cianuro es, en efecto, desperdiciado. Por otro lado, si la saturación de oxígeno es alcanzada en una solución deficiente en cianuro libre, la tasa de cianuración caerá. Para la tasa máxima de cianuración, y por lo tanto para la mayor productividad de la planta, es imperativo controlar las concentraciones de cianuro y oxígeno disuelto hasta su óptima razón molar (igual, o muy cercano a 6). Los analizadores de cianuro son muy útiles en el control de la óptima concentración de cianuro en tanques de lixiviación en serie (ver Figura 8-9) donde una aireación intensa provee el máximo oxígeno disuelto bajo las condiciones locales. Valores estimados de coeficientes de difusión DO2 Temperatura KCN DKCN DO2 Investigador ºC % pulg cm/seg pulg cm/seg DKCN 18 1,72 x 10-5 2,54 x 10-5 1,48 White, 1934 -5 -5 25 0,03 2,01 x 10 3,54 x 10 1,76 Kameda, 1949b Kudryck y 27 0,0175 1,75 x 10-5 2,20 x 10-5 1,26 kellogg, 1954 Promedio 1,5

Figura 8-9 Diagrama de Flujo de un muestreador y analizador automático para cianuro contenido en soluciones de proceso



Uso del oxígeno puro en la cianuración El uso del oxígeno puro en la lixiviación de oro ha sido estudiado desde mediados de la década del 50, pero la primera aplicación comercial fue en 1983, en un reactor tubular (en Consolidated Murchison en Sudafrica) para el tratamiento de un mineral refractario. Para alcanzar la saturación de la solución de lixiviación con oxígeno, un gran número de diminutas burbujas de oxígeno deben ser creadas y dispersadas en la pulpa, lo suficientemente profundo como para permitir una adecuada disolución. El Sistema Vitox para disolver el oxígeno en solución acuosa y/o pulpas, patentado por la British Oxigen Company es esquematizado en la figura 8-3. Sin embargo el sistema fue desarrollado por la industria para el tratamiento de aguas servidas, donde ha sido muy exitoso, esta en uso en pocas plantas de cianuración. El sistema puede alcanzar una disolución de oxígeno con una eficiencia de hasta el 90%, con hasta 2 kg. de oxígeno disuelto por kwh. El efecto de la temperatura sobre el grado de cianuración Cuando la solución de cianuro que contiene el oro es calentada, el grado de disolución es afectado de dos maneras. Primero, el incremento de la temperatura incrementa la actividad de la solución, y de esta manera incrementa el grado de disolución. Segundo, la cantidad de oxígeno disuelto decrece, entonces la solubilidad de los gases decrece con el incremento de la temperatura.

Figura 8-10 Efecto de la temperatura sobre la tasa de disolución de oro en 0,25 % de cianuro de potasio

La solubilidad del oro en una solución al 0,25% de KCN como función de la temperatura esta dada por la figura 8-10. El grado de disolución es máximo a alrededor de los 85ºC, sin embargo el oxígeno que contiene la solución a esta temperatura es menor que la mitad de oxígeno que contiene a 25ºC. El grado de disolución de oro 100ºC es solo ligeramente menor que la máxima, sin embargo la solución no contiene oxígeno disuelto a esta temperatura. Este es atribuido a la baja capacidad de un electrodo de absorber o retener hidrógeno en su superficie en una solución caliente, comparado con una solución fría. Por lo Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


tanto, la fuerza electromotriz máxima (EMF) debido a la polarización se vuelve menor a medida que aumenta su temperatura, hasta que la EMF del oro disuelto excede la polarización, y la disolución del oro puede continuar sin oxígeno. Entonces, la polarización puede ser evitada por cualquiera de los dos métodos; por medio del oxígeno, el cual oxida el hidrógeno en la superficie del oro y permite la disolución del oro a bajas temperaturas, o por medio del calor, el cual remueve el hidrógeno de la superficie del oro y permite disolver al oro sin usar oxígeno.

El efecto del tamaño de la partícula Un mineral de oro debe ser fino para liberar las partículas de metal precioso y hacerlo susceptible a la lixiviación con cianuro. Bajo las condiciones ideales con respecto a la aireación y agitación, se ha determinado que el máximo grado de disolución de oro es 3,25 mg. por cm2 por hora. Esto es igual a una penetración de 1,68 micrones sobre cada lado de una partícula de oro plana de 1 cm2 , o una reducción total del espesor de 3,36 micrones por hora. Por lo tanto, un pedazo de oro de 37 micrones de espesor tomaría 11 horas para disolverse. Las partículas groseras son generalmente removidas por concentración gravimétrica en lugar de realizar cianuración, debido a que estas partículas groseras no estarán completamente disueltas en el tiempo económicamente aceptable para la cianuración.

Incremento químico de la cianuración La presencia de pequeñas cantidades de sales de plomo, mercurio, bismuto o talio aceleran la disolución del oro (figura 8-11). El oro puede desplazar los iones de estos cuatro metales, como se puede concluir por sus respectivos potenciales de electrodo en soluciones de cianuro. La rápida disolución del oro en presencia de estos iones debe ser debido a una alteración de sus características superficiales causado por la aleación con el metal desplazado. Debido a que la disolución es un proceso de difusión controlado, es posible que los cambios en el carácter de la superficie del metal tienda a una disminución en el espesor de la capa limite a través de la cual los reactivos difunden hasta que alcanzan la superficie del metal. El peróxido de hidrógeno es un producto intermedio en el mecanismo aceptado para la disolución de oro en soluciones alcalinas de cianuro. El grado de disolución de oro es incrementado por el agregado de algunos componentes peroxigenados. La concentración de estos en la solución de cianuro debe ser cuidadosamente controlada para minimizar su consumo de cianuro.

Incremento físico de la cianuración Tratamiento ultrasónico de la pulpa. La aplicación de métodos ultrasónicos a un medio acuoso que contenga un mineral puede producir nuevas roturas, causar un ensanchamiento de las fisuras secundarias, y permite exponer nuevas superficies que incluyan partículas microscópicas de oro. El contacto de estas nuevas superficies con los reactivos de lixiviación, junto con el efecto del ultrasonido, puede incrementar la tasa y grado de disolución de oro de la mena. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Figura 8-11 Efecto del ion plomo sobre la disolución del oro en un una solución tampón de cianuro de sodio al 0,1 %

Eficiencia de la mezcla. El segundo aspecto físico del incremento de la lixiviación involucra el incremento en la eficiencia y control del agitador y la mezcla Pachuca, como así también la disponibilidad de una técnica para medir la eficiencia de los dispositivos de lixiviación continuos. Varias referencias han sido hechas por operadores -particularmente aquellos que usan Pachucas de agitación por aire con fondo plano o Pachucas con fondos cónicos muy llanos- debido a una mezcla poco eficiente. Una fila de recipientes para lixiviación continua de la pulpa esta sometida a circuitos cortos, por lo que una partícula de mineral encuentra una forma a través de la cual el sistema con un tiempo de residencia más corto que el asignado. El tiempo de residencia de la pulpa en agitadores preparados para una alimentación continua puede ser evaluado mediante la dosificación de la pulpa con indicadores radiactivos y midiendo su radiactividad mientras abandona el Pachuca. Con el objeto de evitar la reducción en la capacidad efectiva de los agitadores debido al arenado y corto circuito, el uso de grandes recipientes de lixiviación en serie (en lugar de alimentación continúa) es recomendada. Presión de la cianuración. La presión en combinación con una alta temperatura de cianuración esta siendo aplicada por el Proceso Calmet, el cual demanda una alta recuperación de oro de minerales complejos que contienen sulfuros, telurio, selenio, arsénico, antimonio y bismuto. El consumo de oxígeno es bajo, indicando una oxidación limite de los sulfuros y otros contaminantes. Uno debe concluir que el cianuro es enriquecido por el incremento de la solubilidad del oxígeno en la solución. La oxidación del 15% del sulfuro contenido es normalmente suficiente. El tiempo de proceso típico total es de alrededor de tres a cuatro horas para una partida de 2,0 a 2,5 toneladas, lo cual incluye 1,5 horas de tiempo de



autoclave. Esto es obviamente un costo alto de proceso dirigido a una mena refractaria de alto grado. Pietsch et al. (1983a) patento la lixiviación a presión de oro y plata con cianuro. La patente proponía la compresión de la solución de lixiviación en un reactor tubular bajo alta presión de oxígeno (25 a 130 atmósferas). Los tiempos de retención de 10 a 25 minutos en el reactor reportaron un resultado en la extracción de un 94% a 97% de oro(figura 8-12). La descomposición del cianuro no es significativa incluso bajo una presión de 50 atmósferas de oxígeno (Pietsch et al., 1983).

Figura 8-12 Extracción de oro mediante cianuración bajo presión de oxígeno

Intensidad de la cianuración. Una cianuración intensiva es mayormente aplicada al tratamiento de concentrados gravimétricos de oro de los molinos, Los concentrados gravimétricos han sido mejorados, como regla, por la amalgamación en el pasado. La preocupación sobre los aspectos medioambientales de la amalgamación y los riesgos significativos de seguridad del manejo de amalgamas de mercurio y oro fueron los principales incentivos para el desarrollo de la cianuración intensiva (Dewhirst et al., 1984). La presión parcial de oxígeno en la solución es el factor más crítico que determina el grado de cianuración. Por lo tanto, el uso del oxígeno, en lugar de aire, incrementa significativamente la tasa de disolución del oro. Un incremento en el contenido del oxígeno disuelto permite el uso de una solución de NaCN más alta que en la lixiviación normal. Una agitación vigorosa de la pulpa acelera la transferencia de masa entre liquido y sólidos. Las temperaturas en un rango de 30º a 35ºC fueron encontradas como las mas aptas para dar el mejor resultado. La figura 8-13 muestra un reactor de cianuración intensa, y la figura 8-14 muestra un diagrama de flujo de cianuración intensa. Traduccón: Victor Jesús Zurita 1999


Destrucción del cianuro El cianuro es biodegradable, se descompone en dióxido de carbono y amoníaco. El cianuro, el cianato y el tiocianato pueden ser destruidos por el ozono. 2CN - + 2O 3 → 2CNO - + 2O 2 2CNO - + O 3 + H 2 O → N 2 + 2HCO -3 2SCN - + 2O 3 + 2H 2 O → 2CN - + 2 H 2 SO 4

La biodegradación del cianuro es acelerada por la luz del sol y es interrumpida por las temperaturas bajas del invierno. La oxidación del cianuro acomplejado con algunos iones metálicos (Ni, Fe2+, Fe3+, Au o Ag) tiene que ser asistida por la luz ultravioleta, debido a que sus respectivas constantes de disociación son muy bajas (del orden de 10-31 a 10-42 ). La oxidación con cloro puede destruir cianuros libres de acuerdo a las siguientes reacciones:

10NaOH + 5Cl 2 → 5NaOCl + 5NaCl + 5H 2 O 2 NaCN + NaOCl → 2NaCNO + 2NaCl 2 NaCNO + 3NaOCl + H 2 O → 2CO 2 + N 2 + 10 NaCl + 2NaOH 2 NaCN + 5Cl 2 + 8NaOH → 2CO 2 + N 2 + 10 NaCl + 4H 2 O


Compilado por Amor a la minería 2013

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

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