HIDROMETALURGIA CONCEPTOS TEORICOS Y OPERACIONALES LIXIVIACION EN PILAS EXTRACCION POR SOLVENTE ELECTROOBTENCION
ISO 14000
Preparado por: Juan C. Fuentes G. Operador Planta LIX/SX/EW 2004
INTRODUCCION
Este libro tiene como finalidad reforzar conocimientos y adquirir detalles de situaciones operacionales que a diario se dan, o interrogantes que nos planteamos con respecto a qué hacer en diferentes situaciones o contingencias operacionales en el proceso hidrometalúrgico de LIX/SX/EW. La información que aquí se encuentra es un resumen de libros relacionados a este tema, manuales de operación, folletos, instructivos y experiencia personal, enfocada a explicar desde un punto de vista sencillo, fácil de entender y poder desarrollar, como una manera de complementar más y de mejor manera la metalurgia e ingeniería con la operación en sí misma, es decir, está destinado como complemento de los programas de capacitación de los operadores planta. La experiencia personal reflejada en este libro fue adquirida en plantas hidrometalúrgicas de proceso y tratamiento de minerales oxidados. Se menciona la operación de plantas totalmente manuales, como semi automatizadas, lo que implica una diversidad de equipos, de diferentes envergaduras y capacidades, cuyo propósito final es el mismo: “Obtener cobre de la mejor calidad, a un bajo costo, cuidando la integridad física de las personas y el respeto por el medio ambiente”. Finalmente este trabajo también tiene como objetivo agradecer y retribuir a todas las personas y empresas en las cuales he trabajado y que invirtieron parte de su tiempo y recursos en capacitarme y formarme como operador de planta de procesos hidrometalúrgicos, de las cuales siempre estaré agradecido.
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CONCEPTOS GENERALES El átomo es una parte pequeña e indivisible de toda materia, data de la Grecia clásica. Lucrecio describe así los átomos y añade que tienen propiedades variadas, de las cuales depende la materia. La atomística cayó rápidamente en el olvido al ser rechazada por Platón y Aristóteles, que siguieron la teoría de Enpédocles sobre los cuatro elementos (fuego, aire, agua, tierra, a los que Aristóteles añadió el éter).Sigue un largo periodo que alcanza los siglos XVII, XVIII en que la investigación química se rodeó de misterios y buscó la piedra filosofal. Las primeras evidencias de la teoría atómica se deben a Lovoisier y Proust. Es Jhon Dalton, sin embargo, quien a principios del siglo XIX sienta las bases de la moderna teoría sobre el átomo. Sus trabajos sobre la composición de los gases le condujeron a formular en 1804, la ley de las proporciones múltiples y constantes: “Los elementos químicos se combinan siempre en proporciones bien definidas o en múltiples enteros de ellas”. Dalton dió a la ley una orientación decisiva asignando a los átomos de los diferentes elementos químicos determinados pesos atómicos de los elementos, de los que Dalton publicó, a partir de 1805, la primera tabla. Los átomos de un elemento se pueden combinar con los de otros para formar la unidad más pequeña de un cuerpo compuesto, llamada molécula, que, a su vez, se une con otras para formar los propios cuerpos compuestos. A lo largo del tiempo, estas nociones de átomo y molécula no han dejado de precisarse y concretarse. La clasificación periódica de los elementos de Mendeleiev (1869) vino a coronar los esfuerzos de los químicos y anunciar que todo el universo puede solo estar formado por un centenar de átomos diferentes. Sin embargo, el estudio de las radiaciones emitidas por los cuerpos radioactivos no tardó en imponer la idea de la complejidad de la estructura del átomo y su peso, pues hasta el siglo XIX solo se suponía que pesaba muy poco. Actualmente se sabe que el átomo está constituido por un determinado número de partículas elementales, fundamentalmente protones, electrones, y neutrones, y que es eléctricamente neutro. Se distinguen en él dos partes principales: El núcleo, que contiene los protones y los neutrones, representa el 99,9% de la masa del átomo y contiene toda su carga positiva, y los electrones muy alejados del núcleo, que neutralizan la carga nuclear y son los responsables de sus propiedades químicas. En las reacciones, los átomos prácticamente no cambian, excepto en sus electrones más exteriores, tal como sucede en la ionización y el enlace químico. Algunas especies atómicas se desintegran a consecuencia de cambios en el núcleo, convirtiéndose en radiactiva. Los átomos más pesados e inestables se encienden por bombardeo con partículas altamente energéticas, liberando una tremenda energía.
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INDICE Pág. 2
: Introducción.
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: Capítulo Nº1, “Conceptos teóricos y operacionales de aglomeración y lixiviación en pilas”. : Aglomeración. : Lixiviación Bacterial. : Métodos de Lixiviación. : Mineralización MET. : Definición de pH. : Emisor de goteo a presión.
Pág. 7 Pág. 13 Pág. 15 Pág. 20 Pág. 26 Pág. 30 Pág. 31 Pág. 33 Pág. 35 Pág. 38 Pág. 39 Pág. 46 Pág. 49 Pág. 55 Pág. 66 Pág.72 Pág. 88 Pág. 94 Pág. 95 Pág. 96 Pág. 97 Pág. 99 Pág. 103 Pág. 107 Pág. 111 Pág. 118 Pág. 141 Pág. 152 Pág. 154
Pág. 159 Pág. 167 Pág. 172 Pág. 174
: Capítulo Nº2, “Conceptos teóricos y operacionales de extracción por solvente”. : Definición de SX. : Operación Planta de SX. Conceptos Operacionales. : Balance de materiales. : Controles Operacionales en SX. : Fundamentos Teóricos. : Características del proceso de SX. : Manejo de borras y tratamiento de orgánico. : Control de Proceso. : Extracción por solventes MET. : Análisis y control de calidad de la solución orgánica. : Capítulo Nº3, “Conceptos teóricos y operacionales de Electroobtención”. : Definición de Electroobtención. : Conceptos teóricos básicos de electroobtención de cobre. Definiciones y electrometalurgia. : Celda Electroquímica. :”Ley de Faraday”. : Variables de electroobtención. : Controles operacionales en electroobtención. : Electroquímica. : Manejo de electrodos en servicio. : Electroobtención MET. : Reducción de los potenciales de oxidación. : Importancia de la adición de chatarra de cobre en las torres reductoras. : Glosario. : Lazos de Control. : Fórmulas geométricas básicas. : Unidades de medición.
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C O N C E P T O S T E O R IC O S Y OPERACIONALES DE AGLOMERACION Y LIXIVIACION EN PILAS
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PROCESOS DE SINTESIS METALURGICA Pirometalurgia: Proceso en el cual la especie de interés se obtiene por la aplicación de alta temperatura. Ejemplo: La obtención de aceros a partir de concentrados de Fe (altos hornos). Hidrometalurgia: Proceso en el cual la especie de interés es disuelta en agua con un solvente químico apropiado para producir la reacción química de disolución. Ejemplo: La disolución de cobre en solución de ácido sulfúrico. La disolución de plata en solución de cianuro. La disolución de níquel en solución de amoniaco. Electrometalurgia: Proceso en el cual la obtención de la especie de interés, a partir de una solución que contiene iones de la especie, es mediante la aplicación de corriente eléctrica. Ejemplo: La obtención de aluminio en solución ácida. La obtención de cobre a partir de electrolito cúprico. TIPOS DE REACCIONES Las reacciones entre especies pueden ser clasificadas como: a) Reacciones químicas. b) Reacciones electroquímicas. a)
En las reacciones químicas participan un oxidante y un reductor. Ejemplo: Ag+ + ClAgCl
b) En la reacción electroquímica, ocurren dos reacciones simultáneas, una de ellas es de oxidación y otra es de reducción. Ejemplo: Zn + 2H+ === Zn++ + H2 Zn === Zn+2 + 2e- Oxidación 2H+ + 2e- === H2 Reducción
distintas
Oxidación: Es un término usado para describir una reacción en la cual hay una pérdida de electrones. Ejemplo: Fe+2 === Fe+3 + e- (ferroso a férrico). Reducción: Es un término usado para describir una reacción en donde hay una ganancia de electrones. Ejemplo: Cu+2 + 2e- === Cu0 Catión tiene carga positiva Anión tiene carga negativa
: Cu+2; H+, Fe+3, Zn+2. : Cl-, OH-, CN-.
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La hidrometalurgia, es la rama de la metalurgia extractiva que comprende los procesos de obtención de metales o compuestos a partir de minerales o fuentes secundarias, mediante reacciones que tienen lugar en soluciones acuosas u orgánicas. La hidrometalurgia tiene por objeto poner en solución acuosa las especies valorables contenidas en una mena, en un concentrado, o bien un material secundario para su posterior recuperación, desde la solución, como un producto de valor comercial. Considerando que la puesta en lixiviación no es selectiva ni completa, las soluciones son impuras y a veces, de concentraciones insuficientes a los procesos de recuperación del metal, entonces se hace necesario una etapa adicional de purificación y concentración de la solución. La lixiviación es un proceso de la hidrometalurgia que se encarga de disolver, total o parcialmente un metal de interés. Lixiviar, es tratar una sustancia compleja por el disolvente adecuado para obtener la parte soluble de ella. El mineral toma contacto por primera vez con el ácido sulfúrico en los tambores de curado. La solución de ácido y agua agregada a los tambores cura, en forma parcial, las partículas de mineral y también desencadena el proceso de lixiviación. El ácido sulfúrico que se agrega al tambor de curado también comienza a atacar a los minerales de cobre en el mineral. El resultado de este ataque es la disolución de parte del cobre en su forma cúprica (Cu++). En esta forma el cobre se disuelve fácilmente. La lixiviación en pilas corresponde a una técnica de lixiviación percolante donde la solución se desplaza a través de un lecho de partículas sólidas, previamente acondicionadas y sin inundarla, a objeto de poner en solución especies valorables. Es de interés conocer el contenido de cobre total, cobre soluble, fierro total y azufre total. La identificación de las especies minerales útiles y las de la ganga son de interés para definir las condiciones de lixiviación, pretratamiento, tipo de solución lixiviante y presencia de impurezas en las soluciones finales. En el campo de la hidrometalurgia encontramos varios procesos de lixiviación: Lixiviación por agitación. Lixiviación por percolación en bateas. Lixiviación en pilas. Lixiviación en botaderos. Lixiviación in-situ. Minera “El Tesoro”, para el beneficio de sus minerales de cobre oxidado utilizará el proceso de lixiviación en pilas.
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AGLOMERACION
CONCEPTOS GENERALES
La Hidrometalurgia es la rama de la Metalurgia Extractiva que comprende los procesos de extracción y producción de metales y sales desde minerales mediante la acción de un agente lixiviante contenido en una solución acuosa. En general podemos decir que el principal objetivo de un proceso hidrometalúrgico es la disolución parcial o total de la especie metálica a beneficiar, usando reactivos químicos y/o acción bacterial. El proceso de lixiviación en pila constituye en la actualidad la alternativa más eficiente y rentable para el tratamiento de minerales oxidados de cobre. Extendiéndose su uso a la lixiviación de minerales sulfurados de cobre mediante el empleo de agentes oxidantes y actividad bacteriana. Un proceso de lixiviación en pila contempla una serie de operaciones que las podemos clasificar en: Preparación física del mineral: Reducción de las partículas a un cierto tamaño (distribución granulométrica) predeterminado.
Aglomeración y preparación química: Aglomerar y atacar químicamente el mineral mediante la adición de agua y ácido, respectivamente, en un tambor de curado.
Apilamiento: Cargar el mineral aglomerado para formar una pila de lixiviación.
Lixiviación del mineral apilado: Irrigar la pila formada con solución lixiviante mediante goteo o aspersión, la cual percola a través del lecho de mineral aglomerado y apilado, permitiendo la disolución y extracción de cobre contenido en el mineral hacia la solución. La diferencia fundamental entre la lixiviación en pila y los procesos de lixiviación convencionales (agitación y bateas) se encuentra en el uso combinado de las etapas de aglomeración y lixiviación no inundada. Para el caso de las especies oxidadas de cobre, el reactivo de lixiviación de uso más común es el “ácido sulfúrico, H2SO4”, dado su costo, disponibilidad y buena selectividad respecto de la ganga reactiva (todo aquel elemento contenido en el mineral y que no sea la especie que se quiere beneficiar), salvo si se cuenta con la presencia de carbonatos.
En la lixiviación en pila, la solución de lixiviación requiere de concentraciones de ácido bajas, lo que eventualmente podría representar una
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desventaja si sabemos que en el inicio de la cinética de extracción la etapa controlante es la reacción química del cobre de la superficie de las partículas, y en la medida que la reacción avanza pasa a tener mayor importancia la difusión en el sólido. Esta posible desventaja es eliminada en el proceso de lixiviación en pila gracias a la operación preliminar del curado ácido. El proceso de lixiviación en pila mediante lecho no inundado es un proceso recientemente estudiado que ha permitido el tratamiento de yacimientos de cobre de baja ley que mediante los procesos convencionales no era posible de explotar. La principal ventaja de la lixiviación en pila de lecho no inundado es que el líquido lixiviante es esparcido en la superficie del lecho a un flujo suficientemente bajo, permitiendo que la solución drene libremente, por la acción de la gravedad, sin llenar los intersticios formados por las partículas aglomeradas, permitiendo de esta forma la presencia de una capa gaseosa, principalmente aire, que ocupa el espacio vacío que dejan las partículas de mineral y el líquido que las rodea. Las consecuencias positivas que trae la presencia de esta capa de aire son: La capa gaseosa provee un medio de escape natural para aquellos gases que se generan por la lixiviación de carbonatos, evitando de esta forma la formación de burbujas en el seno del lecho (resistencia adicional a los mecanismos de una reacción y perturbaciones en el lecho que se traducen finalmente en pérdidas de permeabilidad y de homogeneidad). La presencia de oxígeno, elemento reactante necesario para la lixiviación de algunos minerales sulfurados (primer cobre de la calcocina).
AGLOMERACION Es la adherencia de las partículas más pequeñas a las de mayor tamaño mediante enlaces con la fase líquida.
La etapa de aglomeración es una operación combinada que involucra un aspecto físico, que corresponde a la aglomeración de las partículas por medio de puentes líquidos y fuerzas capilares, y un aspecto química, como es el ataque del mineral por ácido sulfúrico concentrado. En la etapa física, se produce la aglomeración de las partículas mediante puentes líquidos proporcionados por la adición de agua, formándose una estructura porosa y altamente permeable. Dichos puentes líquidos son también aprovechados por la etapa química o curado como medio de difusión, donde el cobre presente en la superficie de las partículas es solubilizado con ácido sulfúrico concentrado en una reacción extremadamente rápida. Este cobre, así como los otros cationes metálicos (ganga reactiva) solubilizados, es posteriormente extraído mediante transferencia de masa en la primera etapa de la lixiviación. La aglomeración de las partículas permiten formar un lecho con una cierta estructura granular, la cual queda definida en la operación de aglomeración. En esta etapa el mineral chancado se pone en contacto con agua en un tambor
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aglomerador para producir la unión entre las partículas pequeñas y las más gruesas, mediante enlaces con la fase líquida. MINERAL ACIDO AGUA Y/O REFINO AGLOMERADO
La teoría de aglomeración de mayor importancia, sin excluir la posibilidad de que coexistan otros mecanismos, que explican los mecanismos de cohesión de un aglomerado son las fuerzas interfaciales y las presiones negativas desarrolladas en superficies cóncavas (estado capilares). Si el espacio vacío existente entre las partículas aglomeradas se encuentra parcialmente lleno de líquido, las partículas se encuentran unidas gracias a que son mojadas por el líquido y las fuerzas de enlace se deben a las tensiones interfaciales en las superficies líquido-gas.
SOLUCION LIXIVIANTE
PARTICULA SOLIDA
CAPA GASEOSA
Si por el contrario, el espacio vacío entre las partículas se encuentra lleno de líquido, las fuerzas que mantienen unidas a las partículas dentro de un aglomerado son las presiones negativas que se desarrollan a través de las superficies cóncavas formadas por el líquido que rodea a las partículas. 10
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La cantidad de agua y ácido adicionados en la etapa de aglomeración, son parámetros críticos que deben ser cuidadosamente controlados. Si la cantidad de agua adicionada sobrepasa un valor crítico, las superficies cóncavas del estado capilar se transforman en convexas y las presiones se hacen positivas, desapareciendo las fuerzas de unión entre las partículas destruyéndose el aglomerado y formándose una suspensión sólido líquido (sopeo), y en caso contrario si la humedad del aglomerado es muy baja, el aglomerado puede disgregarse fácilmente, generando zonas de estanco durante la lixiviación, aumentando críticamente los niveles freáticos dentro del lecho. La variación de la cantidad de ácido adicionada tiene relación directa con los porcentajes de sulfatación (cobre disuelto) del cobre superficial contenido en las partículas y el control de la ganga reactiva. Las cantidades de agua y ácido son parámetros prefijados en función de las características propias de cada mineral a tratar y deben ser determinados experimentalmente en función de la optimización de la hidrodinámica de los lechos y el reacondicionamiento de las propiedades químicas de la ganga (en función del cobre superficial disuelto). Los principales parámetros operacionales de la etapa de aglomeración son:
Capacidad depósito alimentación tambores. Nº alimentadores de correa a tambores. Capacidad correa alimentadores. Nº de tambores aglomeradores. Diámetro tambor aglomerador. Largo tambor aglomerador. Tiempo retención de tambores. Adición de ácido sulfúrico. Adición de agua. La optimización de las cinéticas de recuperación de cobre parte básicamente por la calidad del aglomerado y la percolabilidad de la pila.
Un buen resultado en la etapa de lixiviación requiere considerar los siguientes aspectos operacionales:
Trabajar al máximo de la capacidad los tambores aglomeradores:
Con lo cual se optimiza el tiempo de residencia, la homogenización y el ángulo de llenado.
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Humedad del aglomerado:
Como ya se vio anteriormente, la humedad del aglomerado tiene una influencia directa en la calidad del glomero formado y en el grado de sulfatación logrado. Estudios realizados al respecto mostraron una ganancia del 7% en los niveles de sulfatación al aumentar la dosis de agua de 40 a 80 kg por tonelada. Se debe tener siempre presente que la humedad es el puente de unión entre las partículas aglomeradas y es el medio de difusión del reactivo ácido. Por lo cual siempre recuerde que: En el proceso de aglomeración se debe operar con la mayor cantidad de humedad posible para optimizar los niveles de sulfatación en la etapa de ataque químico y asegurar una distribución uniforme de la solución de lixiviación en el área transversal de la pila.
Nivel del silo:
Estudios efectuados han detectado que la altura de mineral en el silo tiene relación directa con la segregación del producto entregado, lo que va en desmedro de la calidad del aglomerado obtenido. Por lo cual se debe tener siempre en cuenta que: Al operar el silo en un nivel de aproximadamente 70%, disminuirá ostensiblemente el efecto de la segregación, y mejorará la calidad del glomero obtenido.
Curva de distribución granulométrica:
Análisis de los resultados de recuperación de cobre obtenidos de los módulos descargados, nos muestran que para granulometrías con un p80 mayor que 14 mm (incremento de la fracción gruesa) la recuperación de cobre total es de aproximadamente un 3% menor que granulometrías con p80 menor a 11 mm. Un incremento en los niveles de finos por sobre 15% (- # 100) la recuperación de cobre se ve afectado no por un mecanismo cinético sino por un impacto directo en la permeabilidad del lecho a lixiviar.
Frente de apilamiento:
Es de vital importancia considerar el impacto negativo que tiene en la recuperación una superficie de apilamiento dispareja (desniveles, montículos), no por un efecto cinético sino por generar las condiciones operacionales adecuadas para la canalización de las soluciones de lixiviación, agudizándose la problemática si el sistema de riego es por goteo.
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Manejo del aglomerado:
Un manejo inadecuado del aglomerado necesariamente va asociado con un deterioro del glomero, afectando directamente a la permeabilidad de la pila. Principalmente la superficie de la pila, la cual se encuentra sometida a un trajín intenso producto del armado de la malla de riego.
El cuidado del aglomerado en la superficie de la pila, y el buen manejo de éste, son prácticas operacionales que nos permitirán asegurar una percolabilidad adecuada y una distribución uniforme de la solución de lixiviación en el lecho de lixiviación.
MINERAL ACIDO AGUA Y/O REFINO TAMBOR AGLOMERADOR SILO
AGLOMERADO
PILA LIXIVIACION
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LIXIVIACION BACTERIAL Se ha encontrado que hay bacterias que viven naturalmente en los minerales de Cu y que transforman los sulfuros a sulfatos (S ==== SO4). Esta acción de las bacterias puede ser directa, en presencia de H2O y O2, o puede ser indirecta, ya que estas bacterias generan H2SO4 y oxidan el sulfato ferroso a sulfato férrico,que como se ha visto ambos son agentes lixiviantes para el cobre soluble y algunas especies sulfuradas. SO4 +2, Fe2 (SO4), Fe SO4 Fe+2 sulfato férrico Existe una serie de efectos físicos y químicos que influyen en el crecimiento de la materia, dentro de los cuales se puede destacar los siguientes: A. Efecto del pH: Se indica en la literatura que el rango adecuado para una buena acción del Thiobacillus Ferrooxidans, es a pH entre 2 y 3. El control del pH en el sistema es fundamental para evitar la precipitación de compuestos en la masa mineral. El mayor problema encontrado en las operaciones de lixiviación es la precipitación de sales de hierro en las tuberías, superficies o interior de la pila mineral. Estas sales precipitan de la solución cuando el pH es mayor que 3. Formación de la Jarosita
Fe2 (SO4)3 + 6 H2O 3 Fe2 (SO4)3 + 12 H2O
2 Fe (OH)3 + 3 H2SO4 2 H Fe3 (SO4)2 + (OH)6 + 5 H2SO4
Jarosita de Hidrógeno
B. Efecto de una buena aireación: Las bacterias necesitan O2, tanto para actuar, directamente en la oxidación de los sulfuros como para oxidar el ion ferroso a ion férrico y para generar H2SO4. Es recomendable una buena aireación de las pilas, y esto se consigue evitando inundaciones y dejando reposar entre ciclo y ciclo de lixiviación un período de reposo, que también es útil para que se produzcan cristalizaciones sobre el exterior de las partículas de mineral. Durante el reposo, el mineral se seca externamente, las soluciones ácidas migran por espiralidad con florecimiento de cristales en la superficie de las partículas. Del aire las bacterias también obtienen el oxígeno que usan para multiplicarse y el N2 que usan como nutriente. C. Efecto de la temperatura: Hay temperaturas óptimas para las bacterias que está en el rango de 30-35 ºC. Si se está en una zona extremadamente fría, aumentando el tamaño de las pilas, se aumenta la aislación con respecto al medio ambiente y el calor generado por las reacciones de oxidación permanecerá en el mineral incrementándose la actividad bacterial. Muchas son las especies de bacterias, entre las que podemos mencionar están: Thiobacillus Thiooxidans Thiobacillus Ferrooxidans 14
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Thiobacillus Concretinerus Thiobacillus Neopolitanos
Estas bacterias son capaces de obtener su energía por su oxidación de iones ferrosos presentes en soluciones ácidas, produciendo soluciones Fe2 (SO4)3. El Fe2 (SO4)3 así formado puede atacar muchos sulfuros metálicos, disolviendo el metal por oxidación del sulfuro, luego siendo reducido por sí mismo a sulfato ferroso (Fe SO4), completándose así un ciclo cerrado redox ferrosoférrico. La oxidación química del Fe½ que es el que mayoritariamente se genera en la lixiviación de especies de Fe es extremadamente lenta, y ocurre así según la ecuación siguiente: 2 Fe SO4 + ½ O2 + H2SO4 ==== Fe2 (SO4)3 + H2O Si hay presencia de (Thiobacillus Ferrooxidans), la reacción ocurre según la misma esquiometría de la ecuación anterior. Se ha postulado que de la acción directa del Thiobacillus Ferrooxidans (TF) se puede lixiviar los sulfuros según las siguientes ecuaciones: CALCOSINA Cu2 S + ½ O2 + H2SO4 === Cu SO4 + Cu S + H2O COVELITA Cu S + 2 O2 === Cu SO4 CALCOPIRITA 2 Cu Fe S2 + 17/2 O2 + H2SO4 === Cu SO4 + Fe2 (SO4)3 + H2O BORNITA 6 Cu5 Fe S4 + 57/3 O2 + 15 H2SO4 === 30 Cu SO4 + 15 H2O + 3 Fe2 (SO4)3 PIRITA Fe S2 + 4 O2 + H2O === Fe SO4 + H2SO4 Las bacterias podrían estar actuando directamente en la transferencia de electrones, en un tipo de reacción bioelectroquímica y ello explicaría la posibilidad de oxidar sulfuros en tiempos compatibles con procesos productivos. Al oxidar el sulfuro produce H2SO4 disminuyendo el consumo de este importante insumo. 2 S + 3 O2 + 2 H2O === 2 H2SO4 Finalmente la hidrólisis del fierro+3 también puede generar H2SO4, según la ecuación siguiente: Fe+3 + H2O Fe (OH)3 + 3 H+
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En general la lixiviación bacterial contribuye a mejorar la cinética de extracción y puede bajar considerablemente el consumo total de H+, ayudando de este modo a mejorar la economía de los procesos. METODOS DE LIXIVIACION MINERAL
LIXIVIACION IN SITU
MINERIA Y TRANSPORTE SIN COSTOS
CON COSTOS
LIXIVIACION EN BOTADEROS
CHANCADO
LIXIVIACION EN PILAS
LIXIVIACION POR PERCOLACION
MOLIENDA
LIXIVIACION POR AGITACION
SOLUCION RICA
Estudio metalúrgico: Es necesario verificar el comportamiento metalúrgico de la mena, mediante pruebas de laboratorio, con el objeto de clarificar el proceso metalúrgico completo.
Objetivo: Buscar un sistema lixiviante que permita: Mejores recuperaciones. Consumos de reactivos, los más bajos. Costos asociados a las diversas etapas, los más bajos.
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Es de interés evaluar: La granulometría, con relación a la recuperación, a la cinética y a la percolabilidad del lecho. Consumo de reactivo, con relación a la recuperación y concentración de ácido en las soluciones lixiviantes. Efecto del curado y aglomerado sobre la cinética, el consumo de ácido y su efecto sobre la ganga silícea y la recuperación global del proceso. Con el objeto de mantener: Curvas cinéticas de recuperación y consumo de ácido. Concentración de las especies en las soluciones obtenidas. Influencia de la altura de la pila. Posibilidades de ajustar las concentraciones a los requerimientos del proceso siguiente. Influencia de las recirculaciones en las pilas y de las soluciones tratadas en la planta de recuperación de las especies útiles. pH de trabajo. Control de impurezas y manejo de los descartes y ripios. ETAPAS DE LA LIXIVIACION
Reducción de tamaño. Curado y aglomeración. Apilamiento. Lixiviación con irrigación.
Objetivo de la reducción de tamaño: Obtener una granulometría adecuada para la lixiviación (% - 100 mallas < 10%, curva adecuada con suficiente cantidad de partículas de tamaño intermedio para que adhieran los finos). Menor costo en reducción, al tener un buen rendimiento Kw - h/TMS en primeras etapas, y facilitar el rendimiento de las etapas siguientes. Objetivos del curado y la aglomeración: Adherir las partículas finas a los gruesos para uniformizar los tamaños de partículas. Mejorar la permeabilidad del lecho y uniformizarla. Fracturar químicamente la roca matriz, que permite crear y mejorar vías de ataque químico y penetración. Transformar las distintas especies de cobre oxidado en sulfato de cobre, que es soluble en agua. La granulometría influye sobre: La tasa de riego. La cinética de extracción.
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El consumo de ácido. Este parámetro se estudia en laboratorio y en planta piloto, generalmente se realizan pruebas a diferentes granulometrías, que deben ser igual al que entrega la planta de chancado de la Planta. Apilamiento: Depositar uniformemente el mineral aglomerado sobre las canchas de lixiviación considerando parámetros como: Altura de apilamiento. Superficie uniforme. Ancho y largo del módulo. Lixiviación con irrigación: Irrigación del lecho apilado mediante goteros o aspersores con una solución de ácido sulfúrico diluído (refino). ASPECTOS DE CONCEPTOS RELEVANTES DE LIXIVIACION EN PILAS a) Curado ácido: El objetivo es la transformación de las especies minerales sólidas en sulfatos solubles bajo la reacción del ácido concentrado en el mineral. El mineral debe contener una humedad previa que facilite el contacto ácido mineral, al mejorar los procesos difusivos del ácido hacia el interior de la partícula, la reacción del agua con el ácido genera calor, aumentando las cinéticas de las reacciones químicas de transformación, que también generan calor. Por otra parte, la presencia de humedad facilitará la cohesión entre partículas para formar el aglomerado. b)
Función de: Agua
Acido
Aglomerante Surfactante
: Dar una humedad adecuada al aglomerado para que el ácido se difunda sobre el mineral y para que los finos se adhieran a los gruesos. : Atacar químicamente el cobre oxidado para transformarlo en cobre sulfatado. : Dar mayor consistencia al aglomerado. : Acelerar la difusión del ácido sobre las partículas al disminuir la tensión superficial del agua.
c) Tasa de riego: Forma de expresar el caudal de solución que debe pasar por unidad de superficie de la pila (superficie media de riego). mts3 / hora / mt2 d) Ciclos de reposo y regado: Cuando se tratan menas sulfuradas en la pila, se trabaja en ciclos alternados de riego y drenaje permitiendo la aireación de este y mejorar las condiciones oxidantes requeridas. e)
Acido sulfúrico (H2SO4): Es el más utilizado dada su:
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Disponibilidad y costo. Facilidad para ser almacenado y transportado dado que no es corrosivo cuando se encuentra concentrado. Manejo sencillo (no es volátil). En medio sulfúrico diluído el Cu puede ser recuperado sin problemas por electroobtención. Las técnicas de purificación y concentración no presentan problemas. Es posible regenerar el ácido durante la electroobtención. f) Altura de la pila: Consideraciones de tipo cinético: soluciones más concentradas en ácido y más pobres en cobre. Consideraciones de tipo físico: mejor permeabilidad del lecho, por lo tanto menos expuestas a problemas de canalizaciones o malos drenajes que provocan inundaciones, o a la formación de niveles freáticos (aguas acumuladas en el subsuelo sobre una capa impermeable), cuando esto ocurre en el fondo de la pila, van generando las condiciones para que las recuperaciones sean mejores en los sectores superiores de la pila con relación a los sectores más bajos. Esta diferencia tiende a ser más pronunciada mientras más alta sea la pila. La carencia de espacio físico para construir la pila, la necesidad de lixiviar ripios de baja ley, requerimientos de soluciones de mayor concentración en cobre, favorece tener pilas de mayor altura. Por lo tanto, se requiere definir esta variable sobre la base del comportamiento del lecho mineral con relación a la compactación, sobre todo en la parte inferior de la pila y su influencia sobre la percolabilidad del lecho en función de tiempo de lixiviación. g) Tipos de pila: Una primera clasificación define dos tipos básicos de sistema de lixiviación: Pila permanente: Al término de la lixiviación los ripios no se retiran de la pila, quedan en la pila, diremos que el piso es desechable. Pila renovable : Al término de la lixiviación los ripios son retirados de la pila y reemplazados por mena fresca, diremos que el piso es reutilizable. Su elección estará basada en el comportamiento metalúrgico del material y los costos de manipulación de este. En resumen: basada en fundamentos económicos.
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CUADRO COMPARATIVO DE LOS DOS TIPOS DE PILA, SEGUN EL CAMPO DE APLICACION Pila permanente - Minerales de baja ley. - Minerales de baja recuperación. - Lenta cinética de lixiviación. - Amplio espacio disponible. h)
Pila renovable - Minerales de alta ley. - Minerales de alta recuperación. - Cinética rápida de lixiviación. - Lixiviación primaria de menas.
Componentes que configuran la pila: Substracto : Terreno donde se ubicará la pila, debe tener una pendiente de 3 a 4% siempre en dirección hacia la canaleta recolectora de soluciones. Debe ser compacto y libre de piedras u objetos punzantes. Finos de protección : Capa de áridos (arena, relave, etc.) completamente exentos de elementos punzantes, dado que esta capa acomoda a la capa impermeable por abajo y por encima de tal forma que quede bien protegida de cualquiera agresión mecánica. Carpeta impermeable : Corresponde a un material plástico inerte a la acción de los ácidos, agentes químicos, temperatura y radiación solar con que estará en contacto la superficie de la carpeta. Debe presentar una buena resistencia mecánica a la tracción, a la compresión y otros esfuerzos generados en el carguío y descarguío del mineral. Tuberías de drenaje : Corresponde a las tuberías corrugadas y perforadas, colocadas en la parte baja de la pila, con el objetivo de evacuar rápidamente las soluciones que alcanzan el fondo de la pila, con esto se evita la formación de niveles freáticos en el interior de la pila provocando salidas laterales de la solución e inundaciones. Las tuberías de drenaje también permiten mejorar la aireación de la pila en la parte baja de esta. Ripio de protección : Corresponde a una capa de material inerte, puesta en la base de la pila. De granulometría más gruesa y más cerrada que el mineral a cargar en la pila. Esta capa, de aproximadamente 20 cm de espesor, debe ser porosa dado que al encontrarse a nivel de las tuberías de drenaje, debe facilitar el
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Mena
Canaleta de recolección
Anclajes
escurrimiento de las soluciones. Esta capa cubre a la tubería de drenaje, al repartir las presiones que se ejercen sobre esta. : Material a lixiviar, este debe ser depositado sobre la carpeta en forma adecuada, evitando siempre la compactación de la pila. : Lugar de recuperación de las soluciones, está integrada al revestimiento impermeable de toda la pila. La canaleta en el caso de las pilas unitarias presenta una inclinación de 0,5 a 1% hacia el punto de recolección. Están conectadas a estanques desarenadores para eliminar sólidos en suspensión. : Sectores de fijación de la carpeta al terreno.
i) Parámetros operacionales: Se indicará a modo de referencia parámetros operacionales típicos en lixiviación de minerales de cobre: Ley en cobre total. Consumo de ácido. Recuperación. Tiempo de lixiviación. Granulometría. Tasa de riego. Altura de la pila. Volumen de solución circulante. Volumen de retención de soluciones en el mineral. Densidad del aglomerado. Densidad del mineral sin aglomerar. MINERALIZACION MET El yacimiento es un mineral exótico de cobre. Los óxidos de cobre depositados en gravas representan el volumen mineralizado de mayor importancia económica en el área del yacimiento. La mineralogía representativa de estos cuerpos consiste en Crisocola (silicato de cobre), Atacamita (cloruro de cobre), menor cantidad de Brochantita y Antlerita (sulfatos de cobre), Malaquita (carbonato de cobre) y minerales complejos de cobre, hierro y manganeso con aspecto arcilloso y de color negro. Las especies mineralógicas solubles en ácido sulfúrico más importantes son Atacamita y Crisocola, con presencia de mineral tipo Wad que corresponde a una especie refractaria al ácido sulfúrico. Metalúrgicamente el tratamiento de este yacimiento deberá considerar la presencia de arcillas, además de la existencia de minerales de cobre refractarios a la lixiviación ácida.
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CARACTERISTICAS DEL MINERAL
Gravedad específica promedio ROM, densidad a granel, t/m3 Chancado fino, densidad a granel, t/m3 Angulo de reposo estimado del mineral, (o) ROM Producto final Angulo estimado de escurrimiento mineral ROM, ( o) Contenido máximo de humedad del mineral ROM, % de agua (base seca) Ley promedio del mineral, % cobre total, promedio del proyecto - Año 1 - año 5 - Año 6 - año 12 - Año 13 - en adelante Cobre soluble en ácido % Indice de abrasión, paddle test, g Indice de trabajo, kwh/t
: 2,30 : 1,70 : 1,55 : 37 : 32 : 55 : 1,5 : 0,96 : 1,28 : 0,99 : 0,67 : 0,68 : 0,21 : 12,9
AGLOMERACION
Método de aglomeración / curado No de aglomeradores Tiempo de residencia, seg. Tasa de alimentación a aglomeración, t/h Tasa de aditivos de aglomeración, g/t Agregado de ácido a aglomeración, kg/t Concentración del ácido, % Agua a aglomeración, kg/t
: tambor rotatorio :2 : 45 : 1.370 : 100 - 200 : 18,0 - 30,0 : 96 : 60 – 90
PARAMETROS DE LAS PILAS DE LIXIVIACION
Tasa de formación de la pila, t/d, diseño Rango año a año, t/d Mineral lixiviado, t/a Densidad a granel del aglomerado a la salida del tambor, kg/m3 Densidad a granel del material de la pila kg/m3, recién apilado Densidad a granel del lixiviado agotado en pilas (ripio), kg/m3 Densidad a granel del ripio transportado en correas, kg/m3 Densidad a granel del ripio cargado en botadero, kg/m3
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: 24.660 : 19.170 a 24.660 : 7.000.000 a 9.000.000 : 1.400 : 1.650 : 1.960 : 1.600 : 1.700
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Recuperación metalúrgica promedio, % Cu : 69,6 Pérdida estimada de peso de la pila, % :1 Configuración de la pila : La pila de lixiviación es de diseño dinámico (removible).
Base de la pila: La base de la pila se compone de una membrana de HDPE de 1.5 mm, la que a su vez se cubre con una capa drenante de 0.7 mm de espesor compuesto por material estéril competente. Incluye tuberías tipo Drenaflex en su parte superior e inferior, adecuadas al requerimiento del servicio. Botadero de ripios: Los ripios son apilados sobre una membrana de LLDPE de 0.5 mm de espesor para protección ambiental y eventual colección de soluciones escurridas. MANEJO DE SOLUCIONES
Refino de retorno desde planta de SX, m3/h - Instantáneo : 2.144 - Nominal : 1.989 - Diseño : 2.466 (Los flujos anteriores incluyen la purga de agua de lavado). Irrigación de refino, m3/h - Instantáneo : 2.400 - Nominal : 2.265 - Diseño : 2.800 - Mínimo : 1.875 3 Solución de lixiviación rica a planta de SX/EW, m /h - Instantáneo : 2.094 - Nominal : 1.989 - Diseño : 2.408 3 Reposición total de lixiviado, m /h - Agua fresca (instantáneo) : 192,7 - Agua fresca (diseño) : 275,0 - Retrolavado de filtro : 2,1 - Purga de fierro : 52,9 - Total : 247,7 3 Consumo máximo agua del proyecto, m /t : 0,50 Humedad de la pila - a drenaje cero, % w/w : 10 - en irrigación, % w/w : 15 2 Superficie de base irrigada, m : 273.347 2 Superficie de base de reposo, m : 233.345 Tasa de irrigación (incluye evaporación del riego), L/h/m2 :9 Tipo de irrigación: Aspersor tipo Wobbler No 8 o equivalente. Goteros. Flujo del aspersor, m3/h : 0,58 23
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Flujo del gotero, L/h/m2 :9 Separación de los aspersores, m x m :7x7 Separación de los goteros, m : 0,40 Presión mínima disponible de línea de riego en punto más desfavorable, Kpa : 200 Tasa de drenaje, L/h/m2 : 6,5 - 9,3 Información del ácido - Adicional agregado a la pila, kg/t : Variable, según descarte. - Consumo por ganga, kg/t : 20,7 - Concentración del ácido : 96 - Gravedad específica : 1,84 Concentración de cobre del PLS para diseño, g/l : 4,78 Pérdidas de agua en piscinas por el viento y evaporación, L/d/m2 : 15 Evaporación global en pilas, % : 8,5 - 8,9 Pérdidas por evaporación de la pila en reposo, L/d/m2 : 7,7
SISTEMAS DE ALIMENTACION DE SOLUCIONES AL AREA DE LIXIVIACION
Alimentación Configuración
: Bombas centrífugas horizontales. : En paralelo, con una en reserva. MODULO DE LIXIVIACION DE PILAS
Características de construcción - Tamaño del módulo, m2 : 6.667 - Dimensión del módulo, m x m : 240 x 28 - Capacidad del módulo, t : 25.000 - Pendiente resultante (máxima) de la base de la pila, % : 3,5 - Diámetro de cañería de drenaje, mm : 63 - Separación entre cañerías de drenaje, m :2 - Angulo de reposo, o : 37 - Angulo crítico de escurrimiento de la pila, % : 7 - Desfase área de carga y descarga, m2 : 33.335 (5 módulos) - Módulos cargados en pre-stock de lixiviación : 5 - Altura de la pila, m : 2,5 ciclo, días (d) - Cargado del módulo :1 - Curado y tendido de parrillas de riego (mismo módulo de carga) :0 - Humectación :3 - Etapa de lixiviación : 40 - Días de reposo alternados : 35 - Drenaje y desinstalación de parrillas :2 24
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- Descarga del módulo - Módulos cargados en pre-stock - Módulos en holgura carga - descarga - Total módulos
:1 :5 :5 : 92
INFORMACION DE LA SOLUCION DE LIXIVIACION Análisis del refino, g/l - Cu : 0,48 - H2SO4 : 12,9 - Fe total : 4,9 - Fe+3 :4 - Si : < 0,4 - Al : 5,5 - Mg : < 4,5 - Mn :1 - Cl : 19,5 -K : 0,50 - Na : 11,3 -2 - SO4 total (como sulfato) : < 80 - NO3:9 - I (como iodato) : 0,01 - Sólidos, ppm : < 20 - pH :1 o Temperatura del refino, C : 12 - 26 Densidad, kg/m3 : 1.120 Viscosidad, cP : 2,5 (20 oC) Se podrá agregar ácido y el contenido de la solución en la cañería podrá llegar hasta 20 g/l. Análisis del PLS, g/l - Cu : 4,78 - H2SO4 :5 - Fe total :5 - Fe+3 :4 - Si : < 0,4 - Al : 5,5 - Mg : < 4,5 - Mn :1 - Cl: 20 2- SO4 total (como sulfato) : < 80 - Sólidos, ppm : < 20 - pH : 1,4 -K : 0,50 - Na : 11,3 - NO3 :9 - I (como iodato) : 0,01
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Temperatura del PLS, oC Viscosidad del PLS, cP Densidad del PLS, kg/m3 Clarificación del PLS
: 18 (12º mínimo) : 2,5 (20 oC) : 1.120 : Piscina con suficiente superficie y tiempo de residencia para decantar y desarenar.
INFORMACION DE LAS PISCINAS
Tipos de revestimiento: -
Piscina de PLS y Refino: Capa superior de HDPE de 1,5 mm o equivalente, red de drenaje, geonet entre membranas, HDPE de 1,0 mm, con detección de fugas. Piscina de emergencia sector botadero: Un solo revestimiento de HDPE de 1,5 mm o equivalente. Piscina de emergencia SX: Un solo revestimiento de HDPE de 1,5 mm o equivalente. Taludes de las piscinas (H/V): 2:1
Piscina de PLS:
La solución PLS drena hacia dos sistemas (paralelos e interconectados) de piscinas. Cada sistema consiste en una piscina desarenadora de 3 horas de tiempo de residencia y a continuación una piscina de almacenaje de 10 horas de tiempo de residencia con respecto al flujo total. El PLS es introducido a la piscina desarenadora por un vertedero de rebalse a todo lo ancho de la piscina. Del mismo modo la solución pasa desde la piscina desarenadora a la de almacenaje. Esto permite un mayor tiempo de residencia promedio para la decantación de sólidos y también permite que un lado de la piscina pueda aislarse del otro, de ser necesario efectuar reparaciones o mantención. La piscina de PLS, considera en su diseño un volumen extra suficiente como para actuar como piscina de emergencia de soluciones ricas de lixiviación. El flujo desde la piscina de PLS a la planta de SX se efectúa gravitacionalmente. - Tiempo de residencia por sistema, h - Tiempo de residencia máximo, h - Volumen total de operación, m3 cada sistema - Volumen total de emergencia, m3 - Volumen total de operación, m3 - Volumen total de piscina, m3
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: 13 : 26 : 27.300 : 40.000 : 54.600 : 94.600
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Piscina de Refino:
La solución de lixiviación utilizada para extraer cobre del mineral es la solución de refino producida en la planta de SX. El refino de la segunda etapa de extracción fluye por gravedad vía un post decantador a una piscina de refino que ha sido dimensionada para proporcionar 2,5 horas de tiempo máximo de residencia asociado al flujo instantáneo. La piscina de refino tiene bafles de HDPE para contener cualquier arrastre de orgánico desde la planta de SX. La solución de refino que fluye por bombeo a las pilas es ajustada en ácido en un mezclador estático y es distribuido a través de un sistema de cañería lateral. - Tiempo máximo de residencia, h : 2,5 - Volumen total, m3 : 5.250
Piscina de Emergencia: (sector botadero) Criterio dimensionado: - Precipitación máxima histórica en 24 hr, mm - Volumen total, m3
: 10 : 27.000
DEFINICION DE pH El pH de una solución expresa su relativa acidez o alcalinidad en una escala que va de 0 a 14. El pH indica la concentración del ion de hidrógeno (H+). El agua destilada pura tiene un valor pH de 7 y es considerada neutra (no es ácida ni alcalina). Los valores de pH que van bajando de 7 a 0 indican que aumenta la acidez, y los valores de pH que van subiendo de 7 a 14 indican que la alcalinidad aumenta. Cada unidad en la escala de pH representa un cambio diez veces superior en la concentración. Por ejemplo, una solución con un pH de 1 es diez veces más ácida que una solución con un pH de 2. Sin la escala de pH, para poder expresar la concentración de iones de hidrógeno, se necesitan números que van de 0,0 a 0,00000000000001 gramos por litro. El conteo de ceros o el uso de una notación científica para determinar el valor de estos números se hace engorrosa. Por una parte, la explicación del pH parece complicada, pero su uso parece muy sencillo, cuando se usa como una medida de acidez sin pensar en su definición formal, el valor de pH se hace muy útil. Sólo los químicos y metalúrgicos necesitan preocuparse acerca de la definición de pH. Todos los demás pueden usarlo para una representación numerada de la acidez.
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LA ESCALA DE pH 0
1
2
3
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5
6
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8
9
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14
Lixiviación de cobre con H2SO4 Agua potable
Aumenta la acidez
NEUTRO
ACIDO
ALCALINO Cáustico, básico Alcalinidad Aumenta Causticidad Basicidad
Lixiviación de oro NaCN
0
1
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3
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La explicación formal del pH es la siguiente: las soluciones contienen sustancias químicas llamadas iones. Un ion es un átomo de un elemento que tiene uno o más electrones extras o le falta uno o más de sus electrones. Los electrones tienen carga negativa y los iones con menos electrones tienen una carga positiva. Dos sustancias importantes en prácticamente, todas las soluciones son el ion de hidrógeno (H+) y el ion de hidróxilo (OH-). Los iones de H+ y OH- se combinan para formar agua, de acuerdo a la siguiente fórmula: 2 H+ + OH- ==== H2O Las soluciones ácidas tienen un exceso de iones de H+ no combinados y las soluciones alcalinas tienen un exceso de iones de OH- no combinados. Para acidificar una solución se agregan iones de H+ (del ácido sulfúrico (H2SO4), por ejemplo). Para neutralizar una solución ácida, se agregan iones de OH- (del hidróxilo de sodio (Na OH), por ejemplo) para combinarlos con los iones H+ en exceso. Excepto en los puntos extremos de la escala de pH, las concentraciones de los iones de hidrógeno e hidróxilo tienen la siguiente fórmula: Logaritmo de [H+] + logaritmo de [OH-] = 14 donde [H+] y [OH-] son las concentraciones de los dos iones en gramos por litro. 28
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El logaritmo de un número en particular es el número de veces que el número diez se debe multiplicar por sí mismo para ser igual al número en particular. Por ejemplo: - 1.000 = 10 x 10 x 10 = 103, el logaritmo de 1.000 = 3 - 100 = 10 x 10 = 102, el logaritmo de 100 = 2 - 10 = 10 x 1 = 101, el logaritmo de 10 = 1 - 1 por definición, el logaritmo de 1 = 0 - 0,1 = 1 / 10 = 10-1, el logaritmo de 0,1 = -1 -2 - 0,01 = 1 / 100 = 10 , el logaritmo de 0,01 = -2 - 0,001 = 1 / 1000 = 10-3, el logaritmo de 0,001 = -3 El logaritmo de un número en particular no es siempre un número entero. Por ejemplo, el logaritmo de 15 = 1,176, y el logaritmo de 85 = 1,929. Nuevamente, excepto en los puntos extremos de la escala de pH, el valor pH es el logaritmo negativo de la concentración del ion de hidrógeno (H+) en la solución. Por ejemplo, si la concentración H+ es un décimo de gramo por litro, se puede escribir ya sea como 0,1 gramos por litro o como 1/10 gramos por litro. En la forma logarítmica es 10-1 gramos por litro. El logaritmo, en este caso, es -1 y el logaritmo negativo es 1, de tal manera que el pH de la solución es 1. GENERALIDADES La solución rica de lixiviación (PLS) producida en la lixiviación en pila es demasiado diluída en contenido de cobre y demasiado impura para la producción directa de cátodos de cobre de alta pureza. De la electroobtención a partir de estas soluciones se obtienen depósitos de cobre dendríticos (en ramificaciones o similares a un árbol), suaves e impuros. La electroobtención requiere un electrolito purificado y rico en cobre dentro del rango de 45 a 50 gramos por litro (gpl) de Cu++ con el fin de garantizar que los iones de Cu++ se encuentren siempre disponibles para adherirse a la superficie del cátodo. Al satisfacerse este valor requerido se produce cátodos de cobre suave, denso, de alta pureza y listo para salir al mercado. La extracción por solventes proporciona los medios para la producción de electrolito puro y con un alto contenido de Cu++ a partir de la PLS diluída e impura. CRITERIOS DE DISEÑO Y PARAMETROS PRINCIPALES
Tasa de alimentación por tren, m3/h, base 347 d/a Utilización anual de la planta de SX/EW, % Delta de cobre de diseño en reextracción, g/l Composición del electrolito pobre, g/l - Cu+2 - H2SO4 (máximo) - Fe total (máximo)
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: 1.047 : 95 : 15 : 35 : 170 : 1,0
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- Co+2, ppm : 100 - Cl-, (diseño), ppm : 20 Composición del electrolito rico, g/l - Cu+2 : 50 - Fe total (máximo) : 1,0 Temperatura mínima del electrolito, en sistema de cañerías que van desde etapa de reextracción de SX a filtros, oC : 22 Recuperación global de cobre del PLS, %, diseño : 90 Continuidad : E-2, S-1, S-2, orgánica E-1, W, acuosa Razón O/A, rango, a flujo de orgánico constante : 0,8 - 1,5:1 Velocidad máxima del impulsor, m/min, operación normal : 275 Tiempo aproximado de retención del mezclador, s - Extracción : 180 - Reextracción y Lavado : 120 3 2 Flujo unitario de decantación, m /h/m flujo total : 3,5 a flujo instantáneo Dimensiones de profundidad estática del decantador, mm - General, en línea central : 1.050 - Orgánico : 280 (en operación) 350 (máximo) - Variación altura vertedero de acuoso : 100 - Acuoso : 550 (en operación) - Espacio libre : 250 - Altura vertedero de orgánico : 800 Arrastres, ppm - Orgánico desde etapa orgánico continuo : 30 - 300 (diseño 75) - Orgánico desde etapa acuoso continuo : 50 - 300 (diseño 150) - Acuoso desde etapa orgánico continuo : 100 - 600 (diseño 600) - Acuoso desde etapa acuoso continuo : 50 - 500 (diseño 500) - Acuoso en orgánico cargado hacia etapa de lavado : 300 Remoción de solución para tratamiento de borras, m3/mes (diseño) : 30 Tiempos de residencia, min - Estanque post decantador de orgánico cargado : 18 - Estanque post decantador de electrolito : 60 - Estanque post decantador de refino : 36 - Estanque de electrolito rico : 10 Capacidad piscina de emergencia de SX : Un mezclador decantador +10%
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EMISOR DE GOTEO A PRESION Originalmente, el emisor de goteo a presión fue diseñado para irrigación agrícola. El emisor, fabricado con polietileno de baja densidad, tiene dos partes, un núcleo interno y una cubierta exterior o camisa. En esencia, el núcleo es un tubo hueco cuya pared exterior tiene una serie de pasadizos o ranuras llamadas paso tortuoso. La envoltura también es un tubo hueco cuyo diámetro calza, en forma ajustada, en el paso tortuoso, en el diámetro exterior del núcleo. El núcleo calza dentro de la envoltura y así se forma el emisor. Cuando ya está ensamblado, el extremo del núcleo no está del todo sellado con respecto a la superficie de contacto dentro de la camisa. A medida que la solución fluye a través del núcleo del emisor con una presión de 20 psi, parte de la solución pasa entre el extremo del núcleo y la superficie de contacto de éste en la camisa. Por este camino la solución entra al paso tortuoso, entre el núcleo y la pared interna de la camisa. La presión de la solución cae a nivel ambiente, a medida que pasa a lo largo del paso tortuoso. Al final del paso tortuoso, una pequeña parte de la solución pasa, a través de una brecha, y sale del emisor, en el flange ubicado entre el núcleo y la camisa. Una serie de emisores, distribuyen la solución sobre la superficie del área de lixiviación. Están ubicados a intervalos deseados en la tubería emisora de polietileno y conectados al cabezal de solución. EMISOR EN LINEA “OREMAX”
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C O N C E P T O S T E O R IC O S Y OPERACIONALES DE EXTRACCION POR SOLVENTE
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HISTORIA DE LA EXTRACCION POR SOLVENTES La primera aplicación de la extracción por solventes data de 1842 en trabajos de Péligot para la extracción de uranio. Posteriormente este tipo de técnica empezó a aplicarse en el campo de la industria del petróleo, alcanzando un desarrollo significativo en la década del treinta. En el campo de la metalurgia su primera aplicación es en 1942, para purificar nitrato de uranio mediante el mismo proceso usado por Péligot cien años antes. Tal operación se realizó en Estados Unidos en el llamado proyecto Manhattan, cuyo objetivo era producir uranio para la primera bomba atómica. Este proceso fue inicialmente batch y en 1946 se cambió a continuo en contracorriente. A partir de entonces, el desarrollo de esta técnica fue notable y en los años sesenta, su campo de aplicación se amplió hacia la hidrometalurgia de los metales no férreos más comunes, como el cobre, níquel, cobalto y zinc. La recuperación del cobre reviste especial interés afianzándose como uno de los procesos más empleados comercialmente para la obtención de éste metal, hasta el punto que una parte significativa de la producción mundial de cobre se realiza actualmente aplicando SX a las soluciones de lixiviación de minerales oxidados pobres en cobre, seguida de electrólisis de la solución. El desarrollo histórico de SX y su aplicación a la separación de diferentes elementos, como la búsqueda de nuevos reactivos, cabe esperar que en el futuro aumenten las posibilidades de aplicación de esta técnica, en la que cada día se registran nuevos avances. Los factores que deben favorecer este desarrollo son, básicamente, la preocupación por la contaminación ambiental, demanda de metales escasos y de alta pureza, mayor complejidad en las minas y baja de las leyes, y la necesidad de recuperar subproductos como medio de disminuir los costos de producción.
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DEFINICION DE SX La extracción por solventes (SX), es un proceso utilizado en la metalurgia extractiva para la separación de diferentes sustancias en soluciones hidrometalúrgicas por medio de un reactivo orgánico inmiscible, con la solución acuosa. Este proceso sirve para purificar soluciones y para concentrar metales disueltos en un volumen de solución acuosa menor y recuperar el metal específico por electroobtención, precipitación química o cristalización. Para el caso específico del cobre, su mayor aplicación es concentrar el cobre en una solución adecuada para electroobtención, libre de impurezas nocivas y que permita operar con mayores densidades de corriente y obtener cátodos de alta calidad. ETAPAS La extracción por solventes, aplicada al cobre es una operación que comprende dos etapas separadas: a) La extracción propiamente tal, en la cual una solución acuosa que contiene cobre se contacta en contracorriente con una fase orgánica inmiscible en la acuosa. La fase orgánica contiene un reactivo que extraerá el cobre de la fase acuosa. El proceso de extracción está gobernado por las leyes de la química, aplicable a las reacciones involucradas y por los aspectos difusionales y operacionales de mezcla y separación de dos líquidos inmiscibles, de modo que facilite la transferencia del ion deseado desde la solución acuosa al solvente. b) Reextracción del cobre de esta fase orgánica por una solución acuosa fuertemente ácida. Esta solución absorbe el cobre incrementando su concentración y es utilizado como electrolito para la electroobtención. La etapa de reextracción da como resultado entonces: La producción de una solución acuosa de cobre más concentrada. La regeneración del reactivo orgánico y que es posible utilizar nuevamente. Una de las características importantes de la fase orgánica es que presenta bajas solubilidades para las impurezas presentes en la solución de lixiviación, de tal forma que el electrolito final tiene muy bajos niveles de concentración de ellas (sulfatos férricos y ferrosos, cloruros, sulfatos de aluminio, etc.). El ácido regenerado en la electroobtención retorna al circuito de reextracción para despojar de cobre la fase orgánica en donde lo transfiere a la fase acuosa, saliendo como electrolito cargado y de menor acidez. El refinado en cobre, adquiere un incremento en la acidez de tal forma que se recicla al sistema de lixiviación para aprovechar el ácido y aportar la fase acuosa de riego.
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El circuito de SX está ligado en forma continua con la electroobtención y con el sistema de lixiviación y deberá siempre tenerse en cuenta que el sistema LIX-SX-EW es uno solo, pues ciertos cambios operacionales de acidez en un circuito pueden tener efectos negativos en los otros. PROPIEDADES FISICAS Y QUIMICAS DEL EXTRACTANTE La fase orgánica para la extracción de cobre, está compuesta de la resina extractante catiónica líquida disuelta en un diluyente orgánico obteniendo una fase orgánica de baja viscosidad y densidad. La concentración del reactivo extractante en la fase orgánica oscila entre 5 20% v/v. Para recuperar el cobre en forma comercial usando SX, el reactivo extractante debe reunir ciertas propiedades que pueden ser utilizadas como guía para su elección, pero a menudo se encuentran en contraste y no es exagerado decir que no existe sustancia alguna que posea todas las propiedades para un buen efecto. Los requisitos que debe cumplir un reactivo extractante son: Extraer el cobre deseado selectivamente desde la solución acuosa que lo contiene. Ser reextraído por una solución acuosa desde la cual el cobre sea extraído por procesos simples (electroobtención). Ser estable en el circuito, de tal manera que circule sin que se degrade. Tener alta capacidad de carga a un pH y a una concentración dada del extractante. Alto grado de insolubilidad entre el extractante y el acuoso para evitar las pérdidas de orgánico en el refino. Baja toxicidad e inflamabilidad, esto con el fin de tener buenas condiciones de seguridad y estabilidad química. Baja formación de borra, la cual entorpece la etapa de separación de fases y produce los mayores arrastres de acuosos en el orgánico. CARACTERISTICAS DEL DILUYENTE La función principal del diluyente es disminuir la viscosidad de la fase orgánica y facilitar el contacto entre las fases. Debe cumplir con las siguientes propiedades: Capacidad para disolver el reactivo de extracción. Baja solubilidad en la fase acuosa, para evitar o disminuir al máximo las pérdidas por disolución en esta fase. Mezclarse bien con el reactivo con el fin de disminuir la viscosidad y facilitar el contacto entre las fases, permitiendo una buena separación de fases en el decantador. Ser estable químicamente. Tener un punto alto de inflamación. Baja toxicidad. 35
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Costo reducido. MECANISMOS DE LOS INTERCAMBIOS
En SX se distinguen cuatro clases de extractantes de metales caracterizados por su estructura y mecanismo de extracción de la especie extraída. a) Agentes de quelación. b) Extractantes ion - par. c) Extractantes ácidos orgánicos. d) Extractantes de solvatación o neutros. Para la extracción de cobre, los agentes de quelación han encontrado su mayor aplicación industrial dadas las condiciones de lixiviación ácida de las menas. Los extractantes quelantes utilizados industrialmente son moléculas orgánicas que operan reemplazando los átomos de hidrógeno de dos moléculas del extractante por un átomo de cobre de la solución acuosa, formando un complejo orgánico de cobre. La reextracción se desarrolla por la reversión de la reacción de extracción. La ecuación a continuación es una representación simplificada del proceso: extracción 2 RH + CuSO4 R2 Cu + H2SO4 reextracción En esencia, el sistema opera basado en un ciclo del ion hidrógeno, de tal forma que en la medida que la concentración de ácido sea decrecida la reacción tiende a incrementar la extracción y lo inverso a incrementar la reextracción. La selectividad está fuertemente influenciada por el pH de la fase acuosa y por lo tanto una buena separación está basada en el control del pH de esta fase. En la medida que el pH es bajo, el extractante presenta una mayor aptitud para la extracción. OPERACION PLANTA DE SX CONCEPTOS OPERACIONALES EMULSION Y COALESCENCIA: En su definición más sencilla la emulsión es la formación de gotas pequeñas; la coalescencia es lo inverso, es decir, el aglutinamiento de las gotas pequeñas en gotas grandes. Estos dos procesos fundamentales en la operación de SX, se verifican en el mezclador y decantador respectivamente. Si bien es cierto, que la emulsión favorece la cinética de intercambio debido a que una distribución de gotas más finas producirán un aumento de la velocidad de reacción o una disminución del tiempo de retención necesario, lo cual significa mayores flujos volumétricos o un reactor más pequeño, pero por otro lado, la
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distribución de tamaños más finos disminuirá la velocidad de separación de fases, lo cual significan menores flujos o un decantador más grande. Estos efectos, que son opuestos, deben manejarse y balancearse muy bien, de tal modo de optimizar el trabajo del mezclador/decantador. BANDA DE DISPERSION: Un equipo de SX se compone de una cámara de mezcla y una cámara de decantación. En la cámara de mezcla se produce la reacción de extracción (o de reextracción), mediante la dispersión de una fase en otra. En la cámara de decantación las fases dispersas se separan pasando cada una a la etapa siguiente en contracorriente. Cuando la dispersión generada en el mezclador entra a la cámara de decantación forma una zona heterogénea en la interfase entre las dos fases separadas. Esta zona heterogénea se denomina banda de dispersión. El espesor de esta banda de dispersión es una de las variables de operación más importante del decantador. CONTINUIDAD DE FASES: Cuando se mezclan dos fases inmiscibles mediante un agitador, una de ellas debe encontrarse dispersa en la otra fase. La continuidad tiene gran importancia en los arrastres físicos de una fase en la otra después de la decantación. Se pueden presentar dos casos: a)
Acuoso continuo
b)
Orgánico continuo
: Pequeñas gotas de orgánico están dispersas en la fase acuosa. La mezcla en acuoso continuo conducirá la corriente eléctrica. : Pequeñas gotas de acuoso están dispersas en la fase orgánica. La mezcla orgánico continuo no conducirá la corriente eléctrica.
ARRASTRES: La continuidad tiene gran importancia en los arrastres y separación, debido a que normalmente se producen contaminaciones que afectan no solo a SX propiamente tal, sino también a las operaciones anteriores y posteriores. La cantidad de arrastres es una función del reactivo, del diluyente, del tiempo de residencia, del diseño del decantador, del diseño de los agitadores, de la temperatura, y principalmente de los sólidos en suspensión que vienen en la solución rica proveniente del sistema de lixiviación en pilas. Los arrastres no son fáciles de determinar, porque las muestras representativas de las fases son difíciles de obtener en pequeños equipos, que son usados para medir arrastres. El arrastre o contaminación O/A, es el volumen de orgánico que es arrastrado por la fase acuosa. Esta contaminación representa una pérdida del reactivo. El arrastre o contaminación A/O, es el volumen de acuoso que es arrastrado por la fase orgánica. Esta contaminación debe ser controlada ya que el orgánico cargado, al pasar de las etapas de extracción a reextracción, produce un aumento en las concentraciones de impurezas en el electrolito.
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BORRA: La borra es una emulsión estable compuesta de sólidos, acuoso y orgánico y que puede ser generada incluso en ausencia de sólidos arrastrados. La borra difiere notablemente de una planta de SX a otra. La cantidad de borra generada depende de muchos factores a saber: sólidos en la fase acuosa, la turbiedad de la fase acuosa, reactivos provenientes de otros procesos y contaminantes que pueden entrar al sistema, tales como aceites lubricantes. Una pequeña cantidad de borra no será perjudicial, incluso tiene un efecto beneficioso en la separación de fases, porque actúa como un coalescedor. Una gran cantidad de borra aumentará el consumo de reactivo y si se mueve de un agitador a otro producirá emulsiones más estables que pueden resultar en una operación incontrolada y una emulsificación total de la planta. NIVELES DE IMPUREZAS: Los niveles de impurezas en las soluciones de lixiviación tienen gran importancia desde tres puntos de vista: 1) El primero es un efecto tampón que puede aumentar la eficiencia de extracción por solventes. 2) El segundo es un efecto físico en términos de viscosidad del fluido y de atrapamientos de impurezas de la solución de lixiviación al circuito de electroobtención. 3) El tercero es un efecto de selectividad que puede significar una degradación más acelerada por envenenamiento del extractante. ACIDEZ / pH: Es un parámetro que está definido por la optimización de las condiciones de lixiviación con la debida consideración del efecto que puede producir en SX. Hay un efecto negativo de la acidez en la eficiencia del proceso de SX, por lo cual se ha definido como rango óptimo de pH, valores de 1,5 a 2,0. TEMPERATURA: La temperatura tiene un efecto significativo en las características de separación de fases y en menor medida sobre la cinética de extracción, dependiendo de las características del extractante. AGITACION: El mecanismo de agitación cumple con dos funciones en el proceso de SX: a) Producir una dispersión apropiada de las dos fases para que ocurra la reacción química. b) Bombear las fases acuosa y orgánica interetapas y recirculaciones en una misma etapa. Al aumentar la velocidad de agitación es posible hasta ciertos límites, obtener una dispersión más fina y mejorar por lo tanto las eficiencias por etapas, pero aumentan considerablemente las contaminaciones de una fase en otra y los consumos de energía. Además existe el peligro de que se produzca un sobremezclamiento que resulta en una difícil separación de las fases con un aumento excesivo de bandas y de arrastres.
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CARGA MAXIMA: Es la cantidad máxima de cobre expresada en gr/lt, que el reactivo es capaz de aceptar, por cada unidad de porcentaje de concentración de esta reactivo v/v en la fase orgánica. TRANSFERENCIA NETA: Se define como la cantidad efectiva de cobre que es transferida por el reactivo, expresada en gr/lt por cada 1% de reactivo en v/v. O bien es la diferencia entre las concentraciones de cobre del orgánico cargado y descargado expresado en gr/lt por cada unidad de porcentaje de concentración volumétrica del reactivo en la fase orgánica. Cu (O.C.) - Cu (O.D.) = % reactivo v/v T.N.
Cu (O.C.) Cu (O.D.) T.N.
= Cobre en orgánico cargado. = Cobre en orgánico descargado. = Transferencia neta. BALANCE DE MATERIALES
Cobre extraído: FSR x 24 x (CuSR - CuRF) kg/día = Flujo solución rica en m3/hr. = gr/lt de cobre en solución rica. = gr/lt de cobre en refino.
FSR CuSR CuRF
Cobre transferido: FO x 24 x (CuOC - CuOD) kg/día = Flujo de orgánico en m3/hr. = gr/lt de cobre en orgánico cargado. = gr/lt de cobre en orgánico descargado.
FO CuOC CuOD
Cobre reextraído: FEL x 24 (CuER - CuEP) kg/día
FEL CuER CuEP
= Flujo de electrolito en m3/hr. = gr/lt de cobre en electrolito rico. = gr/lt de cobre en electrolito pobre.
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CONTROLES OPERACIONALES EN SX
RAZONES O/A
Razón O/A total: Es la razón entre el flujo de orgánico y el flujo de acuoso que se alimenta a los mezcladores de cada etapa. - O/A extracción = FO / FSR - O/A reextracción = FO / FEL Razón O/A operacional: Se define por la razón de los flujos de orgánico y acuoso, pero considerando las recirculaciones internas de uno de los dos flujos. - O/A operacional =
F O + RO F A + RA
RO RA
: Flujo recirculación de orgánico. : Flujo recirculación de acuoso.
CONTINUIDAD DE FASES
En general una planta de SX teóricamente debe trabajar ya sea en continuidad acuosa u orgánica en las diferentes etapas, partiendo de la base que los flujos principales de salida de cada etapa no deben llevar la otra fase arrastrada, de acuerdo a: E-1 : el flujo de orgánico no debe llevar acuoso, por lo tanto trabajar en acuoso continuo. E-2 : El flujo de refino no debe llevar orgánico, por lo tanto trabajar en orgánico continuo. W : El flujo de orgánico no debe llevar acuoso, por lo tanto trabajar en acuoso continuo. S-1 : El flujo de electrolito no debe llevar orgánico, por lo tanto trabajar en orgánico continuo. S-2 : El flujo de orgánico no debe llevar acuoso, por lo tanto trabajar en acuoso continuo.
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En la práctica, cada planta debe acomodarse a su propia conveniencia, teniendo siempre en cuenta trabajar con las continuidades que produzcan los menores arrastres posibles. Debemos recordar siempre que la fase que no es continua, es la que lleva el menor arrastre. Para el caso en que debido a los altos contenidos de una cantidad excesiva de borra, es preferible operar en continuidades orgánicas, para así permitir poder mantener la borra en la interfase. El peligro de mantener con continuidad acuosa en E-1 permite que se produzca un arrastre indeseable de borra, por cuanto
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sobrenada en la superficie y es descargada junto con el orgánico cargado en el mezclador de la etapa de lavado produciendo en este un aumento de emulsiones estables que aumentan los contaminantes y arrastres en el flujo de orgánico que va hacia las etapas de reextracción y del circuito en general. Estos arrastres de borra producen lejos los mayores arrastres de contaminantes que los arrastres de acuoso en orgánico. ACUOSO CONTINUO
Principio de operación acuoso continuo La relación de fase Acuoso Continuo se caracteriza por la presencia de gotas de orgánico en una matriz de solución acuosa continua. Una de las características de la operación de un mezclador/decantador es que la fase que no es continua tiene el menor arrastre de las dos. En la extracción de la primera etapa, la fase de la solución acuosa se transfiere a la segunda etapa para mayor tratamiento. Sin embargo, el orgánico está saliendo del sistema de extracción y debe estar lo más limpio posible. Por lo tanto, es importante mantener la fase acuoso continuo en la primera etapa, para que la fase de orgánico sea lo más limpio posible. De lo contrario, las gotas de solución acuosa arrastrada al 41
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orgánico pasarían a la etapa de lavado. Las impurezas en las gotas de solución acuosa harían contacto con el electrolito en la sección de separación, contaminando con impurezas el electrolito que ingresa a la celda de electroobtención. Esto tiende a crear cátodos impuros en la batería de estanques de electroobtención. Un sensor de conductividad inmerso en el líquido de la cámara mezcladora indica si el mezclador/decantador está funcionando en acuoso continuo o no. En una condición acuoso continuo, el sensor indicará conductividad relativamente alta, debido a que la fase de solución acuosa es un buen conductor. Si la continuidad de la fase cambia, la conductividad disminuye. ORGANICO CONTINUO
Principio de operación de orgánico continuo La relación de la fase Orgánico Continuo se caracteriza por la presencia de gotas de solución acuosa en una matriz de orgánico. Es importante mantener continuidad de orgánico en la segunda etapa de extracción, debido a que la fase no continua en la mezcla contiene el mínimo arrastre de la otra fase después de la separación. Puesto que la solución pobre sale del proceso de extracción, debería contener la menor cantidad de arrastre posible. Por lo tanto, la extracción de segunda etapa se opera en orgánico continuo. 42
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Un sensor de conductividad inmerso en el líquido de la cámara mezcladora indica si el mezclador/decantador E-2 está funcionando en orgánico continuo o no. En una condición orgánico continuo, el sensor indicará conductividad relativamente baja, debido a que la fase de orgánico es un mal conductor. Si la continuidad de la fase cambia, la conductividad aumenta. Una alarma indica esta condición no deseada.
SOLIDOS EN SUSPENSION
Como se ha dicho anteriormente los sólidos en suspensión de la solución rica y que son productos de las operaciones de lixiviación, son altamente perjudiciales para una operación estable de un circuito de SX, originando los principales problemas de arrastres y contaminaciones con consecuencias nefastas en los costos por pérdida del reactivo orgánico y calidad de los cátodos producidos. Con el fin de mantener la producción y producir un cátodo de la más alta calidad, es que los sólidos en la solución rica deben mantenerse siempre en concentraciones que no superen los 5 ppm. Para lograr esta calidad operacional deben de tenerse en cuenta las siguientes variables operacionales: Para el caso que los sólidos en suspensión estén siempre en valores mayores de concentración que lo descrito, deben revisarse cuidadosamente las variables de operación del sistema de lixiviación, especialmente las tasas de riego que tienen las mayores influencias. Tener un sistema de adición de reactivos floculantes que permita dosificarlo ya sea en forma permanente o batch, para decantar los sólidos, teniendo en cuenta que los floculantes tienen su mayor reactividad en concentraciones bajas que no superen los 2 ppm. Para el caso que se produzcan repentinos aumentos de sólidos en la solución rica, a valores que superen los 40 ppm, es conveniente bajar los flujos en un 50% para permitir un tiempo de decantación razonable en los ponds de alimentación a SX. Para casos extremos en que los valores de estas concentraciones de sólidos superen los valores descritos es conveniente detener la planta para evitar daños mayores que originen grandes arrastres y contaminaciones en desmedro de la calidad de los cátodos y costos. Es preferible parar la planta una hora y solucionar el problema y partir después rápidamente sin arrastres, que seguir operando con las consecuencias descritas.
TIEMPO DE SEPARACION DE FASES
Los controles de los tiempos de separación de fases, deben llevarse diariamente porque permiten determinar si el orgánico está sufriendo alguna degradación o algunos contaminantes se han incrementado producto de arrastres. Estos controles deberán fijarse a una pauta determinada, por ejemplo, que siempre sea inferior a un minuto. Si supera este valor, el orgánico deberá lavarse y
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filtrarse de acuerdo a los procedimientos establecidos y que permitan restaurar sus condiciones extractivas en forma óptima. El tiempo de separación de fases está influenciado por: - Velocidad de agitación. - Temperatura. - Arrastre de aire en los flujos de entrada a los mezcladores. - Sólidos en suspensión. - Viscosidad.
BANDA DE DISPERSION
En los diseños modernos, se ha visto la conveniencia de colocar un segundo picket fence con el fin de asegurar una buena coalescencia para evitar al máximo los arrastres. El primer picket fence actúa más bien como distribuidor homogéneo de los flujos, pero la colocación en distancia del primero respecto del segundo debe ser de tal forma de poder mantener una alta banda de dispersión, cuyo beneficio es mejorar los intercambios y la coalescencia. La banda de dispersión inmediatamente aguas abajo del segundo picket fence debe ser prácticamente cero.
BANDA DE ORGANICO
La banda de orgánico está definida por la velocidad lineal del flujo de orgánico en el decantador y debe ser siempre igual o menor a 3 cm/seg. Comúnmente está del orden de 30 cm y no es conveniente aumentarla debido al peligro de arrastrar orgánico al aumentar la velocidad del acuoso. La banda de orgánico se opera moviendo el vertedero móvil del acuoso, pero en operación normal jamás debe cambiarse. Solo se regula en la puesta en marcha de la planta.
VELOCIDAD DE AGITACION
El concepto de velocidad de agitación se basa principalmente en la necesidad de mejorar las cinéticas de intercambio. En la medida que aumenta la velocidad de agitación, si bien es cierto, se mejoran las cinéticas de intercambio, pero ciertas variables operacionales se desmejoran notoriamente, a saber: - Aumentan los arrastres O/A y A/O. - Aumentan los tiempos de separación de fases. Esto se debe a que se producen emulsiones más estables por la alta producción de gotas muy pequeñas de la fase dispersa. La calidad de la operación de una planta de SX, se basa en minimizar los arrastres que puedan perjudicar operaciones anteriores y posteriores.
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Para evitar esto es conveniente y razonable operar con las mínimas r.p.m. en los mezcladores, entendiéndose como mínimas las necesarias que no entorpezcan el traspaso normal de los flujos interetapas. Es aconsejable, en beneficio de disminuir los arrastres, sacrificar un poco las cinéticas de intercambio, por cuanto esta variable se puede controlar aumentando las razones O/A total y/o aumentando la concentración del extractante para dar la misma transferencia. MEZCLADOR DECANTADOR
Principio de operación de un mezclador/decantador El mezclador de bomba bombea orgánico y soluciones acuosas dentro del mezclador/decantador. El impulsor del mezclador de bomba saca el orgánico y la solución acuosa del área del fondo falso y los mezcla minuciosamente de forma que el cobre se pueda extraer fácilmente. L mezcla se mueve alrededor de deflectores y se combina aún más mediante los mezcladores de turbina durante el tiempo de residencia requerido, el cual corresponde a 2 o 3 minutos con caudales nominales. La mezcla fluye desde el último mezclador de turbina hacia el decantador y se distribuye uniformemente por todo su ancho por medio de tres topes en punta. El decantador proporciona un área relativamente libre de movimiento donde se pueden separar el orgánico y la solución acuosa. En el decantador las fases se 45
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separan en una capa de solución acuosa y otra de orgánico. La posición vertical de la interfaz acuosa/orgánica se controla mediante esclusas ajustables en el extremo opuesto al decantador. ESCLUSAS DE ORGANICO Y SOLUCION ACUOSA
Principio de operación de esclusas de orgánico y solución acuosa La altura de la esclusa de orgánico se ajusta aumentando o disminuyendo la altura de las placas individuales de la esclusa, las que se ubican a lo largo del ancho de la esclusa fija en el extremo de descarga del decantador. La altura de las placas de la esclusa se puede ajustar sobre un rango de 40 mm por medio de orificios ranurados en las placas. Las esclusas de orgánico se nivelan durante la partida y normalmente no se ajustan con posterioridad. La esclusa de solución acuosa se ajusta con ruedas manuales. El control total de la altura de la interfaz acuosa/orgánica se logra normalmente ajustando la esclusa de solución acuosa. El orgánico es más liviano que la solución acuosa. En consecuencia, este flota en la superficie de la solución acuosa y rebalsa su esclusa hacia la canaleta de orgánico. La solución acuosa más pesada fluye bajo las canaletas y luego rebalsa su esclusa hacia la canaleta de solución acuosa.
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FUNDAMENTOS TEORICOS
El fundamento básico del proceso de extracción por solvente (SX) es la reacción química del intercambio ionico, entre el ion del elemento metálico y un ion H+ del compuesto orgánico (resina extractante), que da origen así a un complejo organo/metálico o quelato, que es soluble en la fase orgánica y que se separa entonces por esta vía de los otros elementos impurezas, que permanecen solubles en la fase acuosa residual, o refino como se le denomina. Por otra parte, basándose en la reversibilidad de la reacción química de extracción, el metal extraído es posible reextraerlo por otra fase acuosa desde el solvente orgánico, por el simple mecanismo de cambio de pH, con lo cual se invierte el sentido de la reacción química general. (M+2 - SO4-2) + 2 (RH) acuoso orgánico
(R2 - M) + (2H+ - SO4-2) orgánico acuoso
Para el caso del cobre se han formulado resinas orgánicas o extractantes que operan de acuerdo a esa reacción general, que permite generar un esquema de proceso en dos etapas, de acuerdo a la reacción: EXTRACCION (Cu+2 - SO4-2) + 2 (R - H) acuoso orgánico
(R2 - Cu) + (2H+ - SO4-2) orgánico acuoso
REEXTRACCION En un esquema global, para la obtención de cobre utilizando el proceso de extracción por solventes, se ha elaborado la siguiente configuración o diagrama del proceso a partir de la reacción anterior:
AGUA
Cu+2 Impurezas H+ débil
RH (descargado)
Cu+2 (puro y concentrado)
SX
MINERAL LIXIVIACION
EXTRACCION
REEXTRACION
ELECTRO OBTENCION
Cu0
Cátodo de alta pureza
ACIDO SULFURICO
Cu+2 (débil) + H mayor Impurezas
R2 Cu (cargado)
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Cu+2 (E.P.) + H (alta)
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Para que este esquema de proceso pueda funcionar eficientemente de acuerdo a lo esperado, se requiere: que los extractantes y solventes utilizados posean un conjunto de características bien definidas, que están determinadas por sus formulaciones y por los procesos de fabricación y purificación que los originan. Por otra parte, la forma en que se lleva a cabo el proceso, los parámetros que lo definen y las ventajas de su aplicación, definen las características del proceso.
CARACTERISTICAS DE LOS EXTRACTANTES
Los reactivos orgánicos, que en la reacción química de intercambio hemos representado con la fórmula R-H son del tipo hidroxifenil oxima, o agente quelante, por la forma en que el ion metálico se engancha o fija al extractante orgánico. Pertenecen a esa estructura general dos clases diferentes de reactivos, según su estructura y propiedades: las aldoximas que tienen un hidrógeno como sustitución en el radical “A” de la fórmula estructural y son de gran fuerza extractiva, y las cetoximas, que poseen un CH3 o un C6 H5 en el radical “A” y son de moderada fuerza extractiva. Aldoximas y Cetoximas tienen dos posibles sustituciones en el radical “R”: puede ser un radical nonil o un radical dodecil.
H-O NOH
A
C9 H19 R= C12 H25
R
H “Salicilaldoxima” A= C6 H5, CH3 “Cetoxima”
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En la reacción química de intercambio ionico, uno de los parámetros más importantes, que controla el equilibrio de la reacción o el sentido del desplazamiento de ésta es el contenido de ácido de la fase acuosa, de ahí que el comportamiento o las características de extracción de cobre de un reactivo esté regido por la acidez del medio. Lo mismo sucede con varios otros elementos que bajo ciertas condiciones de pH pueden ser extraídos, por ejemplo a pH 2.0 el cobre (II) es fuertemente extraído, el fierro férrico es débilmente extraído, mientras que él Ni y Co (II) no son extraídos. Sin embargo a pH > 4 los cuatro metales son fuertemente extraídos. Las cetoximas fueron los primeros reactivos que se usaron comercialmente (hidroxioximas) y en forma exclusiva por alrededor de 12 años. Tienen algunas propiedades sobresalientes y se comportan muy bien con soluciones de lixiviación algo temperadas (>15oC) y con pH superior a 1.7 - 1.8; adolecen de la fuerza extractiva necesaria para obtener altas recuperaciones de cobre desde las soluciones de lixiviación que contienen concentraciones de cobre mayores o que tienen bajo pH. Las aldoximas se desarrollaron para resolver el problema de falta de fuerza extractiva de los reactivos tipo cetoxima. Su característica más relevante, la alta fuerza extractiva, tiene sin embargo un lado débil: cuando se usa solo este tipo de extractantes tienen tal fuerza extractiva que el cobre no se reextrae bien con un electrolito típico de electroobtención. Como resultado, la transferencia neta de cobre de un aldoxima es baja y por esta razón, estos extractantes se usan en combinación ya sea con un modificador de equilibrio o con una cetoxima. Los modificadores de equilibrio son compuestos orgánicos polares, generalmente alcoholes de cadena larga, nonilfenol o ciertos éteres que debilitan la fuerza extractiva de los extractantes; se utiliza cierta cantidad de modificador para facilitar la reextracción mientras se mantenga una alta fuerza extractiva. En teoría se podría formular un gran número de diferentes reactivos cambiando el modificador, mezclando modificadores y/o modificando la relación extractante/modificador en un extenso rango, sin embargo por varias razones, es poco lo que se gana por este camino, por lo que los fabricantes ofrecen unas pocas formulaciones diferentes. Es interesante hacer notar que el uso de modificadores de equilibrio genera ciertos problemas específicos; aumenta la viscosidad de la fase orgánica y también la formación de borras con ciertas soluciones de lixiviación. Adicionalmente, el nonilfenol tiene efectos nocivos en ciertos materiales de construcción usados en las plantas y por otra parte algunos modificadores aumentan la degradación del reactivo y/o decrece la selectividad Cu/Fe. Si la proporción de modificador presente es muy alta, a menudo se afectan adversamente algunas propiedades físicas o características del reactivo (por ejemplo: viscosidad y generación de atrapamientos). Mezclas de cetoximas/aldoximas sin modificadores de fases tienen en la actualidad un extenso uso en el proceso de SX para cobre. Estas mezclas tienen la ventaja de combinar la alta fuerza extractiva y rápida cinética de las aldoximas con las buenas características físicas de operación y estabilidad de las cetoximas; las mezclas se pueden efectuar en un amplio rango de proporciones permitiendo adecuarlas a las características específicas de las soluciones a tratar. 49
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Por ejemplo una mezcla 1:1 de cetoxima/aldoxima se considera un extractante fuerte, no tan poderoso como una aldoxima modificada pero con características mejores en separación de fases, en generación de borras, en selectividad y estabilidad. Una comparación general de las propiedades y características de los reactivos cetoximas, aldoximas y mezclas cetoximas/aldoximas se da en la tabla siguiente: PROPIEDADES Y CARACTERISTICAS DE LOS REACTIVOS PROPIEDADES
CETOXIMAS
ALDOXIMAS
MEZCLA
Fuerza extractiva
Moderada
Muy fuerte
Según requerimiento
Reextracción
Muy buena
Regular
Según requerimiento
Selectividad Cu/Fe
Excelente
Excelente
Excelente
Cinética de extracción
Rápida
Muy rápida
Rápida
Separación de fases
Muy buena
Muy buena
Muy buena
Estabilidad
Muy buena
Muy buena
Muy buena
Generación de borras
Mínima
Variable
Baja
COMPONENTES PUROS ALDOXIMAS Nonil Aldoxima
= LIX 860 NI
Dodecil Aldoxima
= LIX 860 I
CETOXIMAS Nonil Cetoxima
= LIX 84 I
CARACTERISTICAS DEL PROCESO DE SX Como consecuencia de las características de los extractantes para cobre y de las propiedades que tienen cuando se encuentran diluidos en un vehículo kerosénico, hoy en día es posible desarrollar y configurar procesos de SX, que presenten ventajas innegables para el tratamiento de las soluciones obtenidas de la lixiviación de minerales oxidados o de sulfuros secundarios, para la producción de cátodos metálicos de alta pureza. La ventaja de la aplicación de esta metodología frente a otras que han ido quedando obsoletas, reside en las características relevantes que hacen atractiva su aplicación:
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Permite el tratamiento de soluciones de muy bajo contenido de cobre, que antes no resultaba rentable recuperar. Permite la purificación y concentración de las soluciones, independientemente de la cantidad y tipo de impurezas que posea. Permite obtener un producto final de alta pureza, del cual se puede llegar directamente al alambrón de cobre. Antes para lograrlo se debía hacer a través de una vía pirometalúrgica de altísimo costo. Los costos de producción son atractivamente bajos. Es una tecnología limpia, no contaminante, que cumple cabalmente con las regulaciones ambientales más exigentes que existen en la actualidad. Permite la recuperación de otras especies de valor, utilizando etapas intermedias o tecnologías diferentes. Operacionalmente es de fácil manipulación, su equipamiento es simple y permite procesar volúmenes grandes. Es un proceso que por su simpleza y estabilidad requiere dotaciones de personal muy pequeñas. Se le puede dar gran flexibilidad a su diseño, permitiendo así absorber cualquier detención parcial de equipos, sin parar el proceso.
MEZCLAMIENTO
La operación de mezclamiento dentro del proceso de SX es el requisito básico para obtener la reacción de intercambio, que permite la purificación, concentración y obtención final de cobre metálico; con el mezclamiento se genera una dispersión de ambas fases que facilita la transferencia química, pero luego se requiere que haya buena separación de estas. En ocasiones se generan dispersiones estables que no tienen buena separación. Hay tres clases de dispersiones estables de interés en los sistemas de extracción por solvente para cobre: Las borras que se acumulan principalmente en la interfase orgánico/acuoso en los decantadores. Los atrapamientos de orgánico en acuoso que contaminan el electrolito con solución orgánica y que también producen significativas pérdidas de la fase orgánica por la vía de salida del refino. Los atrapamientos de acuoso en el orgánico que proveen un mecanismo para transferir impurezas ionicas de la solución fuerte de lixiviación a la solución electrolito. Los atrapamientos en general se presentan como sistemas estables debido a que el pequeño tamaño de las gotas reduce significativamente la magnitud de las fuerzas que las conducen e impulsan hacia la interfase O/A y su posterior integración a la fase continua.
RUPTURA MECANICA
Tres formas posibles de ruptura mecánica son: Centrifugación. 51
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Ruptura mecánica. Control en el mismo lugar.
CONTROL DE LOS ATRAPAMIENTOS O/A
Los atrapamientos de orgánico en acuoso son microgotas de solución orgánica que no coalescieron en los decantadores y que son transportadas por electrolito rico al circuito de electrodepositación o por la solución refino al circuito de lixiviación. Las pérdidas de orgánico tienen un significativo efecto en el costo operacional y también afectan la calidad catódica (orgánico quemado), corrosión anódica, riesgos de incendio de las naves electrolíticas y demandan una gran cantidad de mano de obra para la limpieza de las celdas y circuitos.
PREVENCION DE LOS ATRAPAMIENTOS O/A
Algunas opciones para prevenir los altos arrastres O/A son: Uso de floculantes apropiados compatibles con la estabilidad química y física de la fase orgánica. Minimización de la generación de borras, que son poderosos emulsificadores. Restaurar propiedades de separación de fases al orgánico removiendo tensoactivos, con tratamientos de arcillas activadas. Operando las etapas E-2 y S-1 en continuidad orgánica.
REMOCION DE ATRAPAMIENTOS O/A DEL ELECTROLITO
Entre los métodos de remoción de gotas de orgánico de las soluciones acuosas se pueden mencionar: Filtros de arena-antracita (granate-antracita). Columnas empacadas de carbón activado. Post decantadores. Celdas de flotación columnares. Filtro Chuqui con lecho empacado de polipropileno. Filtros presurizados Spintek.
FILTROS ARENA-ANTRACITA
Su principal ventaja es que se trata de una tecnología bien conocida. Sus desventajas son: Alto costo de inversión. Falso fondo filtrante y paredes expuestas a continua abrasión. Alto costo de mantención. La eficiencia disminuye drásticamente a medida que aumentan los niveles de atrapamientos orgánicos alimentados. Podría requerirse una etapa de filtración previa. 52
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Partículas finas bloquean las boquillas. Retrolavados a lo menos cada 16 horas con requerimiento de consumo de grandes volúmenes de agua y aire. Se requieren instalaciones adicionales para carguío y descarga. Disposición sofisticada y alto requerimiento de instrumentación.
POST DECANTADOR
Sus características relevantes son: Alta inversión. Eficiencia no superior al 40%. Es solo un equipo complementario para una filtración final. Alta necesidad de remoción de natas y materiales con partículas sólidas. Mangueras con microporos mejoran su eficiencia.
CELDA DE FLOTACION
Sus características relevantes son: Baja eficiencia para bajo nivel de atrapamientos. Gran inversión para unidades de alta capacidad. Es solo complementario para una filtración final.
FILTRO CHUQUI EMPACADO
Es un depósito con lecho empacado de material de polipropileno en forma de filamentos enfardados en bolsas de mallas. El lecho es de baja densidad aparente, altamente poroso y de gran superficie específica, apropiado para retener gotas de orgánico y finas partículas sólidas, las cuales se remueven después retrolavando con aire y agua. Ventajas de filtro Chuqui: - Menor costo de inversión y de operación. - Operación simple. - Bajo requerimiento de mantención. - El lecho se mantiene operativo después de dos años de uso. - Necesidad de retrolavado cada cuatro días. Involucra bajo consumo de agua y aire y gran disponibilidad operacional del equipo. - Bajas pérdidas de electrolito. - Eficiente para un gran rango de concentraciones. - Disposición simple. - No requiere etapas preliminares de filtración o limpieza, se alimenta directamente desde stripping. - Operación gravitacional. - Materiales de construcción de bajo costo. - Sistema de control e instrumentación simple.
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FILTRO SPINTEK
Depósitos presurizados, construidos en acero inoxidable 316-L SS con lechos filtrantes de granate-antracita y con placa matriz de PVC. Es de características bastante similares al filtro de arena-antracita.
FILTRACION DE ELECTROLITO
Antes de que el electrolito se procese en la batería de estanques de electroobtención, se filtra para eliminar el orgánico que queda y los sólidos arrastrados. El uso de electrolito limpio y sin orgánico es importante para producir cobre electroobtenido de alta calidad en la batería de estanques. La siguiente descripción es para filtrado combinado de electrolito del tren A y B. NOMBRE DEL EQUIPO
TAG DEL EQUIPO
Estanque de alimentación del filtro (post decantador)
500 - TK - 020
Bombas de alimentación del filtro
500 - PP - 010 y 011
Filtros de electrolito
500 - FL - 001-002-003-004-005
Estanque de alimentación a retrolavados
500 - TK - 027
Bomba de recuperación de orgánico recuperado de retrolavados
500 - PP - 026
Estanque decantador de retrolavados
500 - TK - 029
Bombas de retrolavados
500 - PP- 014 y 015
Estanque de orgánico recuperado de retrolavados
500 - TK - 053 (borras)
Sopladores
500 - FN - 001 y 002
El electrolito rico final de las etapas de reextracción se pasa a través de un post decantador para remover la mayor parte de cualquier arrastre de orgánico. En este equipo se inyectan microburbujas de aire para aumentar la coalescencia. Periódicamente se remueve el orgánico restringiendo la salida y permitiendo que el nivel de acuoso suba y desplace el arrastre de orgánico hacia un vertedero 54
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recolector, desde donde se colectará en un estanque de 2 m3 para posteriormente ser bombeado hacia la planta de tratamiento de borras. El electrolito sale del post decantador mediante un vertedero de flujo inferior hacia un pozo de bombas, el cual tiene un volumen suficiente para proveer 5 minutos de tiempo de residencia. Desde este estanque el electrolito es transferido a la electroobtención vía una instalación de filtros para remover cualquier orgánico restante. Durante la operación normal del filtro de electrolito, el electrolito filtrado es entregado al estanque de electrolito rico. La sección de filtros está compuesta de filtros de medio dual de sílice y antracita-arena. Periódicamente estos se lavan y durante el retrolavado se mantiene constante el flujo en los filtros mediante una instalación 4+1 (cuatro en operación, uno stand-by). El retrolavado de los filtros se realiza con agua o electrolito. FILTRO SPINTEK
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Principio de operación filtro Spintek El electrolito rico ingresa por la parte superior del filtro de acero inoxidable 316-L a través de un distribuidor ubicado sobre la capa de materiales del filtro. Dentro del filtro, dos capas de materiales realizan el filtrado y coalescencia reales. Estas capas de filtrado descansan sobre una capa inferior de arena que llena el volumen vacío en el fondo del filtro. La capa superior del filtro es carbón con formas irregulares (antracita), que es un coalescedor para el orgánico. La capa de antracita tiene 600 mm de grosor y protege la siguiente capa, que es granate, para que el orgánico no la cubra. La capa de granate tiene 600 mm de grosor y filtra los sólidos finos en la corriente de electrolito. Con el tiempo, los materiales del filtro se enriquecen con orgánico o se obstruyen con sólidos y se deben retrolavar. El retrolavado consiste en limpiar con aire para soltar el material filtrado, seguido por un enjuague ascendente de la capa de materiales para eliminar las partículas filtradas y el orgánico. El retrolavado elimina y lava las partículas filtradas. Los filtros de presión están diseñados para operación automática, con inicio de retrolavado basándose en la disminución de presión en la capa de materiales o según el tiempo transcurrido. Además, el retrolavado puede iniciarse manualmente desde el DCS o PLC local (terreno). MANEJO DE BORRAS Y TRATAMIENTO DE ORGANICO El término borras, usado en extracción por solventes, se refiere a una emulsión estabilizada que generalmente se forma en la interfaz, entre las fases de orgánico y solución acuosa. En general, las borras se componen de solución orgánica, productos de reacción del orgánico, emulsión de solución acuosa/orgánico extremadamente fina y estable, material inorgánico coloidal y posiblemente formaciones de hongos o bacterias. Las borras tienden a juntarse en el extremo de descarga de los decantadores, aunque pueden extenderse por toda el área del decantador. Las borras pueden contaminar el electrolito, produciendo una calidad catódica insatisfactoria. Además, las borras se pueden transportar a la solución refino, que fluye a la piscina de solución pobre, lo que genera una considerable pérdida de orgánico. Ponga atención a la siguiente importante afirmación: Si cantidades apreciables de borras se mueven desde los decantadores hacia los mezcladores adyacentes, se formará una emulsión estable de solución acuosa/orgánico. Esta emulsión evita la separación de solución acuosa/orgánico y puede forzar la parada del tren de extracción por solventes. Para evitar que se acumulen borras en los mezcladores/decantadores, estas se extraen periódicamente con bombas portátiles con diafragma doble y operadas por aire. Cada planta tiene borras con características propias, dependiendo del tipo de material tratado y de los componentes indeseables que lo acompañan (especialmente arcillas). Por esta razón no es posible dar una solución que sirva en todas las plantas y deberá experimentarse hasta encontrar el proceso más eficiente. 56
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RUPTURA MECANICA Consiste en romper mecánicamente (por medio de agitación) la borra extraída de la planta de SX para recuperar el orgánico, dada la relevancia que el reactivo tiene en el costo operacional del área de extracción por solventes. La ruptura mecánica es un proceso tipo batch. Se agrega una corriente lateral de orgánico en el TK-022 (hasta un 50% de su capacidad), para asegurarse que la agitación de las borras se produzca en la fase orgánico continuo. Luego se agrega la borra hasta completar un 80 o 90% de la capacidad del estanque (criterio operacional). Después de un periodo de agitación y decantación, las borras tratadas se separan en capas de orgánico y solución acuosa más una pulpa de sólidos. También puede haber una capa de borras secundarias, que requieren mayor tratamiento con el próximo batch. Después de la decantación, la pulpa y solución acuosa del estanque de tratamiento de borras, se drenan hacia el sumidero de SX. Normalmente el orgánico recuperado del batch realizado, se filtra en el filtro de tratamiento con arcilla, para eliminar los sólidos residuales que no se separaron en el momento de la decantación. RUPTURA MECANICA Adición de borra
Orgánico recuperado
Orgánico de proceso
Mezcla Sólidos Acuoso
1. Inicio en continuidad orgánica
2. Periodo de agitación
3. Decantación
CENTRIFUGACION Consiste en tratar la borra en una centrífuga horizontal de 1.0 m3/h de capacidad. Las fases orgánica y acuosa se recuperan bastante limpias y los sólidos acumulados se envían al botadero industrial. En el interior de la centrífuga trabajan dos fuerzas producto de la alta velocidad con que se opera este equipo (3.000 rpm); la fuerza centrífuga que expulsa los sólidos hacia las paredes del equipo (hacia fuera), y la fuerza centrípeta, que atrae las fases de orgánico y acuoso hacia el centro. De esto se desprende, que se forma un anillo múltiple y está formado desde el centro hacia fuera por el orgánico, la fase acuosa y los sólidos. El anillo (el tamaño) formado por el orgánico y el acuoso, se puede variar en su tamaño (agrandar o achicar), dependiendo de la cantidad de humedad que 57
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se requiera en los sólidos residuales, mediante una palanca de regulación del diámetro de la turbina centrípeta. Este equipo puede trabajar en forma continua, con la precaución de que transcurrida cierta cantidad de horas de operación, se debe lavar y lubricar. El lavado se debe realizar a baja velocidad, para permitir que el agua provoque turbulencias en el interior y pueda quedar limpia de sólidos. También es importante mencionar que no se debe lavar con agua dura (sin tratar) porque produce daños (corrosión) en los componentes o partes de acero inoxidable. Por último es necesario mencionar tres recomendaciones que son importantes de tener en cuenta para una operación eficiente y segura de este equipo: 1. La borra a tratar debe mantenerse siempre con agitación (que no decante). 2. Tener una bomba de alimentación de borra a la centrífuga de desplazamiento positivo o de velocidad variable (con variador de frecuencia). 3. Nunca se debe poner en servicio la bomba de alimentación, si la centrífuga no está en operación y/o ha alcanzado la velocidad normal de trabajo (3.000 rpm). CENTRIFUGA DE BORRAS
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El decantador es alimentado por el producto a separar, el cual entra a través del hueco del eje central (1). Los cuerpos de mayor peso específico se depositan en las paredes del tambor por la fuerza centrífuga (2). Los dos componentes líquidos (3, 4), de distintas densidades, forman un cilindro hueco de líquido: la fase líquida ligera en el interior y la fase pesada en el exterior. El espesor de los dos anillos líquidos se regula mediante la graduación del anillo de rebosamiento (5) y de la turbina regulable (6). Los sólidos depositados en la pared del rotor (7) son transportados por el sinfín cónico-cilíndrico (8), pasando por la parte cónica del rotor (9) a los orificios de salida (10) y expulsados a las cámaras de los sólidos.
Descripción del funcionamiento:
El contenido de humedad de los sólidos y la pureza de los líquidos pueden ser regulados: a) Cambiando la línea de separación entre los dos líquidos mediante la turbina centrípeta y una amplia elección de discos: Un menor contenido de humedad en los sólidos se consigue con un disco de mayor diámetro y así una zona de secado más larga. La separación exacta de la fase pesada se consigue mediante una diferencia lo más pequeña posible entre el diámetro de la turbina centrípeta y el disco. La separación exacta de la fase ligera se consigue mediante una diferencia, lo más grande posible entre el diámetro de la turbina centrípeta y el disco. b)
Cambiando las revoluciones del decantador:
Mientras más finos sean los sólidos, mayor debe ser la revolución del decantador para una separación suficiente. c)
Cambiando las revoluciones diferenciales del sinfín:
Mientras menos restos de humedad se desean en los sólidos expulsados, más bajo han de ser el número de rpm. Mientras mayor sea la proporción de sólidos en alimentación, mayor habrá de ser el número de rpm. Atención: Una optimización máxima del decantador solamente se podrá conseguir mediante ensayos exactos.
Manejo de la turbina centrípeta regulable:
Con la turbina centrípeta regulable se pueden variar sin escalonamientos durante el funcionamiento el nivel interior del líquido. 59
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Así es posible durante la puesta en marcha y durante el funcionamiento elegir el ajuste máximo para la separación. La presión de salida del centrado no debe exceder de 2 bar, de lo contrario existe riesgo de daños en el disco de separación. TURBINA CENTRIPETA REGULABLE
FILTRO DE ORGANICO Parte del orgánico cargado de cada tren es recirculado periódicamente a través de un filtro tipo Sparkler (500-FL-006). El producto es retornado al vertedero del estanque de orgánico cargado de cada tren. Se recircula el inventario de orgánico de cada tren en una semana por mes. Este es un filtro de presión, de placas, construido en acero inoxidable 316L. Como prerecubrimiento del filtro, se utiliza una tierra diatomácea (Diactiv), que se mezcla con orgánico fresco en el estanque de preparación de precapa (TK-023) para formar una pulpa y recircularla a través del filtro por un periodo determinado de tiempo, para posteriormente filtrar el orgánico a tratar. Un filtro de placas separa un líquido de un sólido usando una tela o malla de cierta granulometría para recoger los sólidos. La pulpa se filtra por presión. Este tipo de filtración opera básicamente en virtud del principio de que si un medio de filtro de algún material permeable (como tela de filtro) se sumerge en un líquido 60
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que contiene sólidos en suspensión y existe una diferencia de presión entre los dos lados opuestos de este medio, la porción líquida de la mezcla pasará a través del medio, dejando la porción sólida en la superficie, en forma de torta. FILTRO DE ORGANICO
V-4 Salida producto filtrado
Agitador AG-1
V-9 Entrada V-10 secado torta Vibrador neumático
V-6 Salida secado torta
TK-023 PRECAPA
V-2 Entrada precapa
P.G. V-5 Venteo FILTRO MCRO DESCARGA SECA V-15 Válvula de traba seguridad
V-3 Recirculación precapa P-1
V-11 Drenaje
Bomba precapa Agitador AG-2
V-7 Drenaje filtro
V-8 Salida soplado
V-12 Retorno orgánico P-2 V-1 Entrada orgánico a filtrar
Bomba de alimentación
TK-022 ORGANICO V-14 Drenaje
Cuando se mezcla la tierra diatomea (Diactiv) con orgánico fresco en el TK023 (estanque de precapa), se deja homogenizar esta pulpa por 5 minutos. Luego se pone en servicio la bomba de precapa y se deja recircular por unos 30 minutos aproximadamente (diferencial de presión de 100-120 Kpa). Este prerecubrimiento sobre las telas de las placas (superficie filtrante) permite expander la superficie de filtrado, se forma una especie de esponja de aproximadamente 10 mm de espesor,
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que permite retener durante el filtrado los sólidos de cierta granulometría (mayor que 5 micrones). Después de haber formado la precapa, sin detener la bomba de alimentación de precapa, se pone en servicio la bomba de alimentación de orgánico a filtrar. Luego se detiene la bomba de precapa. Es muy importante que se realice la secuencia anterior en el orden mencionado para mantener la presión interna del filtro, de lo contrario se puede desprender la precapa, y la secuencia completa deberá repetirse. El orgánico a tratar se puede mezclar con un auxiliar filtrante (la cantidad dependerá de la cantidad de sólidos presentes en el producto), o bien solo (se pudo haber tratado previamente con arcilla activada, mediante batch). El ciclo de filtración queda terminado cuando se alcanza una presión diferencial igual a 250 Kpa o se han realizado la cantidad de renovaciones del volumen del estanque de orgánico preestablecidas. Una vez finalizado el ciclo de filtración, el filtro se debe vaciar (para recuperar el volumen de orgánico que quedó dentro de la cámara), luego se seca la torta, se retira la torta y los sólidos residuales se envían al botadero industrial. Como recomendación importante se puede decir que si el filtro está en operación y se produce un corte de energía o por cualquier motivo se interrumpe la operación, se deberá abrir y limpiar el filtro para formar una nueva precapa, debido a que ésta se desprende si no se mantiene la presión interna. TRATAMIENTO DE ORGANICO Con el tiempo el orgánico puede degradarse, perdiendo la capacidad de extracción o mostrando características insuficientes de separación de fases. La contaminación del orgánico con sustancias extrañas (por ejemplo, aceite de motor) o la exposición prolongada a los rayos del sol (como puede ocurrir en la piscina de refino), pueden producir degradación. Para corregir esto, el orgánico puede tratarse con arcillas activadas, como zeolita o bentonita tipo montmorrillonita, para recuperar las propiedades originales del orgánico. Estas arcillas actúan como aditivo purificador de fases orgánicas. Normalmente son del tipo alumino silicato seco, con superficies activadas, destinadas a la purificación del orgánico en los circuitos de extracción por solventes. Las arcillas son activadas a través de un proceso térmico en ambiente ácido, fabricado específicamente para la purificación del orgánico cargado o descargado contaminado por materias extrañas o por los productos de su propia degradación, como partículas finas en suspensión, propias del proceso de producción, restituyéndole sus propiedades de separación de fases y sin efecto sobre su desempeño metalúrgico. Sus cargas eléctricas superficiales le permiten capturar las partículas y moléculas extrañas presentes en el orgánico, adhiriéndolas a su propia superficie, y también por hidratación los acuosos de las miscelas presentes. A través del curso normal de un proceso de extracción por solventes contínuo, se produce una acumulación de productos de degradación en la solución orgánica, la cual se caracteriza por una reducción de la tensión interfacial que produce negativos efectos en la perfomance de extracción por solventes. 62
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Se produce un aumento en los tiempos de separación de fases que origina a su vez mayores atrapamientos en las corrientes de refino y de electrolito rico. También se ocasiona una reducción en la cinética de transferencia de cobre que puede reducir la capacidad de transferencia neta del sistema de SX. Esto a su vez causará una reducción en la eficiencia de extracción de cobre, que para compensarse necesita mayores concentraciones de reactivo para mantener los niveles de producción. Otros contaminantes presentes en el sistema también podrían concentrarse en el sistema si son solubles en la fase orgánica y los resultados serán similares a los indicados para los productos de degradación del orgánico. Para asegurarse de que ningún efecto deteriorador esté asociado a la recuperación con el retorno al circuito de SX de las soluciones orgánicas, se recomienda un proceso regenerativo o de descontaminación de los orgánicos recuperados y mejor aún, de los orgánicos del circuito de operación. Tal proceso fue desarrollado por Cognis Corporation y actualmente se usa en la mayoría de las plantas de SX/EW. El proceso consiste en contactar la solución orgánica con una arcilla o montmorrillonita activada, en polvo, en un depósito con agitación. La arcilla absorbe los contaminantes sin afectar el extractante orgánico. El contacto con la arcilla generalmente se realiza en el estanque existente para el tratamiento de las borras que la mayoría de las plantas cuenta en su equipamiento. Debe tenerse cuidado de desaguar previamente la solución orgánica antes de introducir la arcilla en polvo. Generalmente son suficientes 1 a 3 gramos de arcilla por litro de solución orgánica (kg x m3), pero la dosificación apropiada debe determinarse de acuerdo al grado de deterioro que tiene la solución orgánica a tratar, para lo cual se recomienda practicarle previamente un test de diagnóstico y regeneración en el que se determina la dosificación necesaria. Luego de realizado el tratamiento, es importante separar bien la arcilla de la solución orgánica antes de retornarla al inventario del proceso de SX. En la práctica esto se lleva a cabo por decantación en el propio estanque donde se hizo el tratamiento o por decantación seguido de una filtración, porque es importante para la buena separación de fases que la carga de sólidos remanentes en el orgánico tratado sea mínima (<100 ppm). La pulpa orgánico/arcilla generalmente se descarga hacia algún sumidero desde donde se puede volver a recuperar orgánico, cuando se separa y aflora en la superficie. También se puede recuperar el orgánico filtrando la pulpa en un filtro a presión de placas con tela filtrante. Ambos métodos son efectivos en la prevención de que la arcilla se introduzca en el inventario de orgánico del proceso, creando problemas adicionales de borras en SX.
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SISTEMA DE RECUPERACION DE ORGANICO DESDE EL CRUD (Resumen)
CENTRIFUGACION:
El crud bombeado desde los decantadores se recibe en un estanque provisto de agitador, que permite mantener una mezcla homogénea para alimentarla mediante bombeo a una centrífuga contínua, para recuperar el orgánico. La recuperación del orgánico se fundamenta en el hecho de que la emulsión estable que constituye el crud y que está formada por solución orgánica (55-60%), solución acuosa (30-40%) y sólidos (5-10%), se rompe para separarse en sus componentes por acción de la fuerza centrífuga, pudiéndose retornar el orgánico al circuito, enviar el acuoso hacia el refino y descartar los sólidos que generalmente quedan con impregnaciones de orgánico, que constituyen pérdidas. La eficiencia de los equipos centrífugos generalmente fluctúa entre 85 y 90% de recuperación del orgánico contenido en el crud.
RUPTURA MECANICA:
El crud es una forma de emulsión estable, constituída por tres fases que debido al mezclamiento adquieren la condición estable, bajo la forma de un lodo que se ubica preferentemente en la interfase orgánico/acuoso. Para mantener controlada la cantidad de crud en las etapas, se remueve o extrae de acuerdo a una periocidad que queda definida por las condiciones específicas de la planta y de acuerdo al volumen de crud que se coseche, se fija también la frecuencia de tratamiento del crud para recuperar el orgánico que contiene, el que deberá retornarse posteriormente al proceso de SX. El tratamiento de ruptura mecánica, consiste en romper la emulsión estable, mediante una agitación vigoroza de un volúmen predeterminado de crud, mezclando con 1.2 a 1.5 volúmenes de solución orgánica o de kerosén puro. Se agita la mezcla en continuidad orgánica durante un lapso que puede variar entre media y dos horas; luego se deja decantando en reposo, durante lapsos que son variables según el tipo de crud tratado, entre dos y doce horas, con la decantación se separan los componentes originales del crud, formando capas que se distribuyen de acuerdo a sus diferentes pesos específicos. De esta forma se descarga primero desde el fondo la solución acuosa, luego una mezcla de sólidos y borra con impregnación de orgánico, que se denomina crud secundario y finalmente la solución orgánica. Obtenida la separación, el crud secundario se envía a un estanque para someterlo a un nuevo tratamiento de recuperación del orgánico remanente. El orgánico recuperado es recomendable lavarlo con una lluvia de agua para quitarle los sólidos en suspensión que le quedan y después se retorna al circuito, previo paso por el filtro Sparkler.
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COMPARACION DE LOS METODOS PARA RECUPERAR ORGANICO DESDE EL CRUD
Método de recuperación
Recuperación típica de orgánico
Tiempo de procesamiento (60 m3)
Centrifugación
80% - 90%
48 horas
No es necesario tratamiento posterior del orgánico recuperado. La operación requiere mano de obra muy intensiva. El equipamiento es caro y de alto mantenimiento.
Agregando exceso de orgánico (coalescencia)
90% - 98%
24 horas
No es necesario tratamiento posterior del orgánico recuperado. La operación es simple y requiere mano de obra intensiva. Aparte de un estanque de fondo cónico, no se requiere de equipamiento especial.
Filtración
90% - 95%
48 horas
Requiere reposición del queque filtrante 1 o 2 veces. Requiere bastante mano de obra y mantención.
Tratamiento químico
Sobre 95%
5 - 120 horas (más tiempo de tratamiento con arcilla)
Es necesario tratamiento con arcilla del orgánico recuperado para remover químicos. Requiere mano de obra moderadamente intensiva. No se requiere equipamiento especial.
Comentarios
CONTROL DE ATRAPAMIENTOS A/O
Los atrapamientos A/O son microgotas de acuoso transportadas por la fase orgánica desde las etapas de extracción a los circuitos de reextracción. La magnitud de estos atrapamientos depende de varios factores: Características del extractante, diluyente e impurezas del sistema. Concentración del reactivo, distribución y tamaño de gotas, densidades, viscosidades, tensión interfacial y fuerza iónica. Tasa de formación de borras. Temperatura del medio. Continuidad de fases. Grado de mezclamiento.
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Concentración, tamaño y propiedades superficiales de los sólidos en suspensión. Flujo específico de decantación. Presencia de sustancias tensoactivas. Diseño de picket fences. Uso de baffles o mallas en el interior de los decantadores. Otros.
EFECTO DE LOS ALTOS ATRAPAMIENTOS A/O
Los atrapamientos de acuoso en orgánico se traducen en un aumento de los costos de operación y descenso de la calidad catódica debido a contaminación del electrolito con:
Cloruros. Manganeso. Aluminio. Sílice. Fierro. Nitratos. Partículas sólidas finas.
Lo cual ocasiona generalmente efectos como: Alta corrosión anódica. Alta contaminación de los cátodos. Alta contaminación ambiental.
Aumento de las pérdidas de electrolito: Por atrapamientos en S-2. Por purgas de electrolito.
Lo cual implica: Pérdidas de cobre, ácido, cobalto y aditivos. Aumento en los requerimientos de agua limpia y purificada.
REDUCCION DE LOS ATRAPAMIENTOS A/O
Incorporación de floculante en el PLS, compatible con el comportamiento de la fase orgánica. Minimización de la tasa de formación de borras. Reponer propiedades de separación de fases al orgánico de operación. Operar las etapas E-1 y S-2 en continuidad acuosa.
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EQUIPOS PARA REDUCIR ATRAPAMIENTOS A/O
Los atrapamientos A/O se pueden eliminar o reducir mediante alguna de las siguientes alternativas: Decantación natural. Centrífugas. Filtros. Hidrociclones. Decantadores con baffles. Coalescedores electrostáticos. Mallas empacadas dentro de los decantadores. Equipos lavadores de orgánico. Coalescedor Chuqui. CONTROL DE PROCESO En un proceso de SX/EW no se requiere excesiva instrumentación, pero es imperativo contar con control automático de ciertas variables, ya que hay varias corrientes de líquido interactuando bajo ciertas condiciones de relación de fases, tiempos de residencia, flujos específicos y velocidades de desplazamiento, que deben configurar un sistema estable y eficiente. La instrumentación requerida es de dos tipos: para mantener determinados caudales y para prevenir desestabilizaciones. En las cuatro corrientes primarias de líquido de SX, es necesario mantener constancia en los flujos, lo que se asegura con los correspondientes controladores registradores de flujo. En electrodepositación también el flujo de electrolito debe estar bajo control. Idealmente las corrientes de electrolito fuerte y electrolito gastado deberían ser iguales, pero como es difícil lograrlo, cualquier exceso se deberá absorber o en el estanque que alimenta los filtros o en el estanque de recirculación de electrolito. Para remediar los desequilibrios se requiere controladores de nivel en los respectivos estanques, para alterar los flujos y volver a la normalidad los niveles. La instrumentación para prevenir las condiciones de desequilibrio generalmente va conectadas a alarmas. Para prevenir los virajes de continuidad de fases, se cuenta con bulbos de conductividad en las cajas mezcladoras. Alarmas de nivel se requieren en los estanques principales de soluciones y también en los vertederos de los decantadores. Son aconsejable alarmas en caso de fallas de alguno de los mezcladores, porque cualquier detención de éstos significa que puede haber rebalse del orgánico no bombeado. Adicionalmente es preferible que cuando ocurran estas fallas, se detenga el bombeo de todos los flujos principales, implementando los correspondientes enclavamientos.
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El control de los adecuados caudales en la nave electrolítica es esencial, ya que por ejemplo flujos insuficientes de electrolito fresco en las celdas, producirían caída de concentración de cobre y esto se traduciría en pobre calidad catódica.
OBJETIVOS DE LOS CONTROLES
Para garantizar una operación estable y eficiente de la planta de SX, hay que mantener en terreno una permanente cobertura de controles, que permitan tomar a tiempo las acciones correctivas para volver a la normalidad ante cualquier desajuste, desestabilización o viraje de continuidades por ejemplo. RUTINA DE CONTROL EN TERRENO
CONTROL DE FLUJOS:
Se debe mantener un control permanente de los flujos ingresados al proceso en los mezcladores: el de orgánico, el de alimentación a extracción, el de electrolito pobre a reextracción y el de recirculación en reextracción. La incidencia que tienen los flujos en la estabilidad de la operación es esencial porque de estos depende: la eficiencia del proceso, la continuidad de las fases, la coalescencia de las fases y los niveles de producción.
CONTROL DE RAZON DE FASES O/A:
El control de la razón O/A en los mezcladores primarios, permite mantener las continuidades de las fases en el mezclamiento, con lo que además se regulan los arrastres de una fase en la otra.
CONTROL DE LA SEPARACION DE FASES:
El control de los tiempos de separación de fases de la dispersión de los mezcladores, es un indicador de la velocidad con que van a coalescer las fases en el decantador y de cómo van a ser los arrastres de una fase en la otra a la salida de las soluciones del decantador.
CONTINUIDAD DE FASES:
El control de la continuidad de fases se requiere por su incidencia en la separación de las fases en el decantador y en el comportamiento de generación y estabilización del crud en la etapa.
CONTROL DE LA TEMPERATURA.
El control de las temperaturas de las soluciones en los mezcladores aunque es un parámetro que no se puede modificar dentro de la operación, es importante su determinación por la incidencia que tiene en la cinética de extracción del
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proceso y en la velocidad de separación de las fases, o sea influye también en el control de los arrastres.
ALTURA DE LA CAPA DE ORGANICO:
El control de las alturas de las capas de orgánico en los decantadores es importante por la incidencia en la velocidad de desplazamiento del orgánico en el decantador, por lo tanto, es determinante en el control de arrastres o pérdidas de orgánico.
ALTURA DE LA BANDA DE DISPERSION:
El control de las bandas de dispersión permite saber como está ocurriendo la separación de las fases en el decantador, ya que ésta desaparece a medida que las fases coalescen. ALTURA DE BORRA (CRUD): El control de la altura del crud en los decantadores permite obtener el perfil de distribución en los decantadores, conocer una aproximación de la tasa de generación y definir cuando se debe efectuar retiros o extracciones de crud.
ANALISIS QUIMICO DE SOLUCION ORGANICA:
El control analítico de cobre e impurezas en el orgánico permite hacer contrastaciones con los resultados obtenidos en las soluciones acuosas, conocer las fluctuaciones de concentración de reactivo en la solución orgánica y determinar los balances de masas de los elementos que intervienen en el proceso.
ANALISIS QUIMICO DE LAS SOLUCIONES ACUOSAS:
El control analítico de cobre, ácido e impurezas en las soluciones acuosas proporciona un diagnóstico de las eficiencias de extracción y de reextracción y del comportamiento de selectividad del proceso. Se usa también en la determinación de los balances másicos de los elementos que intervienen en el proceso.
ANALISIS DE COMPONENTES DEL CRUD:
El control analítico de los constituyentes del crud permite caracterizar los componentes que inciden en su generación y conocer la eficiencia que se obtiene en los procesos de recuperación de orgánico del crud.
TURBIDEZ O CONTENIDO DE SOLIDOS EN SUSPENSION:
Este control es necesario por ser un indicador de la generación de borras que se puede esperar del sistema, por lo tanto su conocimiento permite prevenir la generación de borras, la ocurrencia de virajes de continuidad de fases y posibilita minimizar las pérdidas de orgánico en las etapas de extracción. 69
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RAZON DE FASES O/A GLOBAL:
Este control permite contrastar los caudales manejados (reales) con los especificados para el proceso; es un indicador para mantener la continuidad de fases de acuerdo a lo especificado para la etapa e interviene en la determinación de los balances metalúrgicos del proceso.
CONTINUIDAD DE FASES:
A través de la determinación de la conductividad de las dispersiones en los mezcladores, indirectamente se obtiene el control de las continuidades, sabiendo que una matriz contínua de fase acuosa acusa conductividad medible y una matriz contínua de fase orgánica acusa conductividad nula.
VELOCIDAD DE MEZCLAMIENTO:
El control de la velocidad de mezclamiento es importante porque este parámetro define la cinética de transferencia en la etapa y las condiciones de separación de fases; por lo tanto permitirá prevenir pérdidas por arrastres, mermas de succión y eficiencia de la etapa.
ATRAPAMIENTOS DE ACUOSO EN ORGANICO:
El control de los atrapamiento de acuoso permite cuantificar la contaminación que se produce del electrolito fuerte que se envía a electrodepositación y por lo tanto indirectamente da un conocimiento de la pureza de los cátodos que se van a producir.
ATRAPAMIENTOS DE ORGANICO EN ACUOSO:
El control de los atrapamientos de orgánico permite cuantificar las pérdidas de orgánico que por este concepto se producen en las soluciones refino y electrolito rico. El conocimiento de la cuantía de los arrastres hace posible tomar acciones para minimizarlos y de esta forma evitar contaminar las pilas de lixiviación, contaminar las celdas y cátodos obtenidos y reducir los consumos de reactivo.
COMPOSICION DEL CRUD:
La determinación porcentual de los componentes de las borras es necesaria para efectuar los balances y para cuantificar la eficiencia de recuperación de orgánico cuando estas se someten a tratamientos.
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RUTINA DE CONTROL CONTROL
OBJETIVO
FORMA O METODO
Turbidez y/o contenido de sólidos en solución, alimentación a SX.
Prevenir generación de crud, Turbímetro, determinación viraje de continuidad, pérdidas gravimétrica. de orgánico.
pH de la solución de alimentación.
Mantener niveles de extracción según diseño.
pH metro.
Concentración de cobre en la alimentación.
Realizar balances, prevenir que no haya variaciones bruscas, determinar eficiencias del proceso.
Absorción atómica o volumétrica.
Razón O/A global.
Contrastar los caudales manejados, mantener continuidad de fase de acuerdo a especificación o necesidad. Balance metalúrgico.
Muestreo de dispersión y decantación de la muestra en probeta, medidores de caudal de ambas fases.
Caudal de soluciones
Mantener estabilidad, exenta de operaciones bruscas. Conocer la continuidad de fases de la etapa o fase contínua de la dispersión.
Medidores de caudal.
Conductividad de la emulsión o continuidad de fases.
Tester de conductividad, minicircuito con pilas y piloto linterna. Bulbos de conductividad.
Temperatura de las soluciones Conocer el efecto de la a extracción. variable, prevenir pérdidas de eficiencia, prevenir cristalizaciones.
Termómetro de bulbo o bimetálico.
Concentración de cobre y pH en la solución refino.
Cuantificar balance de cobre por variaciones de concentración y por aumento de acidez en el acuoso.
Análisis por absorción atómica y determinación potenciométrica de acidez.
Altura de fases y de banda de dispersión en el decantador.
Conocer la altura de cada fase Tubos o varillas de vidrio con pura. Controlar la banda de escala de medidas o con sondas dispersión para conocer la de conductividad. separación de fases en etapa.
Altura de crud acumulado en el decantador.
Conocer la cuantía del crud generado para definir la necesidad de remoción.
Tubos o varillas de vidrio manuales.
Velocidad de separación de fases en el mezclador.
Diagnosticar cómo se van a separar las fases en el decantador, definir flujo específico de decantación óptimo.
Probetas y cronómetro.
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CONTROL
OBJETIVO
FORMA O METODO
Velocidad de agitación o mezclamiento.
Prevenir exceso de pérdidas por arrastres. Prevenir merma de succión y/o eficiencia de extracción.
Arrastre de orgánico en el refino.
Extracción por CCl4 u otro Evitar pérdidas de orgánico por arrastres y mejorar calidad solvente y cuantificación por análisis IR. Medidor de aceites del refino a la lixiviación. Horiba. *
Arrastre de orgánico en el electrolito fuerte.
Evitar pérdidas de orgánico y formación de productos de degradación. Proteger la calidad de los cátodos.
Análisis de cobre, en interetapas y en orgánico cargado y descargado.
Control de razones O/A y de Análisis químico tradicional o por caudales. Mantener balance absorción atómica. másico y determinar eficiencia por etapas.
Concentración de reactivo orgánico.
Conocer las necesidades de ajuste de concentración y/o volúmen de inventario de solución de orgánico.
Determinación de carga máxima y cálculo basándose en la capacidad de carga específica.
Concentración de cobre y ácido en el electrolito fuerte y gastado.
Balance metalúrgico de la reextracción.
Análisis químico de absorción atómica y análisis potenciométrico.
Arrastre de acuoso en el orgánico de extracción a reextracción.
Evitar contaminación del electrolito fuerte que irá a electrodepositar cobre.
Centrifugación en frasco tipo pera con vástago capilar graduado. Coalescedores en línea. Determinación analítica de un elemento trazador.
Composición del crud
Determinar porcentualmente los tres componentes para balances y determinaciones de recuperación de orgánico.
Centrifugación y filtración o decantación y filtración.
Arrastre de orgánico de entrada y salida de columnas de flotación y filtros.
Determinar eficiencias por equipos y salvaguardar la calidad de los cátodos.
Extracción por CCl4 u otro solvente y análisis IR. Medidor de aceites Horiba*.
*
Tacómetro, instrumento del equipo.
Extracción por CCl4 u otro solvente y cuantificación por análisis IR. Medidor de aceites Horiba. *
También se pueden hacer mediciones por método de centrifugación.
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EXTRACCION POR SOLVENTE MET Durante el proceso de extracción por solventes, el cobre (Cu) que contiene el PLS (fase acuosa) se transfiere a un extractante mezclado con un diluyente orgánico. La mezcla extractante/diluyente se conoce como fase orgánica. La característica principal del solvente es su selectividad con respecto al cobre. Este saca el cobre, y muy pocos otros elementos de la fase acuosa. La transferencia de cobre hacia y desde la fase orgánica es una reacción reversible, determinada por la diferencia de acidez entre el PLS y el electrolito. La extracción de cobre por solventes consiste en: Poner la solución rica de lixiviación (PLS) que contiene Cu++ en contacto con un extractante líquido de orgánico específico para el Cu++. Esto extrae el Cu++ de la solución acuosa y lo carga en el extractante orgánico. Separar por gravedad la solución de lixiviación ahora empobrecida de cobre del extractante de orgánico ahora rico en cobre. Enviar la solución pobre de vuelta a las pilas de lixiviación. Lavar el orgánico para reducir la transferencia de impurezas. Mover el extractante de orgánico rico en cobre hacia adelante para que entre en contacto con un electrolito de electroobtención con ácido sulfúrico (H2SO4) que contiene entre 35 y 40 gpl de Cu++. Esto separa el Cu del extractante de orgánico rico en cobre en el electrolito ácido. Separar por gravedad el extractante de orgánico ahora separado del electrolito, ahora enriquecido en Cu++. Enviar el extractante de orgánico estéril separado de vuelta para que entre en contacto con la solución rica de lixiviación. Enviar el electrolito enriquecido con Cu++ hacia la batería de estanques de electroobtención, previo filtrado para contener arrastres de orgánico y sólidos, donde se extrae el cobre metálico. Enviar el electrolito parcialmente empobrecido desde la batería de estanques de electroobtención de vuelta a la etapa de separación para que entre en contacto con el orgánico rico para el reabastecimiento de Cu++. La extracción por solventes es un proceso continuo y se lleva a cabo en dos mezcladores/decantadores de extracción, dos mezcladores/decantadores de reextracción y un mezclador/decantador de lavado. Cada grupo de cinco mezcladores/decantadores se denomina “Tren”. La planta de “El Tesoro” utiliza dos trenes para el proceso. El extractante de orgánico extrae el cobre (Cu++) de la solución rica de lixiviación a través de la siguiente reacción: 2 RH + extractante de orgánico
Cu++ + SO4-solución rica de lixiviación
R2 Cu + 2H+ + SO4-extractante solución pobre de orgánico rico acuosa
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donde RH es el extractante (LIX 84 IC, cetoxima pura). La reacción de separación es el proceso inverso a la reacción de la extracción que absorbe el cobre: 2 H+ + SO4-+ R2 Cu 2 RH + Cu++ + SO4-electrolito pobre extractante extractante electrolito de Cu con alto de orgánico de orgánico reabastecido contenido de ácido rico empobrecido Un extractante de cobre adecuado para soluciones de lixiviación debe: Extraer eficazmente el Cu desde la solución rica de lixiviación. Separar eficazmente el Cu en el electrolito de electroobtención. Extraer el Cu eficazmente de otros metales, particularmente el fierro (Fe) en la solución rica de lixiviación. Ser soluble en un diluyente destilado derivado del petróleo que no resulte costoso. Presentar tiempos aceptables de extracción y separación del Cu. Desprenderse rápida y completamente de la solución rica de lixiviación y del electrolito (no formar una emulsión estable). No absorber ácido sulfúrico. Ser estable y seguro. Los extractantes siempre se disuelven en un diluyente de orgánico (medio de transporte).
Un diluyente adecuado debe: Ser soluble en soluciones de CuSO4, H2SO4, H2O. Tener una alta solubilidad para el extractante y sus complejos de Cu. Mezclarse bien con soluciones acuosas. Separarse rápidamente de soluciones acuosas. Ser razonablemente líquido. Tener una alta temperatura de combustión.
El extractante que se utiliza en el proceso de “El Tesoro” es una cetoxima pura. El diluyente utilizado es un líquido derivado del kerosene disponible en el mercado con un bajo contenido aromático y un alto punto de inflamación. La fase de orgánico corresponde a un 18% por volumen de extractante, y la parte restante es un diluyente tipo keroseno. La mezcla extrae aproximadamente el 90% del cobre que contiene la fase acuosa. La mezcla es inflamable y existe un importante riesgo de incendios en torno a los equipos de extracción por solventes. Debido al peligro de incendios, se proporciona un sistema manual de protección contra incendios.
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El orgánico completamente cargado después de las etapas de extracción y lavado, fluye por gravedad hacia el mezclador/decantador de reextracción. Aquí, el orgánico se separa del contenido de cobre al entrar en contacto con el elctrolito pobre. Características del extractante:
Nombre : LIX 84 IC (cetoxima) Gravedad específica : 0,95 Viscosidad, cP a 15 oC : 200 a 30 oC : 45 Volumen : 18% Carga de orgánico, gr Cu/l por % diseño : 0,32 máxima : 0,51 - 0,52 Transferencia de cobre, gr Cu por % diseño : 0,24 máxima : 0,43 Razón de transferencia Cobre/Fierro mínima esperada : 1.500 : 1 diseño : 500 : 1 Características del diluyente:
Nombre
: Esso Escaid 100/103, Phillips SX-7, SX-12, Kermac 400/500. Tipo genérico : Queroseno de alto punto de inflamación. Gravedad especifica : 0,8 o Viscosidad a 15 C, cP : 1,5 Punto de inflamación mínimo (por método Pensky Martens ASTM-D-93, a 100 Kpa abs.), oC : 80 Aromáticos, % máximo : 12 Indice de Bromo (ASTM-D-1492) : < 20 Tolerancia por evaporación del diluyente Parte superior abierta, mm : 1 (estanques abiertos). Parte superior cerrada, mm : 0,2 (caja mezcladora, decantadores, estanques cerrados). Reacondicionamiento de orgánico: Filtrado en filtro tipo Sparkler, prensa o similar, utilizando arcilla o silicato de aluminio seco.
Cu++ es el símbolo del ion cúprico, la forma más común de cobre cuando está en solución. Los iones en solución pueden tener cargas positivas, como el ion cúprico (Cu++) o cargas negativas, como el ion de sulfato (SO4--). 75
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EXTRACCION POR SOLVENTES MET Mezcladores/decantadores y equipos asociados: La planta de extracción por solventes de “El Tesoro” consta de dos trenes de proceso paralelos (A y B). Cada tren usa dos mezcladores/decantadores de extracción, dos mezcladores/decantadores de reextracción y un mezclador/decantador de lavado, para obtener una extracción total de un 90% de contenido en cobre de la PLS. La pieza clave de los equipos en una planta de extracción por solventes es el mezclador/decantador. La operación del mezclador/decantador consiste en: Bombear las fases de solución acuosa y de orgánico hacia la caja del mezclador de acuerdo a una velocidad predeterminada. Mezclar las dos fases con agitadores para formar una dispersión (suspensión de un líquido en otro líquido en el que el primero no se disuelve). Rebalsar la dispersión desde la caja del mezclador hacia un decantador plano, donde las fases de solución acuosa y de orgánico se conglutinan y separan por gravedad. Rebalsar la fase de orgánico y decantar la fase de solución acuosa en el extremo opuesto a los agitadores. Todos los mezcladores/decantadores están diseñados para funcionar con una proporción de orgánico a solución acuosa (O:A) de aproximadamente 0,8 1,5:1 (a flujo de orgánico constante). Los caudales del diseño nominal de orgánico y de solución acuosa son de 1.047 m3/h. Esto significa que el caudal total a través de cualquier mezclador/decantador bajo condiciones de diseño nominal es de 2.094 m3/h. En alguno de los mezcladores/decantadores, una parte importante de este caudal total puede incluir un flujo de reciclado (75.000 t/a de cobre catódico; considerando una utilización del 95%, 347 d/a). El término caudal nominal se usa frecuentemente en las descripciones siguientes. El caudal nominal es el caudal, que según el contenido y recuperación de cobre de diseño, produce el tonelaje de diseño de cobre. Las cajas de los mezcladores son estanques cuadrados de concreto con revestimiento de FRP. Las dos etapas de extracción de cada tren, disponen de tres cajas en serie y las de reextracción y lavado de dos cajas en serie. El último mezclador rebalsa hacia el decantador respectivo. Los decantadores son de concreto revestido en HDPE y están a nivel del terreno y elevado respecto al piso de la caja mezcladora (diseño de perfil bajo), con cañerías en trincheras. Todas las cajas del mezclador incluyen un mezclador de bomba y uno o dos mezcladores de turbina, dependiendo de la aplicación. Los mezcladores de bomba proporcionan la fuerza para mover soluciones a través del sistema y producen la dispersión de las dos fases. Los mezcladores de turbina mantienen el estrecho
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contacto entre el orgánico y la solución acuosa durante el tiempo que se requiere para completar la transferencia de cobre. En la primera caja mezcladora de cada etapa de los trenes, va un impulsor primario, mezclador bomba, de un solo manto, con seis (6) aspas curvadas. Este mezclador bomba proporciona la succión necesaria para la transferencia de líquidos entre etapas o la recirculación dentro de la etapa y una buena homogenización de la mezcla de los dos líquidos inmiscibles. En las cajas siguientes van impulsores secundarios tipo turbinas, de flujo axial, con tres (3) paletas radiales de esfuerzo de corte bajo, diseñados para mantener la dispersión y producir la transferencia de cobre entre las fases orgánica y acuosa. Todos los mezcladores, primarios y secundarios, cuentan accionamiento de velocidad variable y están fabricados en Composite.
con
Las diferentes etapas tienen recirculación de orgánico y/o acuoso para variar la razón orgánico a acuoso (O/A), entre 0,8 - 1,5:1 en el flujo instantáneo. Por este mecanismo se controla la continuidad de fase, se mejora la transferencia de masa y se proporciona la flexibilidad del flujo operacional. Las válvulas de las recirculaciones de todas las unidades son de accionamiento manual. La primera etapa de extracción, E-1, cuenta con recirculación de las fases acuosa y orgánica; la etapa E-2 sólo recirculación orgánica y las etapas de lavado y reextracción sólo recirculación acuosa. En las etapas de reextracción y lavado, la recirculación de acuoso es un valor alto, con relación al flujo de acuoso alimentado (electrolito pobre a S-2, electrolito semicargado al S-1 o agua de reposición al W). El área de decantación de cada mezclador/decantador está cubierta con un techo plástico reforzado con fibra de vidrio (FRP) que evita que el viento perturbe el proceso de decantación, impide el arrastre de los contaminantes que pueda portar el viento y minimiza las pérdidas por evaporación de la mezcla de la fase de orgánico, además de la radiación solar. La estructura para soportar las cubiertas de techo y laterales es metálica revestida con vinil ester. Los revestimientos de techo son planchas de FRP con paneles translúcidos y opacos intercalados; las cubiertas laterales son planchas de FRP, con ventanas abatibles para muestreo e inspección y puertas abatibles frente a los pasillos de operación. La razón largo/ancho activo del decantador es 1:1,5 aproximadamente. La altura de paso del acuoso entre placa inferior del vertedero de orgánico y piso del decantador es 100 mm a todo lo ancho del piso del decantador. Estas unidades tienen un sistema protector de incendio con detección automática de llama y de concentración de gases en las trincheras de SX. Existen además grifos conectados a una red húmeda instalada en torno a dichas 77
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unidades. Adicionalmente existe un sistema de extinción manual mediante equipos de espuma móviles alimentados mediante la red de grifos. Los decantadores son de flujo convencional. La dispersión (mezcla de orgánico y acuoso) entra en el decantador en el extremo adyacente a los mezcladores. La distribución del flujo a lo ancho de los decantadores se logra mediante una reja de espacios estrechos verticales (picket fence), la cual proporciona la caída de presión requerida para una distribución homogénea. En la medida que la banda de dispersión fluye en el decantador, esta pasa a través de dos rejas coalescedoras (picket fence), con pasillos para operación. Estas han sido diseñadas para aumentar la coalescencia mediante el paso del flujo a través de una superficie sinuosa. La descarga de soluciones es en el extremo opuesto a las cajas mezcladoras, mediante un vertedero fijo de recolección de orgánico y una caja con vertedero ajustable de recolección de acuoso, la cual mantiene las profundidades relativas de las fases. Estos vertederos descargan a través de cajas hacia las líneas de conexión. El drenaje de los mezcladores y los decantadores se logra abriendo válvulas de drenaje hacia líneas de descarga que van a la piscina de emergencia de SX. RESUMEN DE PARAMETROS OPERACIONALES DE SX Tasa de alimentación por tren, m3/h - Nominal (365 d) - Instantáneo (347 d) - Diseño
: 996 : 1.047 : 1.204
Disponibilidad anual de la planta de SX/EW, %
: 95
Programa de operación de la planta, general - Horas/día - Días/semana
: 24 :7
Descarte de electrolito: El descarte de electrolito es adicionado ya sea a la etapa de lavado para acidificación, o directamente al vertedero de acuoso de E-1.
Soluciones de reextracción: Delta de cobre de diseño, g/l
: 15
Gravedad específica del electrolito pobre
: 1,18
Viscosidad, cP - Electrolito pobre frío (28oC)
: 2,5
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- Electrolito pobre caliente (45ºC) - Electrolito rico frío (30oC) - Electrolito rico caliente (48oC)
: 1,2 : 2,0 : 1,0
Configuración de la planta de SX: Número de trenes
:2
Configuración de los trenes
: LOT-2E-2S-1W
Recuperación global de cobre PLS, % - Diseño - Esperada
: 90 : 92-95
Etapas - Extracción - Reextracción - Lavado
:2 :2 :1
Sistema de almacenamiento de orgánico
: Post decantador de orgánico actúa como estanque de orgánico.
Punto de adición de electrolito pobre
: Caja mezcladora impulsora S-2.
Número de cajas mezcladoras - Etapa de extracción - Etapa de reextracción - Etapa de lavado (todas las cajas son de igual sección en planta)
:3 :2 :2
Continuidad de fase, diseño - Capacidad de tener continuidad según se establece a continuación: - E-2, S-1, W : Orgánica - E-1, S-2 : Acuosa
Razón de mezclado O/A - Extracción - Reextracción - Lavado - Rango
: 1:1 : 1:1 : 1:1 : 0,8 - 1,5:1 a flujo de orgánico constante.
Razón de avance O/A - Extracción - Reextracción
: 1:1 : 4,1:1
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- Lavado
: 1:1
Eficiencia de la etapa, % de extracción - Esperada : 95 - Diseño : 90
Reextracción, Lavado - Esperada - Diseño
: 95 : 95
Concentración máxima de purga de Clen agua de lavado, ppm : 250
Tipo de impulsor primario
: Tipo mezclador bomba de un solo manto con 6 aspas curvadas con accionamiento de velocidad variable (Lightnin R-320). Fabricado en Composite.
Tipo de impulsor secundario
: Tipo flujo axial con 3 paletas radiales de esfuerzo de corte bajo con accionamiento de velocidad variable (Lightnin A-6000). Fabricado en Composite.
Velocidad máxima del impulsor, m/min - Diseño, máximo - Operación normal
: 335 : 275
Provisiones de reciclado de orgánico/acuoso como porcentaje del flujo de orgánico instantáneo - Extracción : 30 (acuosa u orgánica) - Reextracción : 90 (acuosa)
Tiempo aproximado de retención del mezclador, s - Extracción : 180 - Reextracción y Lavado : 120
Configuración de la caja mezcladora - Espacios cuadrados de la caja mezcladora conectados por conductos hacia abajo. - Cajas con parrilla de piso con cubierta de FRP antideslizante.
Razón alto/ancho mínima del volumen activo de la caja mezcladora impulsora : 0,8
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Deflector superior de la caja mezcladora
: Tipo “caja de huevos”, FRP.
Deflectores laterales en mezcladores
: Verticales, 8 a 10% de la arista, FRP.
Flujo unitario de decantación, m3/h/m2 flujo total
: 3,5 a flujo instantáneo.
Velocidad del orgánico en el decantador, cm/s : 3,5 a flujo instantáneo y profundidad orgánica estática de operación.
Dimensiones de profundidad estática del decantador, mm - General - Orgánico - Variación altura vertedero de acuoso - Acuoso - Espacio libre - Altura vertedero de orgánico
: 1.050 (en línea central) : 280 (en operación) : 350 (máximo) : 100 : 550 (en operación) : 250 : 800
Altura de paso del acuoso entre la placa inferior del vertedero de orgánico y piso del decantador, mm : 100 a todo lo ancho del piso del decantador.
Razón largo/ancho activo del decantador
: 1:1,5 aproximadamente
Tipo de decantador: Se utiliza un diseño convencional de flujo. La dispersión entra en el decantador en un extremo detrás de una barrera de FRP de espacios estrechos generando una altura hidráulica de 40 mm con un máximo de 60 mm. Posteriormente el flujo pasa a través de dos rejas coalescedoras aguas abajo del decantador con pasillos para operación. En el post decantador de electrolito y en los estanques de orgánico cargado, se debe proveer la capacidad de instalar rejas coalescedoras a ambos lados del pasillo. La descarga de soluciones es en el extremo opuesto a las cajas mezcladoras. El decantador está a nivel del terreno y está elevado respecto al piso de la caja mezcladora (diseño de perfil bajo) con cañerías en trincheras. Las cajas/vertedero de recolección de orgánico y acuoso son hechas de FRP e incorporadas en el revestimiento de HDPE de los decantadores. Las válvulas de las recirculaciones de todas las unidades son de accionamiento manual. Los decantadores están a la intemperie y poseen techos, que deberán cubrir
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totalmente el decantador y sus vertederos. Los techos y/o sus soportes laterales incluyen ventanas de muestreo y remoción de borras.
Arrastres: Arrastre de orgánico que sale de la etapa orgánica continua, ppm : 30 - 300 (diseño 75) Arrastre de orgánico que sale de la etapa Acuosa continua, ppm : 50 - 300 (diseño 150) (Las mediciones de arrastre de orgánico se realizarán en el vertedero de acuoso de la etapa E-2 con el equipo Horiba calibrado y tarado con el orgánico disuelto en el acuoso). Arrastre de acuoso que sale de la etapa orgánica continua, ppm : 100 - 600 (diseño 600) Arrastre de acuoso que sale de la etapa acuosa continua, ppm : 50 - 500 (diseño 500) Arrastre de acuoso en orgánico cargado hacia la etapa de lavado, ppm : 300 Recuperación de arrastre de orgánico desde el refino: - Estanque post decantador hacia la piscina de refino con vertedero de recuperación de orgánico. - Piscina de refino con bomba desnatadora flotante y cortinas o bafles de HDPE. Recuperación de arrastre de orgánico desde el electrolito rico: - Estanque post decantador con vertedero de recuperación de orgánico, seguido de filtros de arena de medio dual. Recuperación de arrastre de acuoso y borras desde el orgánico cargado: - El orgánico cargado es entregado por gravedad a un decantador con rejas coalescedoras aguas debajo de la reja de distribución inicial, el que actúa como estanque de orgánico cargado donde se recupera el arrastre de acuoso. El acuoso recolectado es enviado al post decantador de refino o a la etapa E-1 de cada tren de SX. La borra colectada es enviada a la planta de tratamiento de borras.
Borras: Remoción de solución para tratamiento de borras, m3/mes (diseño) : 30 Sistema de remoción de borras : Bomba de diafragma de borras portátil con aspiración o inundación orgánica. Tratamiento de borras : Sistema de centrifugación horizontal, capacidad de 1,0 m3/h, y posterior reacondicionamiento de la fase orgánica recuperada mediante filtrado con arcillas. Eliminación de los sólidos producto del tratamiento de borras : Envío al basural industrial.
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Descarte agua de lavado RAL
Agua desm.
W
H2SO4
Diluyente PLS
Agua industrial
S-2 S-1
Orgánico cargado
E-1
TK Org. Carg.
E-1
TK Org. Carg.
E-2
PLANTA SX MET
W
PLS
S-2 S-1
E-2
Orgánico cargado
Electr. Rico
Sopladores
H2SO4 Filtros electrolito
P.D. E. Rico
P.D. Refino
Planta trat. Borra Orgánico recuperado
TK 027
TK 029 Filtro Sparkler
Sumidero Centrífuga de borras Electr. Rico
Electr. Pobre
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Refino
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VARIABLE DE PROCESO Velocidad de flujo de PLS a E-1 de cada tren.
IMPACTO SOBRE EL PROCESO Un bajo flujo de PLS reduce el flujo de orgánico, y por lo tanto no se utiliza la capacidad potencial de la planta. Para bajas concentraciones de cobre en el PLS es conveniente mantener flujos altos.
Velocidad del flujo de electrolito pobre a S-2 Un flujo bajo aumenta la concentración de cobre de cada tren. del orgánico descargado y disminuye la eficiencia de la operación total. Velocidad del flujo de orgánico cargado a S-1 Un bajo flujo disminuye la carga de cobre en el de cada tren. electrolito. También, si el flujo de orgánico es bajo y el flujo de acuoso permanece en un nivel normal, el mezclador puede cambiar a continuidad acuosa. Un flujo alto puede resultar en una reextracción incompleta y en un contenido mayor de cobre en el orgánico descargado. Este flujo debe ajustarse de acuerdo a la razón O/A necesaria de mantener en el mezclador. Velocidad del flujo de recirculación de agua Una recirculación baja reduce la eficiencia de para la etapa de lavado en cada tren. lavado. También, si el flujo de orgánico a la etapa de lavado permanece normal, con una baja recirculación de agua de lavado, el mezclador puede cambiar a continuidad orgánica. Una alta recirculación de agua de lavado puede aumentar el arrastre de acuoso en el orgánico cargado, y éste a su vez contaminará el electrolito en las etapas de reextracción. Velocidad del flujo de recirculación de acuoso Una recirculación de acuoso alta o baja cambiará a S-2 de cada tren. la razón O/A del valor deseado 1.4:1. También, una recirculación alta puede cambiar la continuidad del mezclador a acuosa. Velocidad del flujo de recirculación de acuoso Una recirculación de acuoso alta o baja cambiará a S-1 de cada tren. la razón O/A del valor deseado 1.6:1. También, una recirculación alta puede cambiar la continuidad del mezclador a acuosa. Velocidad del flujo de agua de lavado de Un flujo bajo de agua de lavado de orgánico orgánico a la etapa de lavado de cada tren. acumulará cloruro en el orgánico, lo cual eventualmente causará un nivel inaceptablemente alto de cloruro en el electrolito. Un flujo alto utilizará agua de lavado en forma excesiva. Flujo de electrolito pobre (descarte) a la etapa Un flujo bajo de electrolito pobre produce un pH de de lavado de cada tren. agua de lavado de recirculación mayor lo cual resulta en una menor separación de fases en la etapa de lavado. Un flujo alto de electrolito pobre produce un pH bajo el cual no da una mejor limpieza y además se retira electrolito pobre del circuito en forma excesiva.
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VARIABLE DE PROCESO
IMPACTO SOBRE EL PROCESO
Flujo de electrolito pobre (descarte) a E-1 de La purga de electrolito pobre se realiza en EW cada tren. para mantener la pureza necesaria del electrolito. Como primera prioridad de uso de este electrolito es enviarlo a la etapa de lavado y el resto enviarlo al E-1. Una purga baja puede aumentar el nivel de impurezas en el electrolito. Una purga de electrolito alta baja el inventario de electrolito. Flujo de descarte de lavado (RAL) a E-1 para Un descarte de agua de lavado bajo permitirá cada tren. acumularse impurezas en el sistema. Un descarte de agua de lavado alto requerirá una adición innecesariamente alta de agua de lavado de orgánico a la etapa de lavado. Concentración de ácido en el refino.
Una acidez muy baja puede resultar en un pH del refino alto, fuera del rango requerido para una lixiviación del cobre eficiente. Una acidez muy alta puede disminuir el pH del PLS a un nivel fuera del rango de una operación de extracción eficiente.
Flujo de ácido sulfúrico a S-2 de cada tren.
El ácido sulfúrico se agrega a S-2 para compensar el ácido perdido por el descarte de electrolito pobre. Si el flujo es muy bajo resultará en un contenido de ácido del electrolito bajo, lo cual no permitirá una operación de reextracción del cobre eficiente. Si el flujo es muy alto resultará en un electrolito con alta concentración de ácido, lo cual es perjudicial para el balance de ácido, especialmente para bajas temperaturas ambientales. Por lo tanto, ambas condiciones afectan adversamente la operación de EW.
Control de flujo del filtro de servicio (Spintek).
Durante el ciclo de filtrado normal, un flujo muy bajo puede no alcanzar la cantidad de electrolito a ser filtrado. Una velocidad de flujo muy alta si permite una filtración eficiente. Durante el ciclo de retrolavado, un flujo muy bajo puede ser ineficiente para efectuar el retrolavado. Un flujo muy alto puede causar arrastre del medio filtrante.
RPM de agitador de mezcladores principales.
Un exceso de agitación provocará generación de borra. También provoca un mayor arrastre de orgánico o acuoso debido al mayor esfuerzo de cizalle que ocurre en el mezclador.
Ancho de la banda de orgánico en etapas.
El ancho de la banda de orgánico está definido por la velocidad del orgánico y del acuoso en el sedimentador. Estas velocidades no deben exceder de 3m/min para no generar arrastres. Altura de la banda de acuoso en el vertedero El ancho de la banda de orgánico está definido por de acuoso de cada etapa. la velocidad del orgánico y del acuoso en el sedimentador. La velocidad debe ser similar.
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VARIABLE DE PROCESO
IMPACTO SOBRE EL PROCESO
Ancho de la banda de borras en decantadores La acumulación de borras es perjudicial porque de todas las etapas de SX. puede causar serios problemas de equilibrio en la planta, contaminación, arrastres, y pérdidas de orgánico. La acumulación crítica (grave) sucede cuando se produce una corrida de borras generalizada en la planta. La borra se comienza a acumular cuando existe traspaso de aire desde una etapa a otra (revisar cajones que estén bien inundados), exceso de sólidos en la solución de alimentación a la planta (PLS), exceso de agitación en los mezcladores, paradas y partidas bruscas de la planta de SX. Ancho de la banda de dispersión en todas las Una completa eliminación de la banda de borra no etapas de SX de cada tren. es deseable. La presencia de una pequeña cantidad de borra reducirá el arrastre con respecto a una situación donde existe banda de dispersión. Una banda de dispersión muy ancha no permite una separación de fases eficiente y será necesario disminuir el flujo de alimentación a los mezcladores de cada tren, disminuyendo la recuperación total del tren. Continuidad en mezclador E-1.
Se debe trabajar en acuoso continuo para tener el mínimo de arrastre de acuoso en el orgánico. Este acuoso lleva impurezas que son importantes no traspasar a reextracción vía el orgánico. Las impurezas que pasan a reextracción pasarán a EW produciéndose depositación de impurezas en los cátodos.
Continuidad en mezclador E-2.
Se debe trabajar en orgánico continuo para tener el mínimo de arrastre de orgánico en la solución de refino. El orgánico que arrastra el refino se puede recuperar sólo parcialmente, perdiéndose el resto en las pilas de lixiviación.
Continuidad en mezclador S-1.
Se debe trabajar en orgánico continuo para tener el mínimo de arrastre de orgánico en el electrolito que va hacia EW.
Continuidad en mezclador S-2.
Se debe trabajar en acuoso continuo para tener el mínimo de arrastre de solución en el orgánico que va hacia E-2 puesto que esta solución tiene un alto contenido de cobre.
Arrastre de orgánico en refino de E-2.
Un arrastre excesivo provoca pérdidas de orgánico, puesto que solamente una parte de éste puede recuperarse en la piscina de refino.
Arrastre de orgánico en el electrolito.
Un arrastre excesivo provoca pérdidas de orgánico y contaminación en las celdas de EW.
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VARIABLE DE PROCESO Arrastre de acuoso en orgánico.
IMPACTO SOBRE EL PROCESO Un arrastre excesivo provoca arrastres de impurezas vía el orgánico desde la etapa de extracción a la etapa de reextracción.
pH de la solución de alimentación a la planta, Un pH inferior a 1.4 no permite obtener el corte de PLS. cobre necesario, originando una baja eficiencia de extracción. Un pH superior a 2.2 posibilita la generación de borras y se podrá producir una hidrólisis (precipitación de sales en la solución PLS). Concentración de cobre en la solución de Una concentración bajo 6.5 gpl puede significar alimentación a la planta, PLS. una baja en la recuperación de cobre si no se logra compensarlo con una subida de flujo. Una concentración de cobre sobre 7.0 gpl hará aumentar la concentración de cobre en el refino, produciéndose una operación ineficiente. Concentración de cobre en el refino de E-2 de Un exceso de contenido de cobre en el refino de cada tren. E-2 implica una operación ineficiente puesto que este exceso de cobre se hace recircular por lixiviación. Razón O/A en el mezclador de E-1 de cada Una razón O/A superior a 1.0 en la etapa E-1 es tren. ventajosa porque aumenta la extracción de cobre. Pero es difícil alcanzarla puesto que puede variar la continuidad a orgánico contínuo. Razón O/A en el mezclador de E-2 de cada Una razón O/A superior a 1.1 en extracción es tren. ventajosa porque permite mayor extracción de cobre y reducir el arrastre de orgánico en el refino. Razón O/A en el mezclador de S-1 y S-2 de Se mantienen estas razones O/A para mantener la cada tren. continuidad orgánica en S-1 y acuosa en S-2. Concentración de sólidos en el PLS a E-1 de Un exceso de sólidos provoca generación de cada tren. borras en todas las etapas de SX. Porcentaje de extractante de cada tren.
Una falta de extractante no permitirá obtener el corte de cobre necesario. Un exceso de extractante no es adecuado porque se tendría un reactivo de alto costo en planta sin uso.
pH de la solución de agua de lavado, para la Si está fuera del rango no se efectuará la etapa de lavado de cada tren. separación de fases esperada. Tiempo de separación de fases de etapas E-1, Un tiempo de separación de fases superior al E-2, S-1, S-2 de cada tren. máximo (<1 min) dificulta la separación de fases, disminuyendo el corte de cobre y por lo tanto, disminuyendo la recuperación total del tren. Algo similar ocurre cuando el tiempo de separación de fases es muy rápido.
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VARIABLE DE PROCESO +2
Concentración de Cu
Concentración de electrolito pobre.
ácido
+2
Concentración de Cu
Concentración electrolito rico.
de
IMPACTO SOBRE EL PROCESO
del electrolito pobre.
(H2SO4)
en
Una concentración de cobre bajo 38 gpl dificulta el obtener una calidad óptima de cátodo producido. +2 Bajo 30 gpl de Cu la depositación de impurezas en los cátodos se vuelve muy alta y crítica al igual que se produce una alta nodulación exterior del cátodo. Una alta concentración de cobre puede resultar en una cristalización de sulfato de cobre. el Si el ácido está bajo 156 gpl se produce una reextracción del cobre ineficiente. Si está sobre 170 gpl se puede producir una sulfatación del electrolito en las cañerías.
en el electrolito rico.
ácido
(H2SO4)
en
Una concentración de cobre bajo 50 gpl impedirá el contar con el corte de cobre necesario para la nave de EW. el Se debe revisar el balance de ácido en la planta si está lejos del valor deseado. El ácido debe agregarse equivalente al ácido y cobre equivalente en el descarte de electrolito.
Temperatura mínima del electrolito.
Una temperatura inferior a 15ºC puede permitir la cristalización del sulfato de cobre en las cañerías de la planta.
Concentración de cloruro en el electrolito.
Un nivel alto de cloruro produce una acumulación de gas cloro sobre la línea de solución. Este cloruro se transporta en el vapor ácido que se desprende al liberarse oxígeno en el ánodo. Este vapor que se deposita en el cátodo contiene cloruro como para desatar la corrosión (picadura en el metal).
Concentración de cobalto en el electrolito rico.
Insuficiente cobalto hace inestable la capa de óxido de plomo sobre los ánodos, permitiendo un aumento de la corrosión de los ánodos y contaminación de plomo del cátodo de cobre producido. Un exceso de cobalto puede producir un costo de operación innecesario.
Concentración de Fe en el electrolito rico.
Un exceso de ion Fe puede aumentar la picadura del metal, y lo más importante reduce la eficiencia de corriente.
Concentración de Mn en el electrolito rico.
Un exceso de Mn puede producir una transformación de oxidación del manganeso a permanganato, el cual oxida el extractante y lo transforma en otro reactivo que no extrae cobre.
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ANALISIS Y CONTROL DE CALIDAD DE LA SOLUCION ORGANICA Análisis de metales en muestras de orgánico por espectroscopia de absorción atómica (A.A.S.) Muchos laboratorios analíticos usan exitosamente la espectroscopia de absorción atómica (AAS) para analizar rápidamente una variedad de metales en soluciones acuosas. A menudo estos mismos laboratorios no analizan directamente por AS los metales cargados en una fase orgánica, prefiriendo en su lugar estripear (reextraer) el metal en una solución acuosa para análisis por AAS. Cognis cree y en verdad lo ha comprobado por ellos mismos en los últimos 20 años, que la reextracción de la fase orgánica seguida por el análisis de la fase acuosa resultante, a menudo consume mucho tiempo y es menos exacto que el análisis directo del metal en la fase orgánica. El método usado para analizar las muestras orgánicas en el laboratorio de Cognis en Tucson y en el de Harting en Santiago se entrega más adelante. Es un procedimiento general y se ha aplicado a una variedad de metales. Hay 5 pasos importantes que se recomiendan para asegurar la exactitud del análisis. 1.
El uso de un standard exacto y estable del metal
Los estándares orgánicos de metales se encuentran rápidamente disponibles a precios moderados. Cognis utiliza muestras líquidas en lugar de estándares organo metálicos sólidos, los cuales deben ser solubilizados en una fase orgánica previo a su uso y además se ha notado precipitados finamente divididos en algunos estándares orgánicos, de lo cual hay que tener cuidado. Algunos estándares orgánicos también se pueden preparar en el laboratorio usando técnicas desarrolladas en los laboratorios Cognis que se describirán más adelante. 2.
Homologación de matrices
Es importante que las muestras y los estándares se diluyan lado a lado usando la misma matriz orgánica. Pruebas en los laboratorios Cognis han mostrado que se pueden producir errores significativos si las muestras y los estándares no se diluyen de igual forma. Para los operadores de plantas, una solución al 5% v/v del extractante usado en la planta de extracción por solvente, mezclado con el diluyente del circuito constituyen una matriz conveniente. 3.
Dilución de muestras
En los laboratorios de Tucson se dispone de dilutores digitales Hamilton dedicados exclusivamente a las diluciones orgánicas, lo que permite fácilmente prepara un amplio rango de estándares. Así, cualquier muestra puede confrontarse estrechamente con varios estándares. Para cobre, colocamos la llama del quemador a 60 grados del haz y luego se lineariza el AA con estándares 89
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de 20, 40 y 100 ppm. Usualmente se usan estándares de 10 y 60 ppm como puntos de chequeo. Luego entonces todas las muestras se diluyen en el rango lineal de concentración de los estándares. 4.
Estándares secundarios
Muchas, si no todas, las técnicas analíticas se pueden beneficiar del uso de estándares secundarios. Para orgánicos que contienen cobre se mantienen dos frascos bien tapados, uno conteniendo una fase orgánica cargada de cobre y una fase orgánica reextraída de cobre, con valores de concentraciones aproximadas a los valores típicos de una prueba de control de calidad. Periódicamente las muestras se analizan junto con las muestras normales y los valores de cobre se registran en un libro. De esta forma, la exactitud analítica y la desviación standard quedan registradas en un extenso período de tiempo. Para la operación de una planta comercial serán muy convenientes muestras de orgánico cargado y descargado como estándares secundarios. 5.
Experimentos de balance de masas
El personal de laboratorio debe ocasionalmente realizar pruebas muy cuidadosas, bajo condiciones controladas, en las cuales parcialmente se reextraiga cobre de un volúmen conocido de orgánico cargado, con un volúmen conocido de solución acuosa de reextracción. Las fases resultantes deben luego ser analizadas. Si los estándares son exactos y las técnicas de AA son buenas, la pérdida de metal desde el orgánico debe ser exactamente igual al metal ganado por el acuoso. Teóricamente, los operadores de planta deben encontrar una buena correspondencia, cuando se hacen los cálculos de balance de masas con sus circuitos. Cuando no hay balance, el problema generalmente se debe a fallas de los flujómetros, muestras contaminadas o malas técnicas de muestreo y no a errores analíticos. Con pruebas controladas de balance de masas se puede comprobar esto.
Preparación de laboratorio de standard orgánico de cobre para análisis AA
Se precipita una alicuota de 100 ml de un standard acuoso de 1000 ppm de cobre (AA) en un embudo separador de 250 ml. Se agrega gota a gota solución amoniacal concentrada con suave agitación hasta que se produzca el color azul intenso del complejo amino cúprico (Cu+2). A continuación se agrega al embudo separador 100 ml de una solución orgánica que contiene 5% v/v del reactivo LIX elegido disuelto en el solvente que se utiliza en el circuito. El embudo separador tapado se agita vigorosamente durante dos minutos y luego se dejan separar las fases. Una pequeña porción de acuoso se retiene mientras la fase orgánica se filtra a través de un papel filtro Whatman 41, o equivalente y luego se almacena en un frasco de vidrio sellado herméticamente.
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Normalmente, el cobre se transfiere cuantitativamente (extrae) desde la fase acuosa a la fase orgánica. La muestra acuosa retenida se analiza por cobre para asegurarse de que la extracción completa ha ocurrido. TEST DE CONTROL DE CALIDAD PARA REACTIVOS COGNIS
CINETICA DE EXTRACCION:
Se determina en forma simultánea los siguientes valores: punto de isoterma de extracción, separación de fases en extracción y selectividad Cu/Fe. Soluciones requeridas
Acuoso de extracción (standard o de planta). Acuoso de stripping (standard o de planta).
1) Se miden exactamente 400 ml de fase orgánica y 400 ml de solución de stripping, se agregan a embudo de decantación y se agitan durante 5 minutos. 2)
Separación y drenaje del electrolito.
3)
Filtración del orgánico con papel filtro WHATMAN 1 PS (SO).
4) Se agregan 350 ml de orgánico (SO), al depósito de control de calidad, se agita chequeando rpm 1750 (25), se ajusta cronómetro en 5 minutos y 5 segundos. 5) Agregado de acuoso de extracción durante 5 segundos, al centro del impeller, entonces se debe comenzar con el tiempo de agitación, sacando una muestra de emulsión a los 30, 60 y 300 segundos (E30, E60, E300), la emulsión obtenida se pasa directo a un papel filtro WHATMAN 1 PS. 6) A los 5 minutos se debe detener la agitación y chequear tiempo de separación de fases, ayudado por luz de neón exterior. Registrar el tiempo de separación de fases. La separación de fases es considerada completa cuando una monocapa de burbujas queda en la interfase.
CINETICA DE STRIPPING:
Se determina en forma simultánea, punto de isoterma de stripping y tiempo de separación de fases. 1) La emulsión anterior se lleva a embudo de decantación descartando el acuoso. 2) Se miden exactamente 325 ml de solución de stripping y se agregan a depósito de control, se agita chequeando las rpm entre 1750 (25), se ajusta cronómetro en 5 minutos y 5 segundos.
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3) Agregado de orgánico cargado durante 5 segundos al centro del impeller, entonces comenzar el tiempo de agitación, sacando una muestra de emulsión a los 30 y 300 segundos (S30 y S300). La emulsión se pasa directo a un papel filtro WHATMAN 1 PS. 4) A los 5 minutos se debe detener la agitación y se debe chequear el tiempo de separación de fases, ayudado por luz de neón exterior. NOTAS: Durante los test se debe chequear continuidades con instrumento, debe ser orgánica en cinética de extracción y acuosa en cinética de stripping. El impeller debe quedar entre 1 a 2 cm bajo la superficie de orgánico (en cinética de extracción) y en forma similar en el electrolito (cinética de stripping. El tiempo de separación de fases se considera completo cuando una monocapa de burbujas queda en la interfase.
Todas las muestras deben quedar debidamente identificadas.
Todo el material debe ser lavado rigurosamente con agua, después con acetona y secarlo antes de usarlo en algún otro test.
CARGA MAXIMA:
1) Se toman 10 ml de orgánico descargado (SO), (punto Nº3 de cinética de extracción) y se lleva a embudo de decantación de 30 ml. 2)
Se agregan 10 ml de acuoso de extracción (standard o solución de planta).
3)
Se agita durante 2 minutos, se deja separar y se debe decantar el acuoso.
4)
Se repite paso Nº2 y 3 durante 5 veces.
5)
Filtración de la muestra de orgánico (ML).
Una vez terminados los test se tienen las siguientes muestras: E30, E60, E300, S30, S300, ML, SO, las cuales se deben analizar por cobre (todas) y fierro total (E300).
CALCULOS:
1)
Cinética de extracción:
Se expresa como el % de cobre extraído a los 30 segundos comparado con el máximo de cobre extraído a los 300 segundos.
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Cinética de extracción = (E30/E300) x 100 (%) 2)
Cinética de stripping:
Se expresa como el % de cobre descargado en 30 segundos comparado con el máximo de cobre descargado en 300 segundos. Cinética de stripping = E300 - S30 x 100 (%) E300 - S300 3)
Selectividad Cu/Fe:
Es la razón entre el cobre extraído a los 300 segundos y el FeT extraído a los 300 segundos expresados en gpl. Selectividad Cu/Fe = E300 Cu E300 Fe 4)
Carga máxima: Se obtiene directamente del análisis de la muestra (ML).
5)
Transferencia neta:
Es el cobre transferido en gpl en la extracción, menos el cobre después de la reextracción. Transferencia neta = E300 - S300
Presentación de resultados: E30 Cinética E300 Isoterma S30 Cinética T.N. M.L. Selectividad Cu/Fe S.O. E60 Cinética Separación Fases Extracción Separación Fases Reextracción
MUESTREO DE SOLUCIONES:
Para el control del proceso de extracción por solvente, se requiere la toma de diferentes tipos de muestras: acuosas, orgánicas y borras. Cada una tiene claramente predefinido el lugar, la forma y el momento en que se debe tomar, para obtener la mejor representatividad de ella. 93
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Rutinariamente durante la operación de la planta, las muestras que se toman son las siguientes: solución de alimentación, solución refino, solución electrolito gastado, solución orgánica para determinación de arrastre de acuoso, solvente fresco, extractante fresco, borras, solución electrolito rico, agua de reposición, soluciones electrolito y refino para determinación de arrastre de orgánico. Es recomendable, por lo menos al inicio de la operación, tomar muestras cada 4 horas en condiciones de operación normal y en horarios extras cuando hay alguna desviación o desestabilización de la operación. Otras muestras menos frecuentes son: solución orgánica para determinación de concentración del extractante, muestra de interetapas para perfiles de eficiencias y para control de calidad del extractante, solución electrolito para potencial de oxidación, solución de alimentación para determinar la cantidad de sólidos en suspensión. Se efectúan también muestreos de la dispersión en las cajas mezcladoras, para observación visual del comportamiento de separación y de la razón O/A de fases; hay también un muestreo rutinario en los decantadores, que se efectúan preferentemente con tubos de vidrio, para determinar la distribución de fases, visualizar la separación en el decantador, la calidad de la dispersión y la presencia de borras. Para efectuar el muestreo se debe proceder como se indica a continuación: 1. Preparar un set de botellas (frascos) limpias y bien identificadas, según las muestras que corresponde tomar. 2. Preparar un set de vasos para la determinación de contaminaciones de acuoso en orgánico y un set para determinaciones de orgánico en acuoso. 3. Para la toma de muestras en los mezcladores y en los vertederos, es conveniente disponer de cucharones de PVC fabricados ex profeso y con su mango suficientemente largo para tener alcance en el seno de la dispersión en el mezclador y en las cascadas de los vertederos. Estos implementos se introducen y llenan con líquido de la dispersión o de cada fase individual y se vacía el contenido a una botella o a un vaso de precipitados, según sea muestra para análisis químico o para determinaciones de razón de fases O/A o para tiempos de separación. Para este último caso se puede usar alternativamente probetas graduadas. 4. Las muestras para determinación de contaminaciones, conviene tomarlas, directamente en los vasos de medición que se usan en las centrífugas, para evitar la introducción de errores por impregnación de las paredes de las botellas de muestreo.
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C O N C E P T O S T E O R IC O S Y OPERACIONALES DE EL EC T R O O B T E N C I O N
ISO 14000
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ELECTROOBTENCION
DEFINICION
La electroobtención de cobre es un proceso electrolítico de depositación de cobre metálico, desde una solución base de cobre, por el paso de una corriente eléctrica. Se verifica en una celda electrolítica, que está compuesta por una superficie catódica sobre la cual se depositará el cobre contenido en el electrolito y una anódica que debe ser inatacable para evitar su corrosión y contaminación del electrolito. El cátodo es una placa de acero inoxidable y el ánodo una placa de plomo.
MECANISMOS La reacción total se presenta en forma simplificada como: Cu SO4 + H2O ===== Cu0 + H2SO4 + ½ O2 corriente
Donde el cobre es depositado en el cátodo y el oxígeno es liberado en el ánodo. La reacción produce una generación de ácido sulfúrico, el cual es usado en el circuito de SX, de acuerdo a: R2 Cu + H2SO4 ==== Cu SO4 + 2 RH El proceso se verifica en una celda electroquímica, usando una solución acidulada de cobre, llamada electrolito. Las reacciones principales que se producen son: En el cátodo: a) b)
Cu++ + 2e- ===== Cu0 Fe+++ + e- ===== Fe++ En el ánodo:
c) d)
H2O ===== 2 H+ + ½ O2 + Fe++ ===== Fe+++ + e-
2e-
Resumiendo podemos decir, que con una energía eléctrica suplida externamente, los efectos netos de una electroobtención son disminuir el contenido de cobre de un electrolito, liberar oxígeno y aumentar la acidez.
EQUIVALENTE ELECTROQUIMICO
La regla es que 1 Faraday de electricidad (vale decir, 96489 ampere segundos, o coulomb) depositará el peso atómico de cualquier elemento, dividido 96
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por su valencia, en donde el peso se expresa en gramos. Esto se conoce como el equivalente electroquímico y que para el Cu es: Cu++ = 63.54 / 2F = 31.77 / F La definición de coulomb es “aquella cantidad de electricidad producida por 1 ampere que fluye durante un segundo”. Se debería notar que 1 ampere se define como aquella corriente invariable, que al pasar por una solución de Ag NO3 en agua, deposita plata a razón de 0,001118 gramos por segundo. En términos prácticos, sin embargo, los factores siguientes resultan más útiles: Factor para el Cu: 1,18576 Gramos/Amp. hora 0,02844 Kgrs/Amp. día CONCEPTOS TEORICOS BASICOS DE ELECTROOBTENCION DE COBRE
DEFINICIONES Y ELECTROMETALURGIA
Electroobtención de cobre es el proceso unitario mediante el cual es posible recuperar cobre al estado metálico, sólido (Cu0), a partir de una solución acuosa que contiene iones de cobre, mediante el paso de una corriente eléctrica. La reacción química global que describe este fenómeno es la siguiente: Cu SO4 + H2O ===== Cu0 + ½ O2 + H2SO4 en presencia de corriente donde: El cobre se deposita al estado metálico sólido (Cu0), sobre un electrodo denominado cátodo. Como contrapartida a la reacción química de depositación de cobre en el cátodo, existe una reacción química en el electrodo denominado ánodo, la cual genera ácido sulfúrico y libera oxígeno, por descomposición del agua. Finalmente, se observa la disminución del contenido de cobre en la solución acuosa o electrolito, producto de la depositación del cobre sobre el cátodo. El siguiente dibujo representa un esquema básico de una celda electroquímica, que corresponde a un reactor de electroobtención:
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CELDA ELECTROQUIMICA FUENTE C.C. Flujo de electrones + ANODO
- CATODO
En la celda electrolítica se pueden distinguir los siguientes elementos principales:
RECTIFICADOR
: Fuente de corriente continua externa.
CATODO
: Electrodo negativo, que recibe el flujo de electrones desde el electrolito. La acumulación de electrones sobre la superficie de este electrodo permite la realización de la reacción catódica, es decir, la depositación del cobre metálico. Es una placa de material buen conductor de la corriente eléctrica.
ANODO
: Electrodo positivo, que recibe el flujo de electrones desde el rectificador y los entrega nuevamente a la fuente de corriente continua; la superficie de este electrodo se caracteriza por ser deficitaria en electrones, lo que permite la realización de las reacciones anódicas de generación de ácido sulfúrico y
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ELECTROLITO
liberación de oxígeno. Es una placa de material insoluble, resistente a la corrosión y conductor de la corriente eléctrica. : Solución acuosa conductora de la corriente eléctrica (flujo de electrones) que contiene una concentración de cobre al estado iónico, junto con otras impurezas, a temperatura y viscosidad que maximizan la reacción de depositación de cobre.
La reacción química global de electrodepositación puede descomponerse en las siguientes reacciones electroquímicas, según los lugares preferenciales donde estas tienen lugar:
Reacciones catódicas: Cu++ + 2e- ==== Cu0 Fe+++ + e- ==== Fe++ ½ O2 + 2H+ + 2e- ==== H2O
Reacciones anódicas: H2O ==== ½ O2 + 2H+ + 2eFe++ ==== Fe+++ + e2 Cl- ==== Cl 2 + 2e-
(1) (2) (3)
(4) (5) (6)
Otras reacciones en solución: 2 Fe++ + ½ O2 + 2H+ ==== 2 Fe+++ + H2O
(7)
La reacción (1) ocurre en el cátodo y es la de interés para la producción de cátodos de cobre. Las reacciones (3) y (7) son pocos importantes dado que la baja solubilidad del oxígeno en agua hace que sean reacciones de cinética lenta. Las reacciones (2) y (5) son reacciones cíclicas, es decir, se están desarrollando en el ánodo y en el cátodo simultáneamente, estas reacciones toman importancia cuando los contenidos de fierro en electrolito alcanzan niveles mayores a 2 gramos por litro, es entonces cuando estas reacciones se manifiestan haciendo disminuir la eficiencia de corriente; esto significa aumentar el consumo de energía eléctrica sin que necesariamente aumente la producción de cobre. La reacción (6) es importante de considerar debido al daño que se produce a las instalaciones por efectos corrosivos del gas cloro. La reacción (4) ocurre en el ánodo y es la responsable de la emisión de neblina ácida.
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LEY DE FARADAY
La ley de Faraday establece que: “Un equivalente-gramo de material es químicamente alterado en cada electrodo, por cada 96.500 coulombs (1 Faraday; o bien 96.500 ampere-segundo) pasados a través de una celda electrolítica”.
DEFINICIONES
Equivalente-gramo
: Se define como el peso atómico de un elemento dividido por su estado de valencia más estable. En el caso del cobre, el estado de valencia más estable es +2 (ion cúprico), luego un equivalente gramo de cobre es 63.54/2 = 31.77 gramos. Coulomb : Se define como la cantidad de electricidad (flujo de electrones que pasa entre conductores en un segundo cuando se aplica un flujo de corriente equivalente a 1 ampere. La unidad del coulomb es el ampere-segundo. Equivalente electroquímico : Se define como el equivalente-gramo de un metal depositado por una corriente eléctrica de 1 Faraday, es decir, 96.500 coulombs, o bien, 96.500 ampere-segundo. La siguiente tabla muestra los valores de equivalente electroquímicos para distintos elementos. EQUIVALENTE-ELECTROQUIMICOS PARA DISTINTOS ELEMENTOS ELEMENTO
PESO ATOMICO gramos
VALENCIA
EQUIVALENTE GRAMO gramos
EQUIVALENTE ELECTROQUIMICO gramos/(ampere-hora)
Cu+
63,54
1
63,54
2,37
Cu++
63,54
2
31,77
1,18
Zn++
65,37
2
32,69
1,22
Co++
58,93
2
29,47
1,10
Ni++
58,71
2
29,36
1,09
Ag+
107,87
1
107,87
4,02
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La ley de Faraday se utiliza para calcular la cantidad teórica de masa de cobre que se depositaría en una celda electrolítica. Se debe tener presente que no toda la energía eléctrica aplicada se utiliza para la depositación del cobre; es así como existen reacciones químicas parásitas o paralelas que consumen energía eléctrica para su realización, ejemplos de esta situación son las reacciones (2), la más relevante desde el punto de vista de consumo de energía eléctrica, y las reacciones (3) y (5). Asimismo, existen otras fuentes de pérdida de energía eléctrica como son: resistencia del electrolito al paso de la corriente eléctrica, pérdidas en contactos y sobrepotenciales anódico y catódico. La expresión de la ley de Faraday para el cálculo de la masa de material depositado es: Q = Ee x A x t donde: Q = masa teórica de metal depositado (gramo). Ee = equivalente electroquímico del metal (gramo/ampere-hora). A = corriente eléctrica aplicada (amperes). t = tiempo de aplicación de la corriente eléctrica (hora). Debido a los antecedentes de pérdida de corriente eléctrica mencionados anteriormente, es necesario revisar el concepto de eficiencia de corriente.
EFICIENCIA DE CORRIENTE
Se define la eficiencia de corriente como la razón entre el depósito real del metal dividido por el depósito teórico del metal, según el calculo proporcionado por la ley de Faraday: N = Qr / Q x 100 donde: N = eficiencia de corriente (%). Q = masa teórica de metal depositado (gramo). Qr = masa real de metal depositado (gramo). Luego, se puede escribir que la masa real de metal a depositar Qr, está dada por la siguiente relación: Qr = Q x N / 100 equivalente a: Qr = Ee x A x t x noC x N / 100 donde: Qr = masa real de metal depositado (gramo). Ee = equivalente electroquímico (gramo/ampere-hora). A = corriente aplicada (amperes). t = tiempo durante el cual se aplica corriente (hora). noC = número de celdas electrolíticas. N = eficiencia de corriente (%).
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VOLTAJE DE CELDA Y CONSUMO DE ENERGIA
Cabe hacer notar que, a partir de la relación que da cuenta de la masa real de metal depositado se observa que esta es solo función de la corriente eléctrica y su tiempo de aplicación; sin embargo, se debe considerar el voltaje asociado a tal corriente eléctrica puesto que este define el consumo de energía eléctrica y los costos asociados a la electrodepositación de cobre. Es así como el depósito teórico de cobre en una celda electrolítica para una corriente de 1 ampere, alcanzaría a 1.18 gramos/hora, si ahora consideramos 100 celdas en lugar de una, para las mismas condiciones de corriente, la masa teórica de cobre depositado alcanza a 118 gramos/hora, pero el voltaje de celda aumenta 100 veces como asimismo aumenta 100 veces el costo de energía. El voltaje de celda V, está constituido por la sumatoria de caídas de potencial debidas a factores como los siguientes: Potencial de reacción Vr, corresponde a la energía que se necesita entregar al sistema para realizar la reacción de electrodepositación de cobre. En el caso de las condiciones de operación de electroobtención de cobre el valor de Vr alcanza a 0.92 volt. Potencial de polarización anódico o sobrepotencial anódico Va, corresponde a la energía involucrada en la reacción de liberación de oxígeno, asociada con la dificultad en la nucleación de burbujas de oxígeno y posiblemente a excesos localizados en la concentración de ácido sulfúrico. Los factores que ayudan a disminuir este sobrepotencial anódico son los siguientes: agitación del electrolito, materiales de construcción de los ánodos conjuntamente con agentes externos que puedan ayudar a la evacuación del oxígeno sin que sea necesaria la formación de burbujas. Los valores de sobrepotencial anódico se ubican en el rango de 0.6 - 1.0 volt. Potencial de polarización catódico o sobrepotencial catódico Vc, corresponde a la energía involucrada en la transferencia de iones de Cu+2 desde el seno del líquido a la superficie del electrodo, como asimismo a la transferencia de cargas eléctricas sobre la superficie del electrodo; una forma de reducir el sobrepotencial catódico es la agitación del electrolito. Los valores de sobrepotencial catódico se ubican en el rango de 0.05 - 0.1 volt. Resistencia ohmica del electrolito Vo, corresponde a la energía necesaria para vencer la resistencia que ofrece el electrolito al paso del flujo de electrones; se observa que la conductividad de los electrolitos es mayor en la medida que aumenta la concentración de ácido sulfúrico, de igual forma ocurre si aumenta la temperatura, sin embargo, disminuye con el aumento de la concentración de iones metálicos debido a la menor movilidad de estos iones respecto de aquella para los protones. La resistencia ohmica también depende de la geometría de la celda electrolítica, en particular del espaceamiento entre electrodos y el área de estos. La caída de voltaje debido a la resistencia ohmica es directamente proporcional al espaceamiento entre electrodos y a la densidad de corriente, e inversamente proporcional a la conductividad del electrolito; el valor de esta caída de voltaje se ubica en el rango de 0.15 - 0.5 volt.
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Resistencia por contactos eléctricos Vk, corresponde a la energía por concepto de caída de potencial por contactos eléctricos entre barras de distribución, electrodos, barras portacátodos, barras portaánodos, etc. La reducción en los valores de esta caída de potencial se obtiene mediante un diseño adecuado de barras y un cuidado constante de la limpieza de barras y contactos. Un valor probable para esta caída de potencial es no inferior a 0.1 volt. De acuerdo a los factores mencionados anteriormente, se puede estimar el valor de voltaje de celda V, mediante la siguiente reacción: V = Vr + Va + Vc + Vo + Vk Vr Va Vc Vo Vk V
= 0.92 V = 0.6 - 1.0 V = 0.05 - 0.1 V = 0.15 - 0.5 V = 0.1 V = 1.82 - 2.62 V
FACTORES QUE INFLUYEN SOBRE LA EFICIENCIA DE CORRIENTE
La eficiencia de corriente fue definida como la razón entre la masa de cobre real depositada y la masa teórica de depósito de acuerdo a la ley de Faraday, expresada en porcentaje; representa un buen indicador del uso que se está a la energía en el proceso de electroobtención, es así como los valores de eficiencia de corriente superiores a 92% corresponden a un buen uso de la energía en electroobtención de cobre y toda vez que la eficiencia de corriente sea inferior a 90%, corresponderá una explicación satisfactoria de las razones por las que se obtuvo tal valor. Los factores que influyen en la obtención de bajas eficiencias de corriente son los siguientes: Reacciones químicas paralelas o parásitas; entre las cuales la principal es la reducción de Fe+3 en el cátodo. Operacionalmente, el control sobre este factor se hace controlando la concentración de Fe+3 y otras impurezas mediante descartes periódicos de electrolito. Pérdidas de corriente debido a cortocircuitos entre ánodo y cátodo, entre celda y celda o cualquier camino que tomo la corriente distinto al de pasar a través del electrolito. El depósito de cobre se produce siempre que la corriente pasa a través del electrolito. Operacionalmente el control sobre este factor se realiza mediante limpieza constante de barras distribuidoras y contactos. FACTORES QUE INFLUYEN SOBRE LA CALIDAD DEL DEPOSITO CATODICO La calidad del depósito en un cátodo, desde el punto de vista teórico, está relacionada con la cinética de la reacción de reducción de cobre; esta reacción procede en la medida que exista transferencia de carga eléctrica entre iones en solución y la superficie del cátodo, los iones parcialmente neutralizados sobre la
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superficie buscarán una posición estable donde depositarse sobre la superficie; la formación de un depósito denso y suave dependerá de que en primer lugar esta reacción se realice lentamente y en segundo lugar que los iones tengan la posibilidad de ocupar lugares de crecimiento preorientados, en caso de altas densidades de corriente se incrementa la velocidad de nucleación, generándose un crecimiento aleatorio de grano, situación que favorece la formación de huecos y como consecuencia el atrapamiento de electrolito e impurezas. Los parámetros operacionales que influyen en la calidad del depósito catódico son los siguientes: Concentración de cobre en el electrolito; debe corresponder a los valores de diseño, valores inferiores aumentan la velocidad de depositación y por consecuencia favorece el crecimiento irregular del depósito. Concentraciones altas de cobre en el electrolito en general favorecen la calidad del depósito catódico. Viscosidad del electrolito; viscosidades bajas favorecen la velocidad de difusión de iones cúpricos a través de la capa límite, operacionalmente bajas viscosidades se logran manteniendo bajas concentraciones de impurezas en general y en particular de iones pesados y sales neutras. Esto se logra manteniendo un control estricto de traspaso de impurezas desde la etapa de extracción por solventes y realizando purgas o descartes periódicos de electrolito. Temperatura del electrolito; temperaturas altas favorecen las propiedades de difusión de iones en el electrolito, disminuyen la viscosidad de las soluciones y aumentan la densidad de corriente límite para el depósito de cobre. Agitación del electrolito; aumenta la densidad de corriente límite y por consiguiente reduce la velocidad de crecimiento de grano o nucleación. Aditivos para depósito de grano liso; la adición de este tipo de productos tales como guartec, galactasol, guarfloc (floculantes), favorece el crecimiento de grano fino y por consecuencia se obtiene un depósito liso. Este fenómeno se logra por adherencia de este tipo de producto en protuberancias del depósito, generando sobrepotenciales locales en superficies deprimidas favoreciendo así el crecimiento del depósito en estas zonas, obteniéndose como resultado global un depósito liso. Adición de sulfato de cobalto; este reactivo tiene por misión proteger la capa de óxido de plomo y de esta forma reducir la velocidad de corrosión de los ánodos; adicionalmente tiene la ventaja de reducir el sobrepotencial anódico, fenómeno que resulta ser beneficioso desde el punto de vista del consumo de energía.
VARIABLES DE ELECTROOBTENCION
Cálculo de cobre depositado: Para una nave electrolítica está definida como: P = A x 0,02844 x Ec x Nc x T en donde: P = peso de cobre depositado en kg/día. A = amperaje. Ec = eficiencia de corriente. Nc = número de celdas.
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T
= tiempo en días.
CONCENTRACIONES DE COBRE Y ACIDO
La conductividad del electrolito se ve incrementada con la concentración de ácido y disminuye con el aumento de iones metálicos (Cu++, Fe++, etc). A su vez la calidad de cobre depositado es función directa de la concentración de cobre en el electrolito. A valores inferiores a 30 gr/lt, de cobre en el electrolito la calidad del depósito baja notoriamente. La concentración de cobre que debe operarse en el circuito electrolítico es la del electrolito pobre, que para diseños es del orden de 30 - 40 gr/lt, valores que pueden sustentar cualquier variación producto de la extracción. La concentración de cobre del electrolito rico es del orden de 45 - 55 gr/lt y es balanceado automáticamente de acuerdo al cobre extraído en la etapa de extracción. Por la ecuación general que se verifica en la electroobtención, a saber: Cu SO4 + H2O ===== Cu0 + ½ O2 + H2O se determina que por 1 kg de cobre depositado se producen 1,54 kg de ácido sulfúrico. Por lo tanto, la concentración de ácido en el electrolito se expresa como una función del ácido generado por el cobre depositado más el ácido libre que se denomina ácido equivalente, calculado de modo: H+ eq = Cu++ x 1.54 + H+ libre en donde: H+ eq = ácido equivalente en gr/lt. Cu++ = concentración de cobre en el electrolito en gr/lt. H+ = ácido libre determinado por análisis en gr/lt. Por diseño de la planta el ácido equivalente debe estar en el orden de 210 gr/lt de acuerdo a: (ejemplo)
Electrolito
Cu++
H+ libre
H+ eq
Pobre
38
152
210
Rico
48,4
136
210
Es importante destacar que la determinación del ácido equivalente debe ser revisado y analizado cuidadosamente, por cuanto el intercambio ácido del extractante se ve afectado fuertemente en su transferencia neta, por esta concentración y por lo tanto este nivel de acidez debe buscarse experimentalmente. 105
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Esto se explica por el hecho que a mayores concentraciones de cobre en el electrolito y para un mismo valor de ácido equivalente, el nivel de concentración del ácido libre, que es el que actúa en el intercambio en la etapa de reextracción, baja por cálculo. Para evitar fluctuaciones de las concentraciones de cobre y ácido en los electrolitos, las reposiciones de los flujos de agua y ácido deben siempre efectuarse durante las 24 horas del día, con el fin de mantener una transferencia estable y un refino bajo.
TEMPERATURA DEL ELECTROLITO
La temperatura es una variable muy importante en el proceso electrolítico, pues tiene los siguientes efectos positivos:
Mejora la conductividad del electrolito. Baja la viscosidad. Mejora la calidad del depósito. Baja los contaminantes, especialmente el azufre. Disminuye el potencial de la celda. Debe ser mantenida entre los 42 - 45 oC.
DENSIDAD DE CORRIENTE
Se define como la intensidad de corriente que fluye a través de un área determinada de electrodos. Dc = A Amp x m2 Area Los rangos de esta densidad de corriente, para cátodos permanentes varían desde 250 - 300 Amp/m2. Un aumento de densidad de corriente, produce un aumento en la eficiencia de corriente pero deteriora la calidad del depósito y aumenta el potencial de la celda. Un aumento en la densidad de corriente debe estar acompañado de un aumento en los flujos de las celdas.
EFICIENCIA DE CORRIENTE
La eficiencia de corriente se define como la fracción de la corriente total que se usa para depositar cobre. Para cátodos permanentes varía de 93 - 95%, siendo las siguientes variables que causan efectos negativos: Reacciones paralelas. Cortocircuitos. Fugas de corriente. La reacción paralela de mayor importancia debido al consumo de corriente es la reacción de reducción del ion férrico a ferroso que se origina en el cátodo. La fórmula para determinar la eficiencia de corriente es:
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Ec = Peso del cobre real depositado Peso del cobre teórico depositado
REACTIVO CATODICO
Para mejorar la calidad de la depositación produciendo un grano fino y evitar el efecto de los nódulos, que son altamente captadores de impurezas; tales como azufre y plomo principalmente, es que se agrega al electrolito un reactivo especial, que es un floculante, cuya misión es decantar los sólidos en suspensión y que deben presentar un bajo contenido en los electrolitos, ya que su mayor presencia aumenta la viscosidad y mayor contaminación en el depósito. Otro reactivo que se agrega es el cloro como ácido clorhídrico, pero debe evitarse al máximo, pues aunque se use en bajas concentraciones como 5 - 10 ppm, producirá en el tiempo un deterioro al nivel de la interfase tanto en los cátodos como en los ánodos. Para el caso de los floculantes sólidos (derivados del guar), se usan en dosificaciones del orden de 200 - 250 gr de reactivo por tonelada de cobre depositado.
REACTIVO ANODICO
Por naturaleza del electrolito y las reacciones que involucran la electrólisis es que se presenta en la celda siempre un alto potencial. Este alto potencial presenta una alta posibilidad de oxidación del plomo, transformándolo en un óxido de plomo, el cual es fácilmente solubilizable por la acción del ácido sulfúrico del electrolito, produciendo un desgaste y corrosión del ánodo de plomo y una contaminación de plomo en los cátodos por impregnación de partículas de óxido de plomo en el depósito. Para evitar esto, se agrega al electrolito sulfato de cobalto, cuya misión es estabilizar el óxido de plomo producido, manteniéndolo adherido al ánodo, formando una capa protectora e impidiendo por lo tanto su disolución. Es conveniente mantener el cobalto en el orden de 110 ppm, como concentración en el electrolito.
BALANCE BASICO DE COBRE Y ACIDO
Balance de cobre: El balance de cobre está definido por las variables de diseño de acuerdo a: -
Electrolito pobre Electrolito rico
= 38 gr/lt = 48,4 gr/lt
Se toma como base la concentración del electrolito pobre, cuidando siempre de mantener la mínima variación a través del manejo del rectificador. Para esto se calcula el cobre extraído y de acuerdo a este valor del amperaje de acuerdo a: 107
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A = FSR x 24 x (CuSR - CuRF) 0,02844 x Nc x Ec Este balance conviene efectuarlo cada 3 - 4 horas. Si el valor de la concentración del electrolito pobre es igual o menor a 38 gr/lt y el amperaje calculado es mayor que el actual, el amperaje calculado debe ser ajustado en el rectificador. Si el valor de la concentración del electrolito pobre es mayor a 38 gr/lt y el amperaje calculado es mayor que el actual, no debe subirse el amperaje y se debe esperar y repetir los análisis por lo menos una hora después. Balance de ácido: Cada vez que se analice el valor de cobre en el electrolito pobre, debe analizarse también por su concentración en ácido libre y ajustarlo a un valor del ácido equivalente de 210 gr/lt de acuerdo a: Fh+ = IEL x (210 - H+a) L/min Dh+ x 1440 en donde: Fh+ IEL H+a Dh+
= flujo de ácido = inventario de electrolito total en m3 = concentración de ácido actual en gr/lt = densidad del ácido sulfúrico
CONTROLES OPERACIONALES EN ELECTROOBTENCION
Preparación reactivo anódico: La concentración de cobalto en el electrolito debe estar en el orden de 110 ppm y este análisis debe efectuarse por lo menos una vez al día. Si el sulfato de cobalto es un sólido, el cobalto agregado como sal se calcula de acuerdo a: PSC = IEL x (110 - Co) Kg 210 en donde: PSC IEL Co
= peso del sulfato de cobalto en kg = inventario de electrolito en m3 = análisis de cobalto actual en ppm
El sulfato de cobalto es fácilmente soluble y puede agregarse sin problemas en concentraciones del orden de 10 gr/lt. Preparación reactivo catódico: El peso del reactivo catódico se calcula de acuerdo a: PRC = (peso depositado día anterior) x 0,25 Kg en donde:
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PRC
= peso reactivo catódico en kg
Asumiendo una dosificación de 250 gr/ton Cu depositado. El reactivo catódico debe ser preparado teniendo en cuenta la precaución de no formar grumos, dándole un tiempo de agitación de por lo menos dos horas y dosificando al sistema las 24 horas del día. La concentración no debiera superar en 0,2% P/V. El punto de adición del reactivo debiera estar en la línea de flujo de electrolito de alimentación a las celdas.
MANEJO DE ELECTRODOS
Después de efectuada la cosecha debe realizarse un chequeo minucioso de la colocación de los cátodos de acuerdo a: Espaceamiento: Todos los cátodos y ánodos entre sus centros deben estar a una distancia aproximada de 100 mm. Alineamiento: Las barras de contacto tanto de ánodos como de cátodos deben sobresalir en ambos lados con respecto a las barras triangulares en 12 mm aproximadamente. Si se cumplen estas dos condiciones no se deberían tener problemas de alineación y centrado hasta el final del periodo de depósito.
MEDICION DE VOLTAJES
Debe efectuarse diariamente un control de voltaje para conocer y detectar las celdas que presentan problemas con aumentos de voltajes no deseados. El voltaje total indicado por los rectificadores se divide por el número de celdas, dando un valor promedio del voltaje por celda. Midiendo el voltaje de celdas, se puede determinar la variación y conocer que celdas presentan problemas al indicar un valor sobre el promedio efectuándose en esa celda un control más riguroso de medición de contactos y cortocircuitos.
RESISTENCIAS DE CONTACTO
El amperaje total actual dividido por 60, da como resultado el amperaje que circula por cada cátodo. Este resultado se verifica midiendo por cada cátodo su amperaje y calculando un promedio de la suma total y la desviación estándar. Se mide también el voltaje de contacto en mv, calculando el promedio y su variación estándar. La resistencia ohmica se calcula de acuerdo a: R = V x 1000 m ohm A en donde: R V A
= resistencia en m ohm = voltaje promedio = amperaje promedio
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Un valor inferior a 40 m ohm indica buenas condiciones de contacto.
DESBORRE DE CELDAS
La práctica de muchas naves electrolíticas ha demostrado la necesidad de efectuar limpieza de celdas, para retirar los sólidos decantados que principalmente son de plomo en periodos de tiempo que no superen los tres meses. Esta se efectúa con el fin de mantener el fondo de las celdas libre de impurezas que puedan dañar la calidad catódica y aprovechar también de limpiar los contactos de los ánodos. Cuando se retiran los ánodos para efectuar las limpiezas de las celdas, no debe retirarse de ellos la capa protectora de óxido de plomo, salvo el caso cuando los pesos de borra depositada en la celda superen valores de 50 kg, lo que indica un problema mayor de deterioro de los ánodos.
ARRASTRE DE ORGANICO
El arrastre de orgánico proviene de SX y está ligado directamente a la calidad de su operación. Este arrastre aunque puede ser muy bajo, del orden de 2 ppm, es suficiente para causar problemas serios en desmedro de la operación de despegue de las láminas, en la calidad del depósito y producir corrosiones en los niveles de la interfase de los electrodos por elementos altamente corrosivos como el cloro por ejemplo. El orgánico es altamente captador de sólidos que quedan impregnados en los cátodos y son puntos de nucleación que producen los nódulos que es el principal problema de atrapamientos de impurezas tanto de plomo como de azufre. Principio de operación intercambiador de calor de placas En un intercambiador de calor de placas, el calor se transfiere del electrolito pobre y el agua caliente al electrolito rico a través de delgadas placas de metal llamadas placas de transferencia, las cuales se han estampado con un patrón especial. Las placas de transmisión adyacentes tienen distintos patrones de estampado. El conjunto del intercambiador de calor se compone de placas de transferencia alternadas, que van colocadas en las barras transportadoras superiores y barras guías inferiores. Las placas adheridas se separan mediante empaquetaduras y se prensan entre las placas de cabezal pesado y placas seguidoras, a las cuales se les hacen conexiones de cañerías. El número de placas de un conjunto se determina según los requisitos de transferencia de calor. La figura siguiente muestra un intercambiador de calor ensamblado y la disposición característica de las placas de transferencia y de las placas seguidoras que muestran la trayectoria de paso de los fluidos. Cuando se estampa un conjunto de placas, los orificios de las esquinas forman múltiples conjuntos, que conducen al electrolito pobre y al electrolito rico a los pasos correctos entre las placas.
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Debido a la disposición de las empaquetaduras en las placas, el electrolito pobre ingresa a los pasos con número par y el electrolito rico ingresa a los pasos con número impar. Los dos electrolitos fluyen en direcciones opuestas y se recogen en múltiples en el mismo extremo del intercambiador de calor de placas en que ingresaron. En el intercambiador de calor de placas, el agua caliente reemplaza al electrolito pobre en la trayectoria del caudal a través del intercambiador de calor. INTERCAMBIADOR DE CALOR DE PLACAS
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ELECTROQUIMICA En electroobtención, el cobre metálico se recupera de una solución de sulfato de cobre (CuSO4) acídica mediante electrólisis. Se logra la electrólisis pasando una corriente eléctrica contínua entre los electrodos (ánodos inertes pero conductores y cátodos de metal) que están sumergidos en un electrolito (CuSO4H2SO4-H2O). El ánodo transporta una carga eléctrica positiva y el cátodo una carga eléctrica negativa. Los iones de cobre (Cu++) se neutralizan con la adición de electrones al cátodo y se depositan como un recubrimiento metálico en el lingote catódico de acero inoxidable. Cu++ + 2 (e-) ==== Cu0 (Donde (e-) representa un electrón simple). En el ánodo inerte, el agua se hidroliza de acuerdo con la siguiente reacción: 2 H2O - 4 (e-) ==== 4 H+ + O2 El oxígeno producido por la reacción anterior se escapa como gas al ánodo y los iones de hidrógeno (H+) se unen con un ion de SO4- que no participa en la reacción y forman ácido sulfúrico (H2SO4). La reacción neta de una celda es la siguiente: 2 Cu SO4 + 2 H2O ==== 2 Cu0 + O2
+ 2 H2SO4
La ley de química física que rige la electrólisis es la “Ley de Faraday”. Se expresa de la siguiente manera: “Un equivalente gramo de materia se altera químicamente en cada electrodo por cada 96.500 culombios que pasan a través de una celda electrolítica”. Un equivalente gramo es el peso atómico de un elemento dividido por su estado de valencia. En el caso del cobre, un equivalente gramo es igual a 31.8 gramos. Un culombio es la cantidad de electricidad que pasa entre los conductores en un segundo cuando está fluyendo la corriente de un amperio. El culombio también se llama amperio-segundo. La “Ley de Faraday” se usa para calcular la cantidad de cobre que se depositaría teóricamente en una celda de electroobtención. Sin embargo, no toda la corriente disponible para la celda de electroobtención produce la reacción deseada que deposita cobre en el cátodo. Parte de la energía eléctrica se desvía a reacciones colaterales. Por ejemplo, la principal reacción colateral es el par 112
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férrico/ferroso (Fe3+/Fe2+), en el cual la energía eléctrica oxidando/reduciendo el hierro de la celda de electroobtención.
se
expande
La relación entre la acumulación real y teórica se denomina eficiencia de corriente. Debido a la filtración de corriente, la disolución química del cobre depositado y las reacciones colaterales electroquímicas, el cobre efectivamente depositado es menor que la cantidad determinada por la “Ley de Faraday”. Rendimiento de corriente = Cobre real depositado x 100% Cu teórico calculado Un ejemplo de cuánto cobre debería recubrirse teóricamente se calcula de la siguiente manera: Usando la “Ley de Faraday”, se necesitan 26,8 amperes-horas para depositar el peso de un equivalente gramo de cobre (31,8 gramos). Por lo tanto: 31.785 gr de Cu x 24 hr x kg = 0.02846 kg de Cu 26,8 amp-hr
día
1000 gr
amp-día
0.02846 kg de cobre se deposita a un 100 por ciento de corriente y con una eficiencia de un amperio-día. Si la potencia para cada celda es de 20.000 amperes, la cantidad de cobre depositado al 100 por ciento de la eficiencia actual es: 0.02846 kg de Cu x 20.000 amperes = 569.2 kg de Cu amp-día
celda
celda-día
Si la celda en realidad produjo 520.8 kg de cobre, la eficiencia actual sería: 520.8 kg de Cu = 91,5% 569.2 kg de Cu La densidad de corriente es la medida de la intensidad de la aplicación de energía eléctrica y se mide en amperes/m2. Se calcula dividiendo el flujo de amperes a través de una celda por el área de la superficie de recubrimiento del cátodo en la celda. La densidad de corriente varía para cada batería de estanques y se usa para equilibrar la alta producción y la excelencia de la pureza del cobre. Se consume también cierta energía eléctrica por resistencia del electrolito y otros factores. Los rectificadores de emergencia actúan cuando la planta ha perdido energía. Se proporciona una pequeña corriente para evitar que los ánodos pierdan su recubrimiento de óxido de plomo. Si no fluye ninguna carga lenta y pequeña a 113
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través del ánodo, el recubrimiento de óxido de plomo se descama, lo que puede hacer que el ánodo quede pasivo. Si esto sucede, se detiene la electroobtención de cobre en el cátodo adyacente hasta que la superficie del ánodo se reactive. Los ánodos comienzan a degradarse de inmediato después de perder la energía. Al fluir el electrolito a través de la celda, se deposita el cobre de éste en el lingote catódico mediante electrólisis, lo que libera oxígeno en el ánodo. Se permite la acumulación de cobre en los lingotes catódicos durante siete días. Al final del ciclo de siete días, se retiran los cátodos de las celdas y se recogen los depósitos de cobre (se despegan). Los lingotes catódicos se devuelven a las celdas de electroobtención y comienza de nuevo el ciclo de siete días. La evolución de las burbujas de oxígeno en el ánodo produce un vapor de electrolito rico en ácido en el aire sobre las celdas. Cuando las burbujas llegan a la interfaz líquido/aire, se rompen y expulsan pequeñas gotas de electrolito al aire. Este vapor de ácido puede producir lesiones de irritación a los operadores y personal de mantención y corroer los componentes y equipos del edificio de electroobtención. La descarga gaseosa de la celda, que contiene oxígeno producido en la reacción electroquímica de la celda, transporta un vapor fino de la solución de electrolito que contiene hasta 190 gramos por litro de H2SO4. Al fluir el electrolito rico a través de las celdas de electroobtención en el proceso de electroobtención, se producen varios cambios: El contenido de cobre del electrolito disminuye al depositarse cobre en los cátodos. La concentración de ácido sulfúrico aumenta, debido a la descomposición de H2O en el ánodo. La temperatura del electrolito aumenta, debido al calor de resistencia y otras insuficiencias. Es importante controlar las condiciones del electrolito para mantener la calidad de los depósitos de cobre y para garantizar la eficiencia de la electroobtención. No debe permitirse que el contenido de cobre descienda a menos de 32 gpl de cobre en el electrolito pobre. Por debajo de este nivel, la reducción de la movilidad de los iones de cobre en la región del cátodo produce depósitos más blandos o porosos. Es importante un depósito de cobre parejo y denso porque: Cualquier porosidad o irregularidad en la superficie aumenta la posibilidad de que se adhiera óxido de plomo a la superficie del depósito del cátodo.
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Una vez iniciada, la nodulación se puede acelerar, produciéndose contacto con el ánodo. Esto provoca un aumento en la contaminación por plomo del cátodo y reduce el rendimiento de corriente. La porosidad de los depósitos de cátodo puede producir la oclusión del electrolito en el depósito, la cual no puede eliminarse mediante lavado. El electrolito atrapado aporta impurezas (hierro y sulfato) al producto final. De manera similar, la excesiva irregularidad de la superficie puede interferir con el lavado adecuado, haciendo que quede electrolito en la superficie del cátodo lavado. Las impurezas del cátodo que preocupan más significativamente son el plomo, hierro y sulfato (en orden decreciente de importancia). El nivel total de sulfato del electrolito (la suma de sulfato de cobre y ácido sulfúrico) también es importante, debido a su efecto en la resistencia del electrolito. Una alta resistencia (por ejemplo, debido a sulfato bajo) produce un voltaje más alto en la celda y mayor consumo de energía. Es importante que la temperatura del electrolito se mantenga a 45ºC aproximadamente, por efecto importante que tiene la temperatura en la movilidad de los iones y la resistencia de los electrolitos. Los niveles de impureza del electrolito deben controlarse estrictamente. Las impurezas de cloro, hierro y manganeso son muy perjudiciales para la electroobtención del cobre. Dependiendo de otras condiciones del electrolito, el cloruro presente en éste puede atacar al plomo, provocar agujeros en los lingotes catódicos de acero inoxidable, la oclusión del cloruro en el depósito de cobre y la evolución de gas de cloro. La concentración de cloruro en el electrolito debe mantenerse bajo 30 ppm. El contenido de hierro en el electrolito provoca la pérdida de rendimiento en corriente, debido a la reacción electrolítica parásita: Fe3+ + e- ==== Fe2+ Fe2+ se oxida fácilmente a Fe3+ en el circuito que recircula del electrolito, de manera que la electrólisis parásita se repite continuamente. El contenido de hierro en el electrolito debe mantenerse bajo 1 gpl. El exceso de manganeso en el electrolito puede producir la formación de permanganato por la reducción del manganato: (MnO4)- + e- ==== (MnO4)2El permanganato es un oxidante fuerte que: Ataca el recubrimiento de óxido de plomo en el ánodo, lo cual acelera el consumo del ánodo y la contaminación con plomo del depósito de cobre.
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Ataca el orgánico de SX, lo que produce una oxidación rápida y la destrucción del extractante. El contenido de hierro en la electroobtención debe mantenerse al menos 20 veces superior al del manganeso. Esto asegurará que el par Fe3+/Fe2+ predomine sobre el manganato/permanganato y se evitará la formación de permanganato. Aunque la electrólisis de Fe3+/Fe2+ es parásita y provoca la pérdida del rendimiento actual, es menos perjudicial que la formación de permanganato. El control de las impurezas de electroobtención se realiza en la operación de extracción por solvente. La planta de SX disminuye las impurezas mediante la descarga de electrolito pobre del sistema y el lavado de la solución acuosa residual del orgánico. Sin embargo, las operaciones de EW se ven principalmente afectadas por la calidad de este control. El puente grúa se programa para que retire un tercio de los cátodos depositados en una celda a la vez. Por lo tanto, el puente grúa necesita tres viajes para despegar una celda completa. Durante el tiempo en que se ha retirado un tercio de los cátodos de la celda para despegarlos, se sigue suministrando energía eléctrica a la celda. La densidad de corriente es un 50% más alta durante este período. Es importante reducir el tiempo durante el cual se produce esta alta densidad de corriente, en especial durante el período de aumento inicial del primer o segundo día, ya que crea o puede producir alteraciones inadecuadas en el cátodo, tales como:
Apariencia : La alta densidad de la corriente produce un depósito áspero y más nodular, que puede provocar el aumento de cortocircuitos en la celda.
Impurezas : Un depósito áspero y nodular es más susceptible de presentar partículas de óxido de plomo y electrolito incrustadas en el depósito del cátodo, por lo tanto, se producen cátodos contaminados.
Fragilidad
CATODO
: La alta densidad de la corriente estimula el aumento de una mayor granulometría. Esto produce un depósito más frágil y difícil de separar.
La batería de estanques de electroobtención usa normalmente la tecnología de cátodo permanente del proceso Kidd. Esta tecnología usa lingotes catódicos de acero inoxidable. La precisión de la dimensión y rigidez de los lingotes de cátodos de acero inoxidable permiten un espacio entre los lingotes catódicos de 95 mm. La rigidez del cátodo también
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produce un número menor de cortocircuitos en las celdas, lo que mejora el rendimiento de corriente. LINGOTE CATODICO DE ACERO INOXIDABLE Barra de soporte de cobre Barra de soporte A A Nivel de solución
Placa
B
Soldadura B
SECT A-A
Superficie de contacto redondeada
Cubreborde longitudinal SECT B-B Placa
Parte inferior de la placa
Principio de operación lingote catódico de acero inoxidable En la superficie del lingote catódico se deposita cobre y se retira con una máquina automática de despegado de cátodos cuando se completa el ciclo de depósito de cátodos (siete días). El lingote catódico debe poder cubrirse con cobre y separarse del depósito cuando se completa el ciclo. El lingote catódico debe ser resistente a la corrosión causada por el electrolito ácido. Las propiedades de la superficie y los materiales cumplen estos objetivos. La placa del lingote catódico está fabricada con acero inoxidable 316-L y tiene 3 mm de espesor. La barra de suspensión está fabricada con cobre de alta conductividad y está soldada a la placa del lingote catódico. La superficie inferior de la barra de suspensión es redondeada, de manera que la placa matriz cuelgue verticalmente, haga buen contacto eléctrico con la barra bus intermedia y reduzca la corrosión de contacto. 117
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Los lingotes están equipados con cubrejuntas longitudinales de plástico a lo largo de cada lado para evitar que el cobre se enchape alrededor de los bordes.
ANODO
Los ánodos tienen 6 mm de espesor y están fabricados con una aleación de plomo, estaño y calcio laminada en caliente. Los ánodos laminados mantienen su forma y tienen menor tendencia a doblarse o deformarse con el tiempo que los demás tipos de ánodos. Los ánodos laminados poseen las siguientes características útiles: Producen un producto de corrosión de granulometría fina, que puede caer fácilmente al fondo de la celda, en lugar de escamas más grandes, que pueden provocar contracciones en los depósitos de cobre que se están formando. La unión de la barra de soporte con la placa soldada mediante un proceso especial que proporciona una baja de voltaje menor, lo que produce un menor consumo de energía. ANODO LAMINADO EN CALIENTE Barra de plomo cubierta de cobre
Lámina de aleación de plomo, calcio y estaño
La superficie del ánodo se oxida durante la operación normal. La descamación (desprendimiento) de la capa de óxido de plomo (PbO2) puede provocar la contaminación del cobre catódico depositado. La descamación es causada por: 118
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Un aumento repentino en la temperatura del electrolito.
Anodos doblados, que los lingotes catódicos raspan o sacuden al cargarse en la celda. Cada vez que se limpie la celda debe verificarse que el ánodo este recto. Los lingotes catódicos doblados que raspan los ánodos al cargarse en las celdas. Deben inspeccionarse los lingotes catódicos para ver si están rectos después de cada recolección y antes de que se devuelvan a las celdas. Altas densidades actuales, que forman rápidamente la capa de PbO2, y mayores velocidades de circulación, las cuales producen mayor agitación entre los electrodos, con lo cual se descama la capa de PbO2. Interrupción de la electrólisis debido a bajas de energía, lo cual perturba la capa de PbO2 y acelera la descamación. Altos niveles de ácido sulfúrico, que pueden causar un aumento en la capa de PbO2 y aumentar, así, la posibilidad de descamación. Se agrega heptahidrato de sulfato de cobalto (CoSO4*7H2SO4) a la línea de alimentación a celdas en nave de EW, mediante bombas dosificadoras, desde el estanque de mezcla de aditivos de electroobtención, para estabilizar la capa de PbO2. Para la práctica de electroobtención se recomiendan niveles de cobalto entre 100 y 200 ppm en el electrolito. El nivel de cobalto en el electrolito de MET se mantiene aproximadamente en 130 ppm. Además, la adición de cobalto contribuye a disminuir el sobrevoltaje anódico, lo que reduce el consumo de energía. Se debe tener cuidado al controlar la descamación del ánodo y la posible contaminación del cátodo de cobre. MANEJO DE ELECTRODOS EN SERVICIO
CORROSION
Galvánica: Si no se toma con cuidado, se puede producir una corrosión seria en la placa en condiciones de electrodepositación, debido al acoplamiento en la celda galvánica del acero inoxidable y de los ánodos de plomo. El acero inoxidable es anódico con respecto al plomo y se corroerá si se produce el acoplamiento galvánico. Anódica: se puede producir una corrosión grave por disolución anódica, cuando la placa (cátodo) se carga como ánodo en la celda. El patrón de corrosión (a veces la disolución total del acero inoxidable), se ilustra es este dibujo:
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CORROSION ANODICA
Nivel de electrolito
Banda de acero disuelto
Se produce durante la carga de las placas, cuando una placa se puede poner por accidente desplazada en la celda haciendo contacto con la barra de contacto del ánodo de la celda. Esto significa, que la placa ahora actúa como ánodo y debido al potencial de electrodepositación, el acero inoxidable no es inerte y se disuelve. El ancho y la profundidad de la banda de disolución coinciden con las dimensiones de la placa ánodo. Sólo el perímetro de placa se disuelve anódicamente, debido a la presencia de ánodos adyacentes más que de cátodos adyacentes. Si se corrige el error en las primeras etapas de disolución, el depósito de cobre se hará difícil de despegar de la placa, pero se desprenderá con facilidad en el medio. Dependiendo de la corrosión, las placas se pueden reparar puliéndolas. Si no se detecta, la placa de acero inoxidable se perforará debido a la corrosión. Es necesario entonces, retirar la placa y lo más probable es que haya que desechar la placa. Las primeras experiencias de electrodepositación indicaron que este tipo de corrosión se presentó nada más que cuando un electrodo quedaba mal alineado. Sin embargo, podría ocurrir con facilidad a mayor escala si las celdas no se inspeccionan con frecuencia. Cloruros: El nivel de cloruro en el electrolito no debe exceder de 30 ppm. Con altos niveles de ion cloruro en el electrolito se puede juntar cloro gaseoso sobre la línea de solución. Este cloro es transportado por la fina neblina ácida asociada con la reacción de liberación de oxígeno en el ánodo. La “neblina condensada” se asienta en el cátodo y contiene o colecta suficiente cloro como para iniciar el proceso de corrosión. Las picaduras son el mecanismo de la corrosión. Una vez que aparecen picaduras crecen, por lo tanto, la prevención de altos niveles de cloruro es el único método de tratamiento.
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El aumento del cloruro, igual que de los iones cúpricos (Cu2+) y férricos (Fe ), aumenta significativamente la velocidad de corrosión. La velocidad y extensión con que aparecen las picaduras, se ha descubierto que no dependen de la acidez, pero sí que aumentan a altas temperaturas. Las condiciones de estancamiento también aumentan la tendencia a las picaduras. Las picaduras en la línea de solución pueden tener como resultado que el cobre se meta a la placa, siendo así muy difícil el desprendimiento. Este es especialmente el caso si no se mantiene constante el nivel de la solución. Los niveles de cloruro solo se pueden controlar reduciendo la cantidad de cloruro que entra al electrolito. Las principales vías son: Por arrastre en el solvente que se carga. Se necesitan más etapas de limpieza en la etapa de extracción por solvente para reducir los niveles de cloruro en el electrolito. El agua que se usa para rellenar la pérdida de electrolito contiene altos niveles de cloruro. Este se puede eliminar solamente sacando el cloruro del agua de relleno o buscando una nueva fuente de abastecimiento de agua baja en cloruros. 3+
CONTACTOS
La corrosión del recubrimiento de cobre de la barra soporte se produce en un ambiente de electrodepositación, si no se pone suficiente atención a la limpieza y a los buenos procedimientos operacionales. La zona de contacto de la barra de soporte ha sido diseñada para minimizar la corrosión de esta barra. Sus características incluyen: Un espesor aproximado de 25 mm de la capa de cobre para asegurar un buen contacto de la barra de soporte con la barra bus. Un borde contacto redondeado para lograr un punto de contacto que minimice cualquier encapsulación de sal en esta región, y para ayudar a una limpieza eficiente. Si el contacto de cobre está totalmente corroído y ha quedado expuesto el acero inoxidable, se formará rápidamente una capa de óxido en el acero inoxidable que no es conductora. Fluirán bajos niveles de corriente a este cátodo, debido a la mayor resistencia y se producirán depósitos delgados de cobre. En casos extremos, la barra de acero inoxidable se pondrá muy caliente, debido a la baja conductividad del acero inoxidable, acentuando la formación de óxido. Los procedimientos operacionales que se necesitan para una larga vida de la barra soporte son: Un lavado constante y eficiente de los contactos y las barras soporte para eliminar el ácido residual y las sales electrolíticas causadas por salpicaduras y goteo de electrolito. Una minimización de los cortocircuitos que hacen que la barra soporte se caliente y que provocan una mayor cantidad de reacciones de corrosión. 121
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Una efectiva supresión de la neblina ácida. El ácido en forma de neblina se puede acumular en la región de contacto, provocando corrosión. Al igual que la barra soporte, la barra bus intermedia también se corroe. Los efectos de corrosión son mayores en la zona de contacto, debido a la mayor velocidad de reacción causada por la corrosión en “grietas”.
COMPOSICION DEL ELECTROLITO
A continuación, se presenta un resumen de las especies que pueden perturbar la operación de electrodepositación: 1.
Sales halógenas que causan picaduras del cátodo: Cl: Cloruros Br : Bromuros I: Ioduros F : Fluoruros
2. Especies metálicas que pueden aumentar la corrosión por picaduras en las soluciones halógenas: Cu2+ : Cúpricos Fe3+ : Férricos Hg2+ : Mercuriales 3. Aniones que pueden reducir la presentación de picaduras en el cátodo en soluciones halógenas: SO42- : Sulfatos OH- : Hidróxidos ClO3- : Cloratos CO2- : Carbonatos NO3- : Nitratos 4. Los iones de manganeso (Mn2+) pueden hacer que la capa conductora de PbO2 del ánodo se desastille y contamine el cátodo de cobre.
LINEA DE LA SOLUCION
Bajo condiciones operacionales normales de electrodepositación, cuando la línea de solución está fija, la corrosión no es problema. Sin embargo, se puede inducir corrosión si las condiciones no se controlan bien. Los electrolitos de electrodepositación que operan a temperaturas bajas (bajo 35ºC), pueden precipitar sulfato de cobre, especialmente en la línea de solución. Si baja la línea de la solución, se puede producir corrosión en la antigua línea de la solución, especialmente en la zona más cercana al extremo de contacto de la barra de soporte.
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Esta zona se puede calentar mucho, cuando los electrodos están en corte y la combinación de ácido sulfúrico concentrado y de calor en la capa anterior provocan corrosión en esta región. El yeso CaSO42H2O en pequeñas cantidades también puede precipitarse en la línea de solución y tener el mismo efecto. Un lavado cuidadoso y eficiente y un control permanente de la altura de la línea de la solución, previenen este tipo de corrosión. ALINEACION Es necesario alinear las placas cátodos con los ánodos de plomo, si se quiere producir cobre eléctricamente eficiente, puro y visualmente atractivo.
EFECTOS EN LOS BORDES
Los traslapos estándar para los cátodos que se usan, cuando la alineación en celda es correcta son:
30 mm apróx en el lado. 50 mm apróx en el fondo.
Si la distancia a los bordes es superior a estos valores, se pueden producir deposiciones delgadas, café oscuro, y cuando se desprende el cobre, estas deposiciones delgadas pueden quedar pegadas en la placa. Esto da por resultado un mayor tiempo de manipulación de la placa en el despegue. Si el traspaso es menos que estándar, se produce una deposición nodular en una región de alta densidad de corriente. Los clientes de cátodos prefieren los cátodos lisos a los cátodos nodulares.
PLACA
La alineación entre los ánodos es importante para lograr una distribución eficiente de la corriente y para minimizar la creación de “cortocircuitos”. El objetivo es alinear el cátodo de manera que quede una distancia igual entre los ánodos. Los caping board que dan un alineamiento positivo a cada electrodo y una posición derecha a cada electrodo, ayudan a lograr este propósito. Ejemplo:
Espaceamiento entre centro y centro del electrodo Espesor de placa, cátodo Espesor de la placa, cátodo más cobre Espesor del ánodo Espacio, interelectrodos al inicio del ciclo catódico Espacio interelectrodos al final del ciclo catódico
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: 100 mm : 3.25 mm : 14.0 mm : 6.4 mm : 45.2 o 45 mm : 39.8 o 40 mm
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Los espacios mencionados deben ser iguales a ambos lados de un cátodo para lograr una distribución ideal de la corriente.
LINEA DE LA SOLUCION
El nivel del electrolito debe ser tal que quede: Por debajo de la barra gruesa de soporte del ánodo de plomo. Se puede producir una nodulación por alta densidad de corriente en las regiones superiores. Por debajo del borde inferior de las ventanas de la placa del cátodo. La placa no podrá desprenderse, ya que el cobre será envolvente por las ventanas.
ORGANICO
Es el material que se usa específicamente para extraer el cobre de una solución diluída de lixiviación. Las plantas de SX-EW (de extracción por solvente-electroobtención), están diseñadas para eliminar el arrastre de orgánico a las celdas de electrodepositación. Los métodos para eliminar el orgánico de las celdas incluye: La instalación de celdas scavenger que tienen un rebalse especial, que permite recuperar el orgánico que está en la parte superior de la celda.
Un filtrado de electrolito, con un filtro de capas de material filtrante.
Dispositivos de flotación, tales como la celda de columna o celda Jameson.
QUEMADO
La presencia de pequeñas cantidades de la fase orgánica en el electrolito, causa la decoloración de los depósitos en el cátodo. Esto sucede especialmente en la parte superior del cátodo donde el orgánico, que es menos denso, se acumula arriba del electrolito, debido a la acción del barrido del oxígeno que se libera en el ánodo. El depósito de “orgánico quemado” es suave, poroso y de color chocolate café oscuro. La textura porosa y blanda proporciona un área adecuada para que capte impurezas sólidas. El análisis del material “quemado”, indica que consiste en una compleja mezcla de cobre y orgánico. Hay estudios que han demostrado que este “material quemado” es provocado por el solvente y no por el diluyente (generalmente kerosene). La capa correspondiente a la línea de solución de “orgánico quemado” hace difícil desprender incluso manualmente el cobre de los cátodos. Se necesita una superficie superior rígida y fuerte para que la herramienta de despegue pueda hacer palanca para que el cátodo de cobre se desprenda de la placa de acero inoxidable.
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Ocasionalmente, el efecto se propaga verticalmente en el cátodo haciendo que el depósito se apriete y sea muy difícil de desprender. Se afirma que la película de orgánico da por resultado una distribución no pareja de la corriente, lo que lleva a una morfología variable del cátodo de cobre. Cuando pasa esto, el orgánico mancha las placas de acero inoxidable. Para eliminar la mancha se recomienda pulir la placa. También, se han encontrado áreas “quemadas” por debajo del cobre que se ha depositado normalmente. Esto indica que la zona quemada es conductora. El líquido hidráulico de las máquinas de despegue (en particular, la estación de despegue), también puede llevar al orgánico quemado. El goteo de aceite generalmente es pequeño y localizado y se puede arreglar fácilmente haciéndole mantención a los dispositivos hidráulicos de la máquina. Debido a su pequeña cantidad y a su posición localizada, generalmente en el centro de la placa, no afecta el rendimiento del desprendimiento; sin embargo, la superficie de la placa queda dañada y hay que pulirla. Cabe hacer notar, que el orgánico residual en las celdas de electrólisis constituye además, un riesgo de incendio. CORTOCIRCUITOS Un cortocircuito es una condición física que hace que la corriente pase entre los electrodos sin participar en las reacciones electrolíticas. Las características de los cortocircuitos son: Voltajes bajos en las celdas.
Menor producción de cobre, por una menor eficiencia de la corriente.
Calentamiento de las barras soporte de los electrodos por la alta corriente que fluye por la vía de menor resistencia del corte. Las barras soporte calientes producen una mayor corrosión de las barras y, en casos extremos, al derretimiento de la barra soporte. Calentamiento de la placa ánodo, lo que lleva a una mayor producción de óxido de plomo y a posible descascaramiento. El calentamiento localizado del electrolito por transferencia de calor desde las placas, también puede aumentar el riesgo de descascaramiento.
CAUSAS
Los principales tipos de cortes en la electrodepositación son: Cortes por proximidad. Cortes por deposición.
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CORTES POR PROXIMIDAD PLACA DOBLADA
MALA ALINEACION
PLACA DESAPLOMADA
ANODO DOBLADO
Los cortes por proximidad se producen cuando la placa cátodo entra en contacto directo con el ánodo o cuando queda extremadamente cercana al ánodo. Los cortes por proximidad los producen las placas cátodo dobladas, las placas madres que cuelgan “fuera de la vertical”, grave desalineación de los electrodos y ánodos de plomo doblados. Las placas deben pasar “una prueba de posición colgada”, para que queden “verticales”. En el peor caso de corte de proximidad hay un contacto directo entre los electrodos. En otros casos, puede que los electrodos no se alcancen a tocar, siendo la distancia entre ellos tan pequeña, que corrientes localizadas de muy alta densidad producen deposiciones nodulares que entran en cortocircuito. En este caso, el mecanismo final para el cortocircuito es un cortocircuito por deposición que a su vez es el resultado de la proximidad. CORTOCIRCUITO POR DEPOSICION NODULO POR CORTOCIRCUITO
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Los cortocircuitos por deposición los causa la inclusión de una partícula conductora en el depósito catódico. La partícula atrae carga y por esto crece más rápido que el resto del cátodo a su alrededor. Al continuar el crecimiento se acelera porque atrae continuamente más corriente, creciendo así más rápido. Finalmente, esta deposición o crecimiento “nodular” o “dendrítico” entra en contacto con el ánodo y se forma un cortocircuito “muerto”. La técnica correctiva tradicional consiste en romper físicamente el cortocircuito por deposición, usando una varilla de acero inoxidable.
DETECCION
1.
VISUAL
Los electrodos que llevan mucha corriente se calientan y posiblemente derritan el aislador plástico. Esto puede provocar un incendio. Las barras soporte pueden quedar al rojo vivo, con un nivel significativo de corriente. Si bien este es un método de detección muy sencillo, generalmente se percibe después que se ha producido el daño. 2.
UN GAUSSIMETRO
Este es un sencillo instrumento que es la herramienta predominante para detectar cortocircuitos en las refinerías electrolíticas. Indica una alta corriente en un cátodo por la gran fuerza magnética asociada que induce un movimiento en la armadura de hierro accionada por un resorte que tiene este instrumento. Aunque sencillo, este instrumento Gauss es en gran medida inefectiva cuando los cortocircuitos están cerca uno de otro y cuando los cortocircuitos se producen en celdas que están en el extremo de la sección, debido al traslapo de las fuerzas magnéticas. 3.
TONG TESTER/MULTI-METER
Se pueden medir las corrientes de los electrodos y los voltajes de contacto. Los cortocircuitos producen mayor corriente y mayor corriente de traspaso. A gran escala, este es un método muy tedioso y que ocupa mucha mano de obra y por lo general, solo se usa cuando hay que investigar en mayor profundidad una celda o un par de electrodos. 4.
METODOS INFRAROJOS
En las salas electrolíticas existen una serie de técnicas infrarojas para detectar cortocircuitos. Cámaras, manuales o montadas en las grúas, pueden detectar el calor generado por materiales conductores en los cuales hay cortocircuitos con alta corriente que indican alta temperatura. Este método es preciso, pero caro. Los detectores de temperatura infrarojos manuales son una alternativa más barata. 127
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La principal ventaja de la detección de cortocircuitos mediante dispositivos infrarojos, es la precisión. El personal a cargo de las celdas no tiene que caminar sobre las celdas para detectar los cortocircuitos. 5.
SISTEMA DE MONITOREO DEL VOLTAJE DE LAS CELDAS
Algunas plantas a gran escala, utilizan técnicas computarizadas para monitorear el voltaje en las celdas, que miden el voltaje en cada celda. Esto implica un importante costo de capital y de mantención.
CORRECCION: Los métodos de corrección incluyen:
1. 2. 3. 4.
Quebrar los nódulos con una barra de acero inoxidable. Enderezar o cambiar los electrodos doblados. Volver a alinear los electrodos mal puestos. Aislar los electrodos en corte. COMPORTAMIENTO DEL DESPRENDIMIENTO
El comportamiento del desprendimiento se relaciona íntimamente con varios factores. Los factores son: A. B. C. D. E. F.
Película de óxido en la placa. Condición de la superficie de la placa. Comportamiento del depósito de cobre. Electrolito. Depósitos delgados. Envoltura.
PELICULA DE OXIDO EN LA PLACA
Un buen manejo y control de la película de óxido en el acero inoxidable asegura que el desprendimiento no cambie. Esta película delgada de óxido tiene la inigualable característica de volver a formarse muy rápidamente por exposición al aire u otra condición oxidante, tal como los electrolitos de sulfato de cobre/ácido sulfúrico, y es debido a esta propiedad que el acero inoxidable se puede usar repetidamente para desprender exitosamente los depósitos de cobre. Se cree que esta película actúa como una capa pasivante, semiconductora que impide la “adherencia” del cobre depositado. La experiencia de la refinería de Townsville indica que el comportamiento de esta película se puede mejorar para el despegue, acondicionándola en el electrolito oxidante de sulfato de cobre y ácido sulfúrico, inmediatamente antes de la depositación del cobre.
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CONDICION DE LA SUPERFICIE DE LA PLACA
El acabado 2B es el óptimo para el desprendimiento del cobre de una placa de acero inoxidable. La corrosión debida a altos niveles de cloruro o cuando el cátodo está conectado anódicamente o galvánicamente, altera las calidades de la superficie de la placa. Las picaduras y la corrosión galvánica permiten que el cobre se introduzca a la placa, lo que hará muy difícil el desprendimiento. Si la placa está corroída, el desprendimiento no mejorará con el reacondicionamiento de la película de óxido.
COMPORTAMIENTO DE LA DEPOSICION DE COBRE
La experiencia ha demostrado que el desprendimiento puede variar, según la naturaleza del depósito de cobre, especialmente con respecto a la rigidez. Los cátodos fijos tienden a desprenderse muy fácilmente mientras que los depósitos blandos o flexibles no lo hacen. Los factores que pueden influir en esta rigidez se han encontrado que son la composición del electrolito y el uso de los reactivos que se agregan. En la electrorefinación, la tiourea especialmente, que se usa en conjunto con pegamento y avitone, y además ion cloruro, promueve los depósitos de grano muy fino que tienden a ser densos y rígidos cuando se depositan desde electrolitos en condiciones de refinación, con niveles de ácido sulfúrico libre por debajo de los 180 g/l. En condiciones de electrodepositación, los depósitos tienden a ser de grano más grueso, por esto, hay que poner especial atención al espesor y rigidez del depósito de cobre. Las altas densidades de corriente, también pueden producir una estructura de grano grueso y un cátodo blando, difícil de desprender.
ELECTROLITO
Cualquier cosa que lleve a la disminución de la concentración de cobre disponible para la deposición, producirá un depósito de cobre frágil y poroso que es difícil de desprender. Estos casos incluyen: Baja concentración de cobre en el electrolito (menos de 30 g/l). Baja temperatura del electrolito (menos de 30 ºC). Falta de flujo del electrolito. Altos niveles de ácido en el electrolito (<200 g/l), que cambian la morfología del depósito de cobre, que a su vez producen un depósito de cobre extremadamente apegado a la placa. Si hay arrastre de orgánico en el electrolito, producirá cátodos de cobre que se pegan a la placa, lo que provocará un desprendimiento dificultoso.
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DEPOSITOS DELGADOS / RECHAZOS
Los depósitos delgados, los causa un cortocircuito entre los pares de electrodos en la celda. En las máquinas automáticas de despegue, donde la placa se somete a flexión, el depósito delgado se mueve con la placa de manera que permanece unido a la placa. En una máquina automática éstos hay que rechazarlos. En la forma manual de despegue, el depósito, si es delgado y no está apegado, se puede sacar con la herramienta pequeña de desprendimiento. Si es delgado y apegado al cátodo, habrá que rechazarlo.
ENVOLTURA
La “envoltura” se produce cuando se daña la protección del borde y se permite que el cobre se deposite dándole la vuelta al borde inferior del cátodo. Este es el resultado de un daño a los perfiles de plástico del borde. Cuando el cobre se deposita rodeando la placa, es imposible despegar el cobre de la placa. La única forma de sacar el cobre es golpeándolo con un martillo. DESPRENDIMIENTO PREMATURO El desprendimiento prematuro se produce cuando el cátodo de cobre se desprende anticipadamente de la placa de acero inoxidable dentro de la celda antes que termine su ciclo, es decir, siete días. Se produce, porque el peso del cátodo es mayor que la fuerza de adherencia entre la placa y el cobre del cátodo. Las causas de este desprendimiento son: 1.
SUPERFICIE DE LA PLACA COMO ESPEJO
Las superficies de la placa de acero inoxidable que tengan la apariencia de espejo distinta al acabado 2B, sufrirán un desprendimiento prematuro en las celdas. 2.
BAJA DENSIDAD DE LA CORRIENTE
Cuando se opera con placas nuevas a una baja densidad de corriente, es decir, menos de 100 A/m2, existe también la posibilidad de desprendimiento prematuro. 3.
ALMACENAMIENTO DEL ELECTROLITO
Placas que se almacenan en el electrolito y no se lavan en la máquina de despegue antes de ser llevadas a la operación, en algunos casos han sufrido este desprendimiento prematuro.
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LAVADO
REMOCION DE LA SAL
Una vez que los cátodos se han sacado de la celda, debe permitírseles gotear y secar por aproximadamente un minuto sobre las celdas. Las sales residuales precipitan sobre los cátodos después del goteosecado, y por lo tanto, los cátodos deben lavarse antes del despegue para asegurar la pureza del cátodo. La temperatura del agua de lavado debe ser tal, que debe retirar fácilmente las sales de sulfato residuales. La mejor forma de lavado es cuando los flujos de aspersión se colocan perpendicular al cátodo. Las máquinas de baja capacidad con pequeñas cámaras de lavado usan esta forma de lavado. Las bajas temperaturas en el electrolito (es decir, temperaturas menores que 30 ºC), pueden provocar la precipitación de sulfato sobre el cátodo. Esto puede ser difícil de retirar con el lavado, provocando elevados niveles de azufre y fierro en el depósito de cobre. Un lavado por periodos más largos y a mayores temperaturas puede ser necesario en este caso. MANTENCION
BORDES
El borde es un aspecto esencial de la placa de acero inoxidable. Su propósito es detener el crecimiento de cobre alrededor de la placa de acero y hacerla imposible de retirar. Esto se conoce como “envoltura”. Los bordes están diseñados para detener el ingreso de cobre en la parte inferior de la placa. A. INSPECCION: La inspección de los perfiles del borde se deben hacer cuando se desprende el cobre. Los operadores de la grúa y del despegue pueden inspeccionar fácilmente estos perfiles del borde cuando manipulan las placas. Los perfiles del borde se deben inspeccionar para verificar la existencia de: 1.
Pasadores inferiores quebrados Esto se puede producir en las grandes máquinas automáticas de despegue en casos que el cobre que se desprenda prematuramente rompa los pasadores de la parte inferior y finalmente del perfil de la parte inferior del perfil del borde. 2.
Pasadores superiores quebrados Si la temperatura del lavado es demasiado alta o errática, esto puede llevar a un encogimiento del perfil lateral y a la ruptura de los pasadores. Entonces el cobre puede ingresar donde no hay una protección efectiva del borde y finalmente podrá quebrar el perfil.
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3.
Nódulos en el perfil lateral A veces pueden aparecer nódulos en la zona de los pasadores. El operador a cargo del despegue debe sacar a golpes cualquier nódulo antes que las placas vuelvan a la celda. Los nódulos grandes pueden causar cortocircuitos. Las placas con muchos nódulos en el perfil lateral deben sacarse de las celdas y hay que hacerles mantención. Esto se hace botando el o los nódulos con un martillo y un cincel, y volviendo a sellar la zona del pasador con pegamento. Generalmente, se utiliza una jeringa de 100 ml para aplicar el pegamento con facilidad. El pegamento que se usa es un cemento con solvente ABS. B. EXTRACCION: Si el perfil lateral está quebrado y por eso ya no crea la protección del borde lateral, hay que sacarlo y cambiarlo por un perfil nuevo. Los perfiles laterales se sacan poniendo la placa en una mesa plana y sacando el perfil con un mazo plástico. Hay que quebrar todos los pasadores para poder sacar el perfil plástico. C.
CAMBIO: Un método para cambiar los perfiles laterales es el siguiente:
1. Poner lubricante al borde de la placa donde se va a poner el perfil para poder ajustarlo a la placa. 2. Ajustar el perfil a la placa. 3. Alinear las perforaciones del perfil con las perforaciones de la placa golpeándolo suavemente con mazo plástico. 4. Aplicar el pegamento (cemento con solvente ABS) con una jeringa de 100 ml en las perforaciones hasta que estas queden llenas. 5. Poner los pasadores en las perforaciones del perfil, utilizando un portapasadores especial y un mazo plástico. 6. Aplicar pegamento sobre los pasadores. D. DESCASCARAMIENTO: Se producen “cáscaras” cuando hay un ingreso mínimo de cobre bajo el perfil lateral. Cuando se desprende el cobre del cátodo esta cáscara momentáneamente abre el perfil. Con el tiempo el perfil lateral se va abriendo cada vez más, permitiendo una entrada considerable de cobre bajo el perfil. Finalmente, el perfil se quiebra o el cátodo de cobre ya no podrá ser despegado de la placa.
MANTENCION DE LA PLACA
Las placas se pueden dañar de muchas maneras. Cuando se desprende el cátodo de cobre, el operador debe inspeccionar brevemente la placa para ver si hay daños antes de devolverla al servicio. Los posibles defectos incluyen: 1. Rayas o marcas profundas en la placa que pueden producir dificultades en el despegue. Estas rayas son casos aislados y se pueden alisar fácilmente con una máquina pulidora portátil. 132
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2. Las manchas en la superficie de la placa, por transporte de orgánico al electrolito, pueden producir una distribución no pareja de la corriente en la placa y a dificultades muy grandes en el despegue. Hay que sacar las manchas con la pulidora. 3. La corrosión galvánica leve puede producir una textura áspera de la placa y a dificultades en el despegue. En casos extremos, baches de cobre se introducen en la superficie áspera de la placa. Es necesario una reparación inmediata en este caso. NOTA: Si bien el pulido de la placa es necesario en casos extremos, no es una práctica operacional recomendada. El pulido en realidad elimina las capas superiores de acero, y por esto, el pulido continuo puede a la larga adelgazar la placa.
COBRE NO DESPEGADO
A. Depósitos delgados: Los depósitos delgados generalmente son el resultado de “cortocircuitos”. Si el depósito es muy delgado, este depósito se puede raspar, usando una herramienta similar a un raspador de pintura. Puede ser necesario hacer un pulido después del raspado. Normalmente un pequeño cuchillo despegador manual, o en casos extremos, una barra, se usa para desprender los depósitos delgados de cobre. Si el depósito delgado no está apegado, se usa la herramienta pequeña para abrir el borde de éste depósito delgado en la línea de la solución. A continuación se puede desprender entonces éste depósito en forma manual. Si éste depósito delgado está apegado, habrá que usar una palanca. B. Técnicas manuales de despegue: En las plantas de electroobtención de baja capacidad, es decir, por debajo de las 10.000 tpa (toneladas por año), el cátodo de cobre se desprende manualmente de la placa de acero inoxidable. Las herramientas que se usan para desprender manualmente los cátodos se muestran en las siguientes páginas. Se utiliza un cuchillo pequeño manual para desprender el cobre, se usa fundamentalmente, para abrir la punta del cátodo al nivel de la línea de la solución. Se puede usar fácilmente con los depósitos delgados, pero no tiene la palanca necesaria para desprender los depósitos de cobre del espesor normal (6 mm). La herramienta más grande y más versátil para el desprendimiento, se usa con mayor frecuencia, ya que tiene un borde de cuchillo para meterlo entre la placa y el cátodo y mide un metro de largo para que tenga buena palanca. Las primeras técnicas de despegue manual utilizaban un procedimiento que dependía del impacto de un mazo o bien un cuchillo largo justo por encima del depósito de cobre, para soltar el cobre en la línea de la solución, para facilitar el despegue. Es evidente que con las placas de electrodepositación en las que se ha usado esa técnica, una abolladura de esa placa se produce, por encima de la línea 133
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de depósito de cobre con el tiempo. La abolladura hace que la placa no cuelgue verticalmente, de manera que no se recomienda este procedimiento para el desprendimiento manual. Un procedimiento que desprende el depósito del cátodo y que protege las propiedades de la placa colgada en forma vertical es: 1. Ubicar el depósito en una esquina superior con el cuchillo largo. 2. Abrir la punta del depósito haciendo palanca contra el perfil lateral o contra el poste cercano en la estación de despegue. Hay que tener cuidado para no dañar el perfil lateral. 3. Una vez que la parte superior del cátodo está parcialmente desprendida, se puede retirar manualmente el depósito de la placa. Los operarios deben usar guantes protectores.
PLACAS DOBLADAS
No es muy común que las placas se doblen. Sólo sucede si las placas resultan dañadas en la máquina de despegue o durante la carga con la grúa. Las dos formas en que la placa se dobla son en la esquina y en medio de la placa. A. Placa doblada en la esquina: La esquina de una placa se puede reparar fácilmente, usando una sencilla herramienta manual. Es de aproximadamente 5 cm de ancho, 30 cm de largo y 1 cm de espesor, hecha de acero. Tiene una pequeña ranura (0.7 cm de ancho por 3 cm de largo), que se fija no muy apretada a la esquina doblada para enderezarla y dejarla en la posición recta y plana. B. Placa doblada horizontalmente: Las placas se doblan horizontalmente en un plano paralelo a la barra soporte. Las placas no se doblan en el plano perpendicular a la barra soporte. Las placas que se doblan así, se enderezan fácilmente usando un mazo de goma o plástico sobre una mesa plana de madera.
ALMACENAMIENTO DE PLACAS
A. Partida: A la partida, las placas deben permanecer en las cajas de embalaje hasta que estén listas para sumergirlas en las celdas de electrólisis. Esta operación comienza después que: 1. Se han puesto, posicionado y revisado en su verticalidad los ánodos de plomo, dentro de las celdas sin circulación de electrolito. 2. Se ha llenado con electrolito y se le ha hecho circular por las celdas. B. Operación de la planta: En una operación normal, las placas de repuesto se pueden dejar en las cajas de embalaje. Las cajas de embalaje de las placas de repuesto se deben almacenar bajo techo. Las placas que se sacan de servicio y se almacenan para mantenimiento o durante períodos de baja producción se pueden almacenar en: 134
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1. Celdas vacías, si esas celdas quedan aisladas y fuera de la producción. El almacenaje de las placas en una celda aislada con electrolito en circulación se recomienda solo cuando es necesario renovar la película de óxido. Las placas en buenas condiciones, si se almacenan en electrolito en circulación, pueden desprenderse prematuramente del cobre dentro de la celda, cuando se les pone en producción. 2. Las placas también se pueden almacenar verticalmente en colgaderos hechos de acero dulce (y pintados). Estos colgaderos se pueden hacer para 30 placas con un espaceamiento de 100 mm. También es posible considerar deslizaderas para las grúas horquilla en al parte inferior para que este colgador se pueda transportar. Si el colgadero no se va a transportar con grúa horquilla, se pueden almacenar tres cargas de celda en un solo colgadero, poniendo una estructura de madera de 3 m de largo sobre las barras del colgadero. Lo ideal es que los colgaderos de almacenamiento queden en un área cubierta y cerrada para minimizar la acumulación de polvo en las placas. Una vez que las placas se cargan en las celdas, el polvo se puede acumular en el electrolito y formar borra en la planta de SX. Si hay polvo las placas se deben limpiar con un paño seco. No se recomienda que las placas se almacenen ni se apilen unas sobre otras porque: a) Partículas abrasivas u objetos extraños entre las placas pueden dañar las superficies. b) Las placas se pueden doblar con mayor facilidad si se les almacenan en esta posición. c) Se pueden depositar mayores cantidades de polvo u otro material que flote en el aire en las placas. OPERACIONES
CICLOS EN LAS CELDAS
DESPEGUE
Las celdas de electrodepositación operan continuamente 365 días al año. Los cátodos de cobre se desprenden cada 7 días. Solo 1/3 de las placas se sacan de una celda de una vez. Una grúa y un colgadero de transporte (araña), sacan los electrodos de la celda y los lleva a la máquina de despegue para sacar el cobre. Después del despegue las placas se vuelven a poner en las celdas para recomenzar el ciclo. Un procedimiento sencillo para el despegue del cobre es: a) Posicionar la grúa y el colgadero de transporte sobre la celda. b) Bajar el colgadero a la celda y apoyarlo en la parte superior de los cátodos. c) Accionar las palancas que hacen girar los ganchos. d) Levantar los cátodos hasta que salgan del electrolito. e) Escurrir los cátodos durante 1 minuto; si hay bolitas de plástico pegadas al cobre, despegarlas con el chorro de agua de la manguera. 135
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f) Mover la grúa hasta el colgadero de alimentación de la máquina de despegue. g) Lavar y desprender el cobre. h) Levantar las placas sin cobre del colgadero de entrega. i) Mover la grúa hasta la celda. j) Bajar y soltar las placas en la celda. Puede que se necesite algún ajuste para poner correctamente las placas en los soportes superiores (caping board). k) Mover la grúa a la próxima celda para sacar la próxima lingada.
COSECHA DE 1/3 CELDA
En las operaciones de electrodepositación, los cátodos se cosechan en “vivo”. Esto significa que uno de cada tres cátodos se saca de la celda para desprender el cobre mientras la energía electrolizante aún actúa sobre los otros cátodos de la celda. Mientras los cátodos están siendo cosechados, los otros cátodos estarán operando a un 150% de la densidad de corriente diseñada. Ejemplo: Si la densidad de corriente diseñada es igual a 270 A/m2, los electrodos que quedan operan a 3/2 x 270 = 405 A/m2.
CONTROL INICIAL DE LA DENSIDAD DE CORRIENTE
La acumulación inicial de cobre es una de las fases más importantes que determina la posibilidad de desprender el cobre. Es importante mantener el crecimiento inicial del cobre a las densidades diseñadas de corriente. Esto porque la acumulación inicial de cobre con altas densidades de corriente (400 A/m2) exhibirá una estructura de grano grueso que es difícil de desprender. Un método que se puede usar para controlar la densidad de corriente en la deposición inicial de cobre, es el método de cosecha. En lugar de cosechar una celda completa a la vez con cada lingada sin cobre volviendo a la misma celda y operando inicialmente a 1.5 veces la velocidad diseñada de corriente, los cátodos ya cosechados se devuelven a la celda y se saca una lingada de la siguiente celda. El tiempo en que a la celda se le permite empezar a depositar cobre a gran velocidad de corriente es también muy importante. Si es un tiempo breve, es decir, 2 minutos, no es crítico. Sin embargo, sí: a) No hay trabajadores de relevo, ni cosecha continua, o b) Hay un desperfecto de la máquina o de la grúa, El período de tiempo en que se puede operar con una gran densidad de corriente es mucho más largo y se produce un depósito inaceptable.
EFECTOS DE UNA CORRIENTE DE ALTA DENSIDAD
Tres grandes efectos de una corriente de alta densidad sobre el cobre electrodepositado son:
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A. Apariencia: Una alta densidad de corriente (es decir, más de 400 A/m2) produce un depósito de cobre más nodular. Las deformaciones visuales tales como los nódulos no son muy bien aceptadas por los compradores de cátodos. B. Pureza: También se puede producir la oclusión de electrolitos e impurezas, con un depósito más áspero en el cátodo causado por una operación con alta densidad de corriente. C. Despegue: Una alta densidad de corriente promueve la depositación de granos más grandes. Esto produce un depósito más maleable que es difícil de desprender. CARGAS DE LAS CELDAS
COSECHA EN VIVO
La cosecha en vivo se usa en la electrodepositación de cobre, porque se mantiene un 100% de tiempo de depositación (eficiencia de tiempo) y hay una perturbación mínima de la capa de PbO2 del ánodo. La cosecha en vivo también impide que el ánodo se sulfate.
CONTACTOS
Es imperativo que se mantengan limpios los contactos barra bus/placa. Los contactos limpios ayudan a lograr una distribución pareja de la corriente en toda la celda y una alta calidad del cobre en el cátodo. La limpieza de los contactos se mide por el potencial de contacto o el voltaje en milivolts. Esto se puede medir con un voltímetro. Potenciales típicos en el contacto de los cátodos con densidades de corriente de 270 A/m2 son: 10 mV limpios. 40 mV sucios (o alta corriente debido a cortocircuito). Los contactos de los cátodos en las barras de los colgaderos se deben inspeccionar físicamente y hay que limpiarlos antes de ponerlos en la celda. La limpieza se logra en la estación de lavado de la máquina de despegue. Los contactos de la barra soporte de los ánodos también hay que inspeccionarlos físicamente y hay que limpiarlos antes de ponerlos en las celdas. Dado que los ánodos de plomo son fijos y son mucho más pesados que los cátodos de cobre, el potencial de contacto de los ánodos es menor (aproximadamente 5 mV). Los contactos sucios se deben a: Limpieza deficiente o no existente cuando se sacan los cátodos para la cosecha. Goteo de electrolito y posterior acumulación de sales.
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Arrastre de orgánico a las celdas y neblina ácida que se combina para formar una delgada película orgánico grasosa que es difícil de sacar y que aumenta el potencial en los contactos. Los métodos para limpiar los contactos dependen del estado de los contactos. Si los contactos son nuevos y el cobre es brillante, el área de contacto necesita una limpieza con una escobilla de acero inoxidable y luego un leve lavado con agua. Si el orgánico ha sido arrastrado en el electrolito, la neblina de ácido crea una película de orgánico no conductora que se acumula en los contactos. Tiene una apariencia café oscuro y una textura grasosa. La limpieza con vapor, aunque cara, resulta un método adecuado para limpiar esta película de orgánico. Si hay una gran corrosión de la zona de contacto de la barra bus intermedia, la barra puede volverse a maquinar para devolverle la superficie lisa brillante, o se puede cambiar.
DISTRIBUCION DE LA CORRIENTE Es esencial que se logre una distribución pareja de la corriente en toda la
celda. Esto significa que la corriente que entrega el rectificador se distribuya por igual a cada par de electrodos de la celda y que cada par de electrodos produzca cátodos idénticos y puros. Esta es la situación ideal que todas las salas de celdas tienen como objetivo. Los factores necesarios para una distribución pareja de la corriente son: Contactos limpios, sin corrosión. Electrodos idénticos y rectos. Inexistencia de cortocircuitos. Electrolito homogéneo bien recirculado. La distribución de la corriente se obtiene midiendo la corriente que pasa por cada placa cátodo. Esto se logra, aplicando un tong tester para leer la corriente en la ventana de cada placa. Los valores registrados para celda se promedian y se analizan para ver si hay variación. Mientras menor es la desviación estándar, mejor es la distribución de la corriente.
GOTEOS DE ELECTROLITO
Los cátodos que se sacan de las celdas (listos para la cosecha) con la grúa, naturalmente gotean electrolito. Es importante levantar estos cátodos verticalmente por sobre los espacios vacíos de la celda, de forma que el elctrolito gotee directamente a la celda y no sobre los electrodos ni las barras intermedias de la celda. El tiempo de escurrimiento es generalmente un minuto.
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La posición correcta es con la parte inferior del cátodo apenas por encima del nivel de electrolito de la celda y de las bolitas de polipropileno. El electrolito y las bolitas de polipropileno también se pueden hacer caer a la celda con un chorro de agua. Las gotas de electrolito que caen sobre la barra bus de la celda corroen los contactos y producen acumulación de sales, lo que aumenta el potencial en los contactos. Si hay goteo del electrolito sobre los contactos, éste se debe limpiar con un chorro de agua inmediatamente. SUPRESORES DE NEBLINA El oxígeno que se forma en el ánodo sube a la superficie del electrolito en forma de pequeñas burbujas. Cuando estas burbujas estallan esparcen una neblina de ácido al aire que está sobre las celdas. La neblina de ácido es un peligro para la salud y corroe la estructura del edificio.
BOLITAS DE POLIPROPILENO
Para suprimir la neblina, se coloca una capa de 15-20 mm de bolitas de polipropileno de aproximadamente 3 mm de diámetro y 1.5 mm de largo en la celda. Estas las venden los fabricantes de extrusiones de plástico, que las usan como materia prima. Hay que tener la precaución de mantener esta capa en las celdas. Se pueden fabricar deflectores en los desagües de las celdas para que las bolitas no se salgan de la celda. Si se les permite salir, estas bolitas terminarán en los estanques, en las bombas y en otros equipos de extracción por solvente. ANODOS
ANODOS DE PLOMO
A las plantas que usen esta tecnología del proceso ISA, se les recomienda usar ánodos Pb-Ca-Sn laminados en frío y no los ánodos de plomo- al antimonio fundido. La razón es que: A. Los ánodos laminados en frío son más estables en sus dimensiones, especialmente con las altas densidades de corriente que usa el proceso ISA. B. La corrosión es pequeña y uniforme permitiendo un uso más completo del espesor del ánodo, lo que proporciona una vida más larga al ánodo. C. La barra soporte soldada con estaño a la placa proporciona una caída más baja de potencial y un ahorro de energía.
DESCASCARAMIENTO
El descascaramiento de la capa de óxido de plomo lleva a una contaminación del cátodo de cobre. El descascaramiento lo causa:
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A. Anodos doblados raspados por las placas cátodo, cuando se cargan a las celdas. Hay que revisar que los ánodos estén derechos cada cierto tiempo. B. Placas cátodos dobladas que raspan los ánodos cuando se ponen en las celdas. Todas las placas deben estar derechas antes de entrar a las celdas. C. El Manganeso que trae el electrolito de los estanques produce la generación de MnO2. El MnO2 hace que la capa conductora de PbO2 se descascare. Si pasa esto hay que sacar y limpiar todos los ánodos para establecer una nueva capa de PbO2. D. Si la temperatura del electrolito cae repentinamente, se producirá un descascaramiento de la capa de PbO2 con la consiguiente contaminación. Hay que designar los sistemas de calefacción del electrolito para que mantengan una temperatura constante. E. Las altas densidades de corriente, que forman rápidamente la capa de PbO2 y mayores velocidades de circulación del electrolito, que a su vez llevan a una mayor agitación interelectrodos, tienen más probabilidades de causar condiciones de descascaramiento de los ánodos. Para minimizar este efecto se recomienda limpiar ánodos y celdas por lo menos cada 6 meses. La limpieza se hace sacando los ánodos de las celdas y eliminando de cada uno la capa de óxido con una manguera de presión mediana. F. La electrólisis interrumpida en las celdas de electrodepositación, debido a una cosecha “muerta” o a cortes de energía perturba el PbO2 y permite que esta capa se descascare. Una práctica que se recomienda para la electroobtención, es cosechar “en vivo” un tercio de la carga de la celda para obtener una electrólisis ininterrumpida. Si hay que limpiar o reparar las celdas, se ponen en las celdas armazones de cortocircuito de diseño especial para mantener la electrólisis. G. Si aumentan los niveles de ácido sulfúrico en el electrolito, se producirá un aumento en la generación en la capa de PbO2, y por esto aumentará la posibilidad de descascaramiento. Hay que optimizar los niveles para que se sigan manteniendo costos eficientes de energía y un fácil despegue de los cátodos. El nivel óptimo es de 170 g/l de H2SO4. H. Se añade Sulfato de Cobalto, CoSO4.7H2O al electrolito para estabilizar la capa de PbO2. La experiencia mundial en la electroobtención recomienda niveles de Co de 100 - 120 ppm en el electrolito para mantener la pureza de los cátodos. Aunque el sulfato de cobalto es un artículo de alto costo, las adiciones de cobalto también disminuyen el sobre voltaje anódico, reduciendo así el consumo de energía. NOTA: Puesto que los ánodos de plomo laminado producen una capa de PbO2 más fina y quizás menos adherente que los ánodos fundidos, hay que adoptar todas las medidas mencionadas anteriormente si se necesita un cobre puro.
ANODOS DOBLADOS Los ánodos doblados dan por resultado:
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Anodos que tocan a los cátodos durante la operación. Esto se conoce como “cortocircuito” y produce una disminución de la producción y de eficiencia de este momento. Contaminación del cátodo de cobre con plomo. Es muy importante mantener los ánodos derechos en todo momento y esto hay que verificarlo cada vez que se limpian los ánodos. Esto se puede hacer fácilmente pasando un “borde recto” de una regla por la superficie del ánodo limpio antes de cargarlo a la celda. El doblamiento de los ánodos se debe a: Embalaje defectuoso. Daño mecánico durante la manipulación. Demasiada edad del ánodo. NOTA: Los ánodos que se doblan durante el embarque y que se enderezan antes de cargarlos en las celdas se pueden volver a deformar una vez que se conecte la energía.
LIMPIEZA DE LAS CELDAS
Las escamas de PbO2 del ánodo que se desprenden, al igual que el polvo o la suciedad que ha ingresado a las celdas, se acumula en el fondo de la celda. Esto se limpia periódicamente. El procedimiento de limpieza consiste: A. Instalar la estructura de cortocircuito (marco cortocircuitador) poniéndola sobre la celda de manera que toque los ánodos por un lado y los cátodos por el otro lado. Previamente se debe bajar la corriente a cero amperes. B. Una vez que se instaló la estructura de cortocircuito sobre la celda que se va a limpiar, se puede subir nuevamente la corriente. C. Detener la circulación de electrolito a la celda que se va a limpiar. D. Retirar los electrodos de la celda. Primero los cátodos y luego los ánodos. Los cátodos se deben dejar en la cuba de lavado y los ánodos se deben llevar y depositar sobre racks, donde puedan ser lavados y revisados E. Sacar las esferas (bolitas) de polipropileno desde la superficie del electrolito. Estas se deben lavar con diluyente y luego enjuagarlas con agua caliente, o bien se deben reemplazar por bolitas nuevas. F. Vaciar el contenido de la celda al estanque de recirculación de electrolito, a través del tapón lateral de la celda. G. Cuando el nivel de vaciado llega a la altura de la salida lateral, se debe sacar el tapón del fondo de la celda para botar el remanente de electrolito (se bota a piso). H. Sacar el barro anódico desde el fondo de la celda. Se debe pesar este barro. I. Depositar el barro en un contenedor especial habilitado para este propósito. J. Lavar y examinar la celda, también se debe limpiar la barra de contacto. K. Se deben poner ambos tapones (lateral y el del fondo de la celda), para luego empezar a llenar la celda con electrolito. L. Vaciar sobre el electrolito las bolitas de polipropileno lavadas o nuevas.
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M. Ingresar los ánodos limpios. N. Ingresar los cátodos. O. Retirar la estructura de cortocircuito. Previamente se baja la corriente a cero amperes. P. Después de retirada la estructura de cortocircuito, se debe volver a subir la corriente. NOTA: Las celdas, junto con los ánodos, se deben limpiar por lo menos cada 6 meses. Además, una buena limpieza minimiza el arrastre de polvo y suciedad en el electrolito. ELECTROOBTENCION MET
DESCRIPCION DELPROCESO
La electroobtención se lleva a cabo en una nave electrolítica adyacente al patio de estanques, la cual es de tipo convencional. El electrolito rico filtrado es almacenado en un estanque, y bombeado a través de un intercambiador de calor de placas, en donde se transfiere el calor del electrolito que sale como un electrolito pobre que retorna a SX. Un segundo intercambiador que utiliza agua caliente es empleado si es necesario durante periodos de tiempo frío o para facilitar que el electrolito de entrada a las celdas de limpieza se mantenga en 45 oC. Todas las celdas son de concreto de polímero/éster/vinilo y son alimentadas con corriente contínua en dos circuitos eléctricos. Las celdas están hidraúlicamente en paralelo y eléctricamente en serie. El electrolito rico caliente (50 gr/lt Cu) es alimentado a un grupo de celdas scavenger, donde la liberación de oxígeno anódico proporciona la limpieza final del arrastre de orgánico. El electrolito pobre de limpieza a 47,8 gr/lt Cu se mezcla con el elctrolito pobre de 35 gr/lt Cu que retorna de las celdas remanentes de aquel circuito y pasa al estanque de recirculación (que está dividido en dos compartimentos separados por un vertedero de flujo inferior), donde se mezcla con parte del electrolito que retorna de las celdas de circulación. La mezcla entra en el primer compartimento a través del vertedero de flujo inferior, y es bombeada a las celdas de circulación. El electrolito pobre que sale de las celdas retorna al segundo compartimento del estanque de recirculación. Parte del flujo pasa al vertedero de flujo inferior y se combina con la mezcla de electrolito pobre de las celdas de limpieza y las celdas de circulación en ese circuito, para formar la alimentación de las celdas de circulación. El electrolito pobre final de las celdas de circulación retorna a la sección separada del estanque de recirculación. Se repone agua desmineralizada a este compartimento antes de transferir de regreso a SX un volumen equivalente a la entrada de electrolito rico y al descarte por fierro. El volumen de agua de reposición, que es determinado por la estequiometría del proceso de electrodepositación de cobre junto con el agua perdida por evaporación y descarte por fierro, proviene tanto directamente de la planta IDE como el remanente del lavado de cátodos. 142
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DIAGRAMA DE FLUJOS EW Patio embarque cátodos Banco “C”
NAVE ELECTROOBTENCION Banco “A”
Stripping Machine
R
R 8
Banco “D”
Banco “B”
Preparación de adtivos nave EW Cobalto/Guar
E. Rico a celdas scavenger Torres reductoras
7 TK E. Rico
3
99
4
6
2 1
5
Interc. calor agua/electr.
1. TK Petróleo. 2. TK Expansión. 3. Calentador de agua. 4. Calentador de agua. 5. Analizador en línea COURIER. 6. Sumidero. 7. TK de borras anódicas. 8. Cajas retorno de electrolito. 9. TK electrolito circulante.
Limpieza celdas a TK retrolavados Interc. calor electr/electr. Agua desmineralizada de Planta IDE
TK agua tibia
E. Rico de SX E. Pobre a SX
El electrolito pobre pasa a través de una rejilla para remover cualquier esfera plástica arrastrada desde las celdas y entregado al intercambiador de electrolito. El ajuste ácido se realiza ya sea en mezclador estático en la línea que va a S-2 o se vierte en el vertedero de acuoso del S-2. Para el control del potencial del electrolito se considerarán columnas reductoras con cobre, de tal manera que se mantenga el potencial a menos de 830 mv con respecto al electrodo de hidrógeno. Se desviará hasta 500 m3/hr del flujo de electrolito pobre que entra al estanque de recirculación.
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Se utiliza un descarte de electrolito para controlar el fierro, cloruro y otras impurezas del electrolito. Este flujo es removido después de agregar agua de reposición después del intercambiador, y adicionado a la etapa de lavado de extracción por solventes para acidificación u optativamente a la etapa E-1. El electrolito rico se introduce en cada celda en el extremo opuesto a la pasarela central por un anillo distribuidor el cual entrega en forma homogénea el electrolito en toda la longitud de la celda. El electrolito pobre se descarga de la celda a través de un vertedero inferior, el cual retiene elementos flotantes (esferas) y luego descarga por un sumidero semiredondo (tipo Marquadson) con rejilla a un tubo de descenso fijo que se conecta con la cañería de colección principal bajo las celdas. Para el ajuste del flujo de entrada a cada celda se tiene una válvula de regulación y otra de corte sobre el pasillo de operación. Las celdas están dispuestas en dos circuitos eléctricos de 142 celdas cada uno. Cada circuito tiene dos corridas de 71 celdas teniendo el extremo de alto voltaje del circuito en los extremos del edificio donde cada circuito es alimentado por dos rectificadores de pulsos de media capacidad en paralelo. Un circuito contiene las 45 celdas de limpieza y 97 celdas de circulación. Cada celda contiene 61 ánodos de aleación de plomo-calcio-estaño y tiene 60 cátodos permanentes de acero inoxidable sobre los cuales se electrodeposita el cobre. La altura desde el nivel del líquido a la barra será de 200 mm. El control de la neblina ácida es proporcionado principalmente por control de la fuente utilizando tres capas de esferas huecas de 16 mm de diámetro de poliolefina. La ventilación general del edificio es mediante un sistema de flujo horizontal cruzado de aire que utiliza celosías de entrada de aire en el lado del barlovento del edificio y una corrida de ventiladores de extracción en el lado protegido del viento (sotavento). La detección de cortocircuitos se lleva a cabo mediante una cámara portátil infraroja. Los cátodos se cosechan y procesan en una instalación automatizada de despegue de cátodos, la cual está integrada con dos puentes grúas convencionales. Estos cosechan cátodos de las celdas en un ciclo de 6 días. Son colocados en rieles de recepción, transportados y lavados con rociadores de agua caliente en una cámara sobre la cinta transportadora que alimenta la máquina despegadora de cátodos. Aquí los cátodos de cobre son flectados, despegados y apilados. Los cátodos son entonces pesados, muestreados, corrugados, enzunchados y etiquetados con código de barras para embarque en la cinta transportadora de descarga y luego son despachados fuera de la nave electrolítica para ser removidos por grúa horquilla al patio de cátodos.
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DISPOSICION ELECTRICA DE LAS FILAS DE LAS CELDAS
PARAMETROS OPERACIONALES EW
Tasa de depositación instantánea, t/d : 216,1 Tasa nominal de depositación de la planta, t/d : 205,5 Disponibilidad general anual de la planta, % : 95 (347 días) Tasa máxima de depositación, t/d : 260,8 (apróx.) Norma mínima de calidad de los cátodos : LME Grado A: BS 6017: 1981 Cu-CATH-1
INFORMACION DE CELDAS Y ELECTRODOS
Proceso electrolítico
: Depositación electrolítica en cátodos de acero inoxidable utilizando ánodos de plomo insolubles.
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-
Intensidad de corriente, A/m2 Máxima (diseño del rectificador) Nominal (365 d) Instantánea (347 d) Diseño para barras conductoras
: 333 : 230,4 : 242,3 : 333
-
Eficiencia de la corriente, % Operación Diseño
: 95 : 92
Separación de los cátodos, mm : 100
-
Peso final de los cátodos, kg Nominal Máximo de diseño
Orientación de las celdas
: 40-42 : 50 (por lado) : Eje longitudinal paralelo a las vigas del puente grúa. Celdas en dos corridas.
Construcción de las celdas: Caja monolítica premoldeada en concreto polimérico con o sin revestimiento integral de FRP. La caja de rebose de las celdas está diseñada con una malla removible para captar las esferas anti-neblina y un vertedero de entrada del flujo. Anillo interno de distribución de la alimentación. Los orificios de descarga del anillo están ajustados a 30º de la horizontal. Este anillo es instalado dejando un espacio de recolección de borras anódicas depositadas en el fondo. La celda debe tener un sistema de evacuación lateral del electrolito para su vaciado intermedio y un sistema de evacuación por el fondo para el electrolito, la borra de plomo y sólidos decantados.
Altura del piso anillo distribuidor sobre el fondo de la celda, mm : 100
Tamaño de las celdas
-
Número de celdas Total De limpieza Circulación
: 284 : 45 (opcionalmente 38) : 239 (opcionalmente 246)
Anodos por celda
: 61
: 6.470 mm x 1.230 mm x 1.440 mm de profundidad interna.
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Método de supresión de la fuente de neblina
: Cada celda costa de tres capas de esferas de polipropileno de 16 mm.
MANEJO MECANICO
Manejo de los cátodos y ánodos: Marcos de izaje con sistema de sujeción de electrodos, sistema de izaje. Levantadores con una separación de 300 mm para levantar cada tercer cátodo de la celda. El largo del gancho debe ser tal que evite el cortocircuito cátodo-ánodo si el marco descansa sobre las barras de los cátodos. Toda remoción de cátodos se efectúa con las celdas energizadas.
Tipo de grúa: Puente grúa de viga doble, ambos ganchos (electrónicamente enclavados) cuelgan desde un tecle, dispuestos para izar la estructura de manejo de electrodos. Todos sus movimientos serán ajustados con variador de frecuencia, comandado por botonera y/o radio control.
Capacidad de la grúa, t
: 7,5 nominal (SWL) con dos ganchos de 3,75 c/u. : CMAA clase D/Fem 3m H3B4. :2 : 18 m : Sin escalones, frecuencia ajustable. : Electromagnético.
Clase de grúa Número de grúas Luz del puente Sistema de control de la grúa Sistema de frenos de la grúa Sistema de suministro eléctrico de la grúa : Cable festoon para trolley, riel conductor para el puente. Lavado y despegue de cátodos permanentes: Máquina de etapas múltiples con riel de transporte automatizado para la recepción de los cátodos, cámara integral de lavado y transferencia a estación de flexión y estación automatizada de despegue con cuchillo. Los cátodos son transportados a través de una cámara de lavado, donde se lavan en dos etapas: agua caliente recirculante en contracorriente y enjuague final con agua caliente limpia a 75 ºC. Las condiciones de lavado serán las adecuadas para la limpieza integral. Los cátodos son pasados a través de las estaciones de flectado, despegue y rechazo. Los cátodos permanentes despegados serán removidos automáticamente y serán colocados a la separación correcta en la cinta transportadora de descarga. Los cátodos caen sobre mesas y cintas transportadoras de rodillos. Se proveerán las condiciones para control de calidad para un cátodo aleatoriamente escogido por celda. Luego pasan a través de una estación de corrugado antes de arrumarlos. Las rumas son entregadas por la cinta transportadora de descarga a través de estaciones de muestreo, pesaje, enzunchado y etiquetado con código de barras y son entregadas a través del muro de la nave electrolítica a un punto de remoción por grúa horquilla.
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Tipo de máquina
: Wenmec, completamente automática, del tipo “sin cera”. Capacidad de la máquina, diseño: 500 cátodos/h Muestreo de cátodos : Punzonador mecánico en la descarga de la máquina despegadora, aleatorio y programable. Cada paquete tendrá un código de barras. Mantenimiento de los ánodos : Mesa de enderezamiento. Racks mantención de electrodos : Debe proveerse racks para almacenar electrodos en mantenimiento.
ELECTROLITO
Rango de H2SO4, g/l Mínimo de cobre en electrolito, g/l Máximo de fierro total, g/l Nivel de dosificación de cobalto, ppm Nivel de dosificación de guar, g/t Cu Calor específico, kj/kg ºC Número de circuitos de circulación de celdas Sistema de circulación
: 146-170 : 35 : 1,0 : 100-180 : 200-300 : 3,35 :1 : Directo hacia las celdas mediante bombas.
Celdas de limpieza: Análogas a las celdas de circulación. Deben proveerse las conexiones tales que permitan su uso como celdas convencionales mediante la simple operación de válvulas, como asimismo la flexibilidad de operar con 45 o 38 celdas de limpieza. Tasa de flujo específico de las celdas, L/min/m2 de cátodo mojado, diseño: Celdas de limpieza : 2,3 Celdas de circulación : 2,7 Configuración del flujo de celdas: Alimentado en un extremo al anillo distribuidor de la celda. Son 120 orificios por ramal, 240 orificios en total. Orificio centrado entre cada ánodo/cátodo. Diámetro del tubo del anillo, “ : 2” Diámetro del orificio, mm :5 Angulo respecto a la horizontal del orificio, “ : 30” La cañería de descenso de alimentación al anillo deberá tener un pequeño orificio de 2 mm debajo del nivel de la caja de rebalse para romper el sifón. El electrolito pobre sale mediante el vertedero de flujo inferior para restringir el paso de las esferas en la caja de rebose. Control de flujo de celdas: Presión de cabezal ecualizada con válvula de corte de flujo de celda individual, a ras de piso, y válvula de control manual de flujo bajo el nivel del piso. Configuración de bombas: Centrífuga horizontal. Circulación de elctrolito mediante tres bombas en operación más una de reserva. 148
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Temperatura máxima del electrolito en la celda, ºC Temperatura mínima del electrolito en la celda, ºC
INTERCAMBIADOR Y CALEFACTOR DE ELECTROLITO
Número de unidades
Tipo de intercambiador de calor
Base de dimensionamiento
Medio de calefacción para calefactor auxiliar Materiales : Placas Empaquetaduras Pernos de apriete Bastidor
-
: 50 : 45
: 3 intercambiadores (uno para cada tren de SX), uno con agua caliente y dos calefactores. : Placas y bastidor con disposición de retrolavado. : Mantiene el electrolito a 50ºC con 0ºC ambiental (condiciones instantáneas de operación). : Agua caliente. : Acero inoxidable 316 L. : Vitón. : Acero inoxidable 316 L. : Acero al carbono.
ACCION DE UNA BOMBA CENTRIFUGA
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Principio de operación de acción de una bomba centrífuga Su motor acciona el eje, que a su vez hace girar el propulsor dentro de una caja estacionaria. Al girar, los álabes del propulsor hacen girar el fluido el cual se impulsa hacia el lado exterior de la caja mediante fuerza centrífuga. El fluido entra por presión al área de mayor presión de la caja espiral y a la descarga de la bomba. El movimiento del fluido desde el centro de la bomba crea una zona de baja presión en el centro y, de esa forma, provoca la succión. Se extrae más fluido en el orificio de la bomba. Si no hay suficiente carga (presión) en la caja de la bomba para impulsar el fluido hacia la succión de la bomba lo suficientemente rápido como para reemplazar el fluido que se bombeó, la bomba cavitará (se formarán bocas de vapor en el orificio de la bomba para llenar el espacio vacante). Si la entrada está cerrada o la tubería de entrada está bloqueada, se producirá cavitación. La cavitación provoca un desgaste sumamente acelerado de las piezas de la bomba. También provoca vibración severa, lo que puede dañar cualquier parte del sistema. Si la bomba arrastra aire al orificio (si el fluido está espumoso o si la caja de bombas funciona con baja capacidad), se puede formar una burbuja de aire en la parte superior de la caja, a menos que la bomba esté dispuesta con la descarga en la parte superior. Cuando esto sucede, la bomba puede bloquearse por aire y deja de funcionar hasta que la burbuja de aire salga de la bomba. BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL
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Principio de operación de una bomba centrífuga horizontal La figura anterior muestra una disposición típica de una bomba centrífuga horizontal. Su caja y conjunto de rodamientos del eje (barril) se sujetan a la estructura. Para evitar que la solución se escape a través de la separación entre el eje y la caja, se usa un sello de eje giratorio. El propulsor de la bomba, la caja y otras piezas que permanecen húmedas, son resistentes al ácido. Puesto que el tipo de bomba no contiene ningún componente de fricción, no debe hacerse partir estando seca. También es aconsejable llenar la caja de la bomba y la tubería de succión con líquido antes de comenzar.
SISTEMA ELECTRICO
Número de circuitos eléctricos :2 Celdas por circuito : 142 Tipo de rectificador: Tiristores en disposición de operación N-1. Unidades adecuadas para ubicarse a la intemperie. 20.000 ACC c/u y 320 V. Pulsación del rectificador: Consta de 6 pulsaciones cada uno con rotación de fase para reducir las armónicas y obtener un equivalente de 12 pulsos. -
Dispositivo de enfriamiento: Agua en circuito cerrado con intercambiador enfriado por aire.
Rectificador auxiliar: Se proveerá un generador diesel y rectificador auxiliar por circuito. Estos suministrarán 1,47 v/celda y entrarán en operación a 5 minutos de producido un corte de energía. Configuración del rectificador: Cada circuito de DC tiene dos rectificadores en paralelo, cada uno entregando la mitad de la corriente en operación instantánea. Control del rectificador: Control digital, con variación de corriente de 1%. La variación de voltaje proporcionará corriente constante. Voltaje normal de barra colectora: Los rectificadores y barras colectoras están clasificadas para voltaje máximo de celda de 2,25 volt/celda (2,05 volt/celda para consumo eléctrico). -
Voltaje máximo permitido de las barras colectoras, v : 600 Configuración del circuito de barra colectora: Punto nulo flotante sistema no conectado a tierra.
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-
Densidad de corriente de la barra colectora, A/mm2: 1 o según lo determinen las normas internacionales.
ºC: -
Temperatura máxima de operación de la barra colectora a 40ºC ambiental,
-
Material de la barra colectora: Cobre (100% IACS mínimo).
90 o según lo determinen las normas internacionales.
Protección de la barra colectora: Protecciones de malla de FRP o plástico expandido para encerrar y aislar las barras de alimentación y retorno de la sección en extremos de alto voltaje. Tipo de barra colectora: De hojas múltiples (barra colectora troncal). Barra unitaria triangular descentrada (interceldas). Ubicación de la barra colectora: Troncal y barra colectora de retorno debajo del piso de operación del edificio; ubicada encima de las cañerías de alimentación y de retorno. Mantención de las celdas: Marco cortocircuitador para dos celdas con interruptor motorizado de cortocircuito de energía bajo carga para permitir colocarlo en celdas vivas e introducción al circuito sin pérdida de corriente de depositación. -
Conexión entre celdas: Múltiple Walker con una sola barra triangular descentrada entre celdas.
Material de los separadores aisladores: Electrodos ubicados en “sillas” de resina éster vinílica llenadas de fibra. Estas son moldeadas en un capboard de celda de éster vinílico de alta resistencia a la temperatura y baja expansión térmica u otro material adecuado. -
Método de detección de cortocircuitos: Cámara portátil infraroja.
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REDUCCION DE LOS POTENCIALES DE OXIDACION La ocurrencia de algunos contenidos de Mn en las soluciones de lixiviación que se alimentan a SX, es bastante común y cuando esto sucede existe una alta probabilidad de que se transfiera físicamente Mn al electrolito vía atrapamiento acuoso en la corriente de solución orgánico cargado ya que químicamente el traspaso es muy improbable toda vez que la selectividad Cu/Mn de las oximas utilizadas es muy alta (>5000). El Mn en la solución PLS viene al estado manganoso (Mn+2) y una vez que se traspasa al electrolito, el ambiente altamente oxidante de las celdas de EW con bastante probabilidad puede pasarlo a su estado de oxidación más alto. Esta situación es particularmente notoria durante las primeras semanas de la operación de la planta, cuando no se hace purga de electrolito debido a las bajas concentraciones de fierro, tanto en el PLS como en el electrolito; como consecuencia de esta baja concentración de fierro durante la operación inicial se acelera el problema del manganeso, pues cuando hay suficiente ion ferroso presente con el manganeso, este provee una vía para que el manganeso altamente oxidante se reduzca por oxidación de ferroso a férrico. La primera manifestación de un alto estado de oxidación del manganeso aparece visualmente notoria en la operación de la nave electrolítica, cuando como primera indicación se observa la depositación de un precipitado sólido, negro dentro de las celdas, en las esferas plásticas antineblina ácida, en los bordes plásticos de los cátodos y como un oscurecimiento de la superficie de los ánodos. Un segundo síntoma visible es la coloración púrpura intensa, indicadora de la presencia del ion de permanganato en la solución electrolito de las celdas de EW; como este ion es un oxidante muy poderoso que al generarse produce un aumento del Eº del electrolito, que además inevitablemente reacciona con las moléculas de orgánico al llegar a las etapas de reextracción. En estas circunstancias el rango y la velocidad de reacción aumentan a límites en que se generan problemas con los productos de la reacción, como por ejemplo: Los cloruros (Cl-) reaccionarán para formar gas cloro (Cl2) que se desprende a la atmósfera de la nave electrolítica, creando problemas conocidos de corrosión en las instalaciones y de dificultades respiratorias en el personal de operaciones. El reactivo de SX se oxida y los productos de la reacción (de degradación) se acumulan en la fase orgánica. Los productos de degradación generados por la oxidación a su vez producen una serie de efectos nocivos:
Hay una reducción en la cinética de reacción del extractante.
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Hay una reducción de la capacidad de reacción del reactivo quelante con el ion cobre, o sea se reduce la capacidad de transferencia del reactivo. Hay una interferencia en las características tensoactivas de la fase orgánica, reduciéndose la tensión interfacial necesaria en este para que ocurra la coalescencia y separación de las fases. Se produce un ataque de la capa de óxido protectora del ánodo con los productos de degradación. Se produce PbO voluminoso y Pb (OH2) en lugar de PbO2, los cuales se descascaran y no se adhieren a la superficie del ánodo y contaminando el cátodo.
Se produce un precipitado amorfo de MnO2en el electrolito.
Se acelera la oxidación del ion Cl- a cloro gaseoso en las celdas de EW, descargándose el gas en la atmósfera de la nave electrolítica. Por lo tanto lo descrito es muy necesario un riguroso control del manganeso en las operaciones en las que se encuentra presente tomando como medidas fundamentales de control: Una mínima transferencia de manganeso al electrolito por atrapamiento físico. Proveyendo un mecanismo de protección química para inhibir la oxidación del manganeso y mantenerlo en su estado reducido. La primera alternativa se logra: promoviendo una buena coalescencia del acuoso atrapado, con coalescedores o estanques de orgánico de diseño especial, desimpregnando el acuoso atrapado con equipos de scrubbing o lavado y reduciendo la producción de borras o haciendo que las que se generan sean de características densas y compactas. Para la inhibición química del manganeso y su mantención al estado manganoso hay dos técnicas posibles: Proveer especies de potencial de oxidación más bajos para que sean oxidadas por el manganeso.
Proveer especies que reduzcan el manganeso a Mn+2.
En el primer caso el fierro es la especie más asequible, la cual reacciona como se indica en la ecuación Mn+7 + 5 Fe+2 = 5 Fe+3 + Mn+2 Para obtener bajos niveles de Mn+7 se necesita mantener altos niveles de Fe+2, en la práctica y mediante pruebas empíricas se ha encontrado que es
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necesaria una relación mínima entre 8:1 y 10:1 para mantener los efectos del manganeso bajo control. También se ha encontrado que es necesario un mínimo de 1g/l de fierro total para prevenir los altos potenciales de oxidación en el electrolito. El mismo efecto se puede lograr, reduciendo el potencial de oxidación contactando la solución electrolito gastado con chatarra de cobre en un dispositivo denominado torre reductora, que reduce el manganeso a Mn+2 tornándolo benigno para el orgánico. La concentración del manganeso en el electrolito a la cual ocurren adversos efectos es dependiente de los niveles de fierro que se mantengan; así para una operación con 2 g/l de fierro, el máximo nivel seguro de manganeso es de 200 ppm. La torre reductora debe diseñarse con una disposición tal que reciba la corriente total de electrolito pobre que sale de EW para ir a SX y con dimensiones para que esta solución tenga un tiempo de residencia de 10 a 15 minutos efectivos.
IMPORTANCIA DE LA ADICION DE CHATARRA DE COBRE EN LAS TORRES REDUCTORAS
La adición de chatarra de cobre en las torres reductoras es de gran importancia porque puede regular el potencial, que en nuestro caso es bastante alto (980 mV). Este alto potencial se debe a que el fierro en el electrolito (500 ppm) es mayoritariamente férrico. Con una adición contínua de chatarra en las torres u un nivel mínimo de estas de 80%, el potencial esperado es de 790 a 840 mV. La reacción química (exotérmica) que comanda la transformación de férrico a ferroso es la siguiente: 2 Fe+3 (a) + Cu = Cu+2 (a) + 2 Fe+2 (a) Debido a la baja concentración de otros iones metálicos en el electrolito, las reacciones químicas asociadas a estos son despreciables. Por otra parte, en el caso particular nuestro en que tenemos una presencia no despreciable de nitrato en el electrolito (450 ppm), se hace necesario mantenerlo controlado debido a que podríamos tener efectos físicos en los cátodos (superficie “arañada”). Para bajar la concentración del nitrato en solución se necesita un elemento reductor. Entonces, en las torres reductoras también se da la siguiente reacción química (exotérmica): 155
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2 NO3 (-a) + 5 Cu + 12 H+ (a) = 5 Cu+2 (a) + N2 (g) + 6 H2O De acuerdo a lo anterior, las torres reductoras tienen dos funciones muy importantes: bajar el potencial y controlar la concentración de nitrato en el electrolito. Como ha quedado demostrado, en la práctica, se hace muy difícil preparar chatarra para las torres debido al ritmo de producción. Por tal motivo, se ha optado por comprarla a “Minera Michilla”. Además, vendría lista para ser agregada. Se estima un consumo mensual de chatarra de 30 toneladas. ESCALA NORMAL DE POTENCIALES
2
E (volts)
1.60
PbO2 / PbSO4
1.51
MnO4 / Mn+2
1.46
PbO2 / Pb+2
1.36
Cl2 / Cl-
1.23
O2 / H2O MnO2 / Mn+2
1 0.77
Fe+3 / Fe+2
0.34
Cu+2 / Cu
0
H+ / H2
- 0.13
Pb+2 / Pb
- 0.25
Ni+2 / Ni
- 0.28
Co+2 / Co
- 0.44
Fe+2 / Fe
-1
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DISTRIBUCION DE GRUPOS DE CELDAS EN NAVE EW Banco “B” Grupo 6 47 celdas
Banco “D”
Grupo 5 12 celdas
Grupo 4 12 celdas
Grupo 5 36 celdas
Grupo 4 35 celdas
SECTOR NORTE Grupo 1 23 celdas
SECTOR SUR
Grupo 2 24 celdas
Grupo 3 24 celdas
Grupo 1 24 celdas
Banco “A”
Grupo 2 24 celdas
Grupo 3 23 celdas
Banco “C”
GRUPO
Nº CELDAS
1 2 3 4 5 6
47 48 47 47 48 47
LADO NORTE 1 24 48 72 84 96
-
23 47 71 83 95 142
LADO SUR 143 167 191 214 249
-
166 190 213 248 284
NUMERO TOTAL DE CELDAS = 284
SIMBOLOS QUIMICOS H = Hidrógeno Cu = Cobre H2O = Agua H2SO4 = Acido sulfúrico Si = Silicio Cl = Cloro Au = Oro
O2 Fe Co Al Mn Na Ag
= Oxígeno gaseoso = Hierro = Cobalto = Aluminio = Manganeso = Sodio = Plata
Fe3+ Co2+ SO42+ eMn4Zn2+ Br-
= Ion férrico = Ion cobaltoso = Ion de sulfato = Electrón = Ion de manganeso = Ion de zinc = Bromuros
SIMBOLOS QUIMICOS-IONES H+ O2Cu2+ Fe2+ ClPb2+ Cl-
= Ion hidrógeno (ácido) = Ion de oxígeno = Ion de cobre = Ion ferroso = Ion de cloro = Ion de plomo = Cloruros
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ICu3+ SO43ClO3NO3-
FHg2+ OHCo22-
= Yoduros = Cúprico = Sulfato = Clorato = Nitrato
= Fluoruros = Mercúricos = Hidróxido = Carbonato
CELDA PARA ELECTROOBTENCION DE COBRE
R
AMPERIMETRO
RECTIFICADOR (C.C.)
A
I
V
VOLTIMETRO
CELDA DE CONCRETO POLIMERICO
I ANODO DE PLOMO/CALCIO ESTAÑO
CATODO DE ACERO INOXIDABLE ELECTROLITO
ELECTROQUIMICA Parte de la química que trata de la relación entre las corrientes eléctricas y las reacciones químicas, y de la conversión de la energía química en eléctrica y viceversa. En un sentido más amplio, la electroquímica es el estudio de las reacciones químicas que producen efectos eléctricos y de los fenómenos químicos causados por la acción de las corrientes o voltajes. CORRIENTE ELECTRICA Y MOVIMIENTO DE IONES Célula voltaica: La mayoría de los compuestos inorgánicos y algunos de los orgánicos se ionizan al fundirse o cuando se disuelven en agua u otros líquidos, es decir, sus moléculas se disocian en componentes cargados positiva y negativamente, que tienen la propiedad de conducir la corriente eléctrica. Si se 158
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coloca un par de electrodos en una disolución de un electrolito (o compuesto ionizable) y se conecta una fuente de corriente continua entre ellos, los iones positivos de la disolución se mueven hacia el electrodo negativo y los iones negativos hacia el positivo. Al llegar a los electrodos, los iones pueden ganar o perder electrones y transformarse en átomos neutros o moléculas; la naturaleza de las reacciones del electrodo depende de la diferencia de potencial o voltaje aplicado. La acción de una corriente sobre un electrolito puede entenderse con un complejo sencillo. Si el sulfato de cobre se disuelve en agua, se disocia en iones de cobre positivos e iones de sulfato negativos. Al aplicar una diferencia de potencial a los electrodos, los iones de cobre se mueven hacia el electrodo negativo, se descargan, y se depositan en el electrodo como elemento cobre. Los iones de sulfato, al descargarse en el electrodo positivo, son inestables y combinan con el agua de la disolución formando ácido sulfúrico y oxígeno. Esta descomposición producida por una corriente eléctrica se llama electrólisis. En todos los casos, la cantidad de material que se deposita en cada electrodo al pasar la corriente por un electrolito sigue la ley descubierta por el químico físico británico Michael Faraday. Esta ley afirma que la cantidad de material depositado en cada electrodo es proporcional a la intensidad de la corriente que atraviesa el electrolito, y que la masa de los elementos transformados es proporcional a las masas equivalentes de los elementos, es decir, a sus masas atómicas divididas por sus valencias. Todos los cambios químicos implican una reagrupación o reajuste de los electrones en las sustancias que reaccionan; por eso puede decirse que dichos cambios son de carácter eléctrico. Para producir una corriente eléctrica a partir de una reacción química, es necesario tener un oxidante, es decir, una sustancia que gane electrones fácilmente, y un reductor, es decir, una sustancia que pierda electrones fácilmente. Las reacciones de éste tipo pueden entenderse con un ejemplo, el funcionamiento de un tipo sencillo de pila (batería) electroquímica. Al colocar una varilla de zinc en una disolución diluida de ácido sulfúrico, el zinc, que es un reductor, se oxida fácilmente, pierde electrones y los iones zinc positivos se liberan en la disolución, mientras que los electrones libres se quedan en la varilla de zinc. Si se conecta la varilla por medio de un conductor a un electrodo de metal inerte colocado en la disolución de ácido sulfúrico, los electrones que están en este circuito fluirán hacia la disolución, donde serán atrapados por los iones de hidrógeno positivos del ácido diluído. La combinación de iones y electrones produce gas hidrógeno, que aparece como burbujas en la superficie del electrodo. La reacción de la varilla de zinc y el ácido sulfúrico produce así una corriente en el circuito externo. Una pila electroquímica de este tipo se conoce como pila primaria o pila voltaica. En la batería de acumuladores, o acumulador (conocida comúnmente como pila secundaria), se proporciona energía eléctrica desde una fuente exterior, que 159
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se almacena en forma de energía química. La reacción química de una pila secundaria es reversible, es decir, se produce en un sentido cuando se carga la pila, y en sentido opuesto cuando se descarga. Por ello, una pila secundaria puede descargarse una y otra vez. APLICACIONES INDUSTRIALES La descomposición electrolítica es la base de un gran número de procesos de extracción y fabricación muy importantes en la industria moderna. La soda cáustica (un producto químico importante para la fabricación de papel, rayón y película fotográfica) se produce por la electrólisis de una disolución de sal común en agua. La reacción produce cloro y sodio. El sodio reacciona a su vez con el agua de la pila electrolítica produciendo soda cáustica. El cloro obtenido se utiliza en la fabricación de pasta de madera y papel. Una aplicación industrial importante de la electrólisis es el horno eléctrico, que se utiliza para fabricar aluminio, magnesio y sodio. En este horno, se calienta una carga de sales metálicas hasta que se funde y se ioniza. A continuación, se deposita el metal electrolíticamente. Los métodos electrolíticos se utilizan también para refinar el plomo, el estaño, el cobre, el oro y la plata. La ventaja de extraer o refinar metales por procesos electrolíticos es que el metal depositado es de gran pureza. La galvanotecnia, otra aplicación industrial electrolítica, se usa para depositar películas de metales preciosos en metales base. También se utiliza para depositar metales y aleaciones en piezas metálicas que precisen un recubrimiento resistente y duradero. La electroquímica ha avanzado recientemente desarrollando nuevas técnicas para colocar capas de material sobre los electrodos, aumentando así su eficacia y resistencia. Tras el descubrimiento de ciertos polímeros que conducen la electricidad es posible fabricar electrodos de polímeros. GLOSARIO Acidificar: Aumentar el contenido de ácido en una solución. Acuoso: Soluciones en las que el agua es el medio disolvente o vehículo. Anodo: Electrodo positivo en el cual se libera el oxígeno durante la operación de electroobtención. Atrapamientos o arrastres: Fracción de una fase que se transfiere mecánicamente en la otra, en forma de pequeñísimas gotas. Banda de dispersión: Zona de emulsión donde se produce la separación de las fases. Borras, lodos o crud: Emulsiones estabilizadas por la presencia de partículas sólidas.
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Carga: Es la fracción de elemento de interés que capta o extrae la solución orgánica. Cátodo: Electrodo negativo que atrae los iones de cobre de la solución neutralizándolos con una carga negativa para convertirlo en cobre metálico. Cinética: Velocidad de una reacción química. Contaminación A/O: Volúmen de acuoso (ppm) que es arrastrado por la fase orgánica. Contaminación O/A: Volúmen de orgánico (ppm) que es arrastrado por la fase acuosa. Continuidad acuosa: La fase acuosa constituye la matriz contínua de la dispersión. Continuidad de fases: En la mezcla de dos fases, una está dispersa en la otra, que es contínua y que fija la continuidad de la dispersión. Continuidad orgánica: La fase orgánica constituye la matriz contínua de la dispersión. Crud: Barros interfaciales o lodos que se generan al estabilizarse una emulsión por presencia de sólidos en suspensión o por aire. Decantador: Estanque donde se produce la separación de fases por efecto de la fuerza gravitacional debido a la diferencia de densidades. Descarga: Reacción inversa a la que produjo la carga de un elemento en el extractante, que de esta forma pasa el elemento a una solución electrolito. Diluyente: Vehículo en el cual se disuelven las resinas o extractantes orgánicos. Dispersión: Emulsión o mezcla de partículas de dos fases inmiscibles que por agitación adquieren una consistencia y apariencia uniforme. Electrodo: Polos (cátodos o ánodos) en una celda de electroobtención. Electrolito: Solución de sulfato de cobre y ácido sulfúrico que conduce corriente eléctrica durante la reacción de electroobtención. Electroobtención: Reacción electroquímica durante la cual el metal cobre se electrodeposita en el cátodo y se desprende oxígeno en el ánodo. Emulsión: Mezcla de pequeñísimas partículas de acuoso y de orgánico.
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Extracción: Fase del proceso en la que se carga el elemento de interés en la resina o extractante. Extracción por solvente: Proceso de intercambio iónico, en el que se transfiere iones entre dos fases líquidas, una acuosa y otra orgánica. Extractante: Resina orgánica usada en SX para captar, cargar o extraer un ion de interés de una solución. Fases: Medios líquidos que intervienen e interactúan en el proceso de SX. Floculante: Aditivo utilizado en la clarificación de soluciones, mediante el aglutinamiento o coagulación de las partículas sólidas en suspensión que contiene la solución. Flooding: Dispersión que rebasa en los vertederos sin haber terminado de separarse. Grado A: Clasificación que corresponde a la calidad de alta pureza de los cátodos electroobtenidos en el proceso de SX-EW. HDPE: Polietileno de alta densidad. Hoja madre: Placa metálica utilizada para electrodepositar el cobre. Inmixibles: Que no se mezclan. Intercambiador de calor: Equipo en el que se transfiere calor desde una solución a otra. Lixiviante: Solución acuosa acidulada, que se usa para lixiviar minerales. Lodos interfaciales: Barro interfacial o crud. Mezcla: Dos o más sustancias diferentes unidas entre sí en cualquier proporción, que no están ligadas químicamente y que pueden separase mediante medios físicos. Mezclador: Reactor o equipo donde se realiza la mezcla. Mixibles: Que se mezclan. Modificadores: Aditivos utilizados en los extractantes para atenuar su capacidad extractiva, facilitando paralelamente la reextracción desde el complejo. O/A: Relación de fases (en volúmen o en peso), entre la fase orgánica y la acuosa.
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Orgánico: Solución o mezcla constituída por una resina orgánica o extractante diluída en un solvente o vehículo kerosénico. Orgánico contínuo: La fase orgánica constituye la matriz contínua de la dispersión. pH: Medida de la concentración de iones H+ o acidez libre de una solución acuosa. Placa madre: Placa metálica utilizada para electrodepositar el cobre. Puesta en marcha: Poner en servicio o iniciar la operación. Quelato: Compuesto organo metálico, constituido por el ion metálico y el extractante orgánico, formando una sal orgánica. Reextracción: Reacción inversa a la de extracción, en la que se descarga el extractante y el ion metálico pasa a una solución electrolito acuosa. Refino: Fase acuosa residual del proceso de extracción de cobre. Selectividad: Relación de carga o de coextracción de un elemento o impureza con respecto al ion metálico de interés (Cu/Fe; Cu/Mn). Settler: Estanque o piscina de coalescencia o decantador. Soluto: Especie metálica disuelta en una fase acuosa. Transferencia neta: Fracción del contenido de un elemento que se extrae desde el acuoso y se transfiere del orgánico a un electrolito o acuoso. Vertedero: Canaleta en el extremo del decantador que recibe una de las fases ya separadas.
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VARIABLES DE PROCESO EN EL AREA DE EW
VARIABLE DE PROCESO
IMPACTO SOBRE EL PROCESO
Concentración de Cu en el electrolito pobre.
Baja concentración de Cu afecta la calidad del depósito. Alta concentración de Cu puede conducir a cristalización de sulfato de Cu.
Concentración de ácido en el electrolito pobre.
Baja concentración de ácido reduce la conductividad del electrolito. Alta concentración de ácido favorece la cristalización de sulfato de Cu.
Concentración de Co en el electrolito.
Concentración de reactivo para adherencia del depósito de cobre (Guar).
Temperatura del electrolito 45ºC a 50ºC en celdas.
Temperatura de agua en cámara de lavado de cátodos.
Baja concentración de Co en el electrolito favorece la corrosión del ánodo por inestabilidad de la capa de óxido de plomo. Alta concentración de Co es innecesaria puesto que sólo genera aumento de costos. Dosificación menor a la operacional puede generar características superficiales no deseadas. Dosificaciones mayores pueden afectar la calidad de la superficie del cátodo y aumenta innecesariamente los costos. Afecta la calidad del depósito de cobre. Un aumento de temperatura del electrolito disminuye el consumo de energía, pero aumenta el consumo de calor. Una disminución súbita de la temperatura del electrolito favorece la “escamación” de la capa de PbO2 de los ánodos. Temperatura baja en el agua de lavado puede no disolver los cristales de sulfatos en la superficie del cátodo. Temperatura alta solo es pérdida de energía en calentar agua para el intercambiador de calor.
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VARIABLES DE OPERACIÓN AREA HUMEDA MET FLUJOS
VARIABLE
UNIDAD
DISEÑO
PROGRAMA
Flujo de PLS por tren. Flujo de Orgánico por tren. Flujo de Electrolito Pobre por tren. Flujo de Electrolito Rico por tren. Flujo de Agua de Lavado. Flujo de Electrolito Circulante a celdas. Flujo de Electrolito a celdas Scavenger. Flujo de Descarte de Electrolito Pobre.
m3/hora m3/hora m3/hora 3 m /hora 3 m /hora m3/hora m3/hora 3 m /hora
1.047 1.047 373 373 25 4.646 746 18
1.025 1.100 400 400 10 4.670 (19m3/celda) 700 (18.4m3/celda) 4
VARIABLE
UNIDAD
DISEÑO
PROGRAMA
A O A O A
O O O O A
30 30 30 30 30
32 28 30 28 32
1:1 1:1 1:1 1:1 1:1
0,9:1 1,2:1 1,4:1 1,6:1 0,9:1
600 300 500 50 500
300 50 250 20 100
E-1 E-2 S-2 S-1 W
BANDAS
cm cm cm cm cm
E-1 E-2 S-2 S-1 W
RAZON O/A
E-1 E-2 S-2 S-1 W
ARRASTRES O/A
ppm ppm ppm ppm ppm
E-1, A/O E-2, O/A S-2, A/O S-1, O/A W, A/O
CONCENTRACIONES Cu/H+
g/l g/l g/l g/l g/l
PLS Refino Electrolito Rico Electrolito Pobre Agua de Lavado
165
4,8 / 5,0 0,5 / 12 50 / 145 35 / 156 0 / 15
7,2 / 6,8 1,3 / 16 57 / 140 42 / 158 0 / 15
JFG
CALIDAD CATODICA (PREMIUM, LME, OFF-GRADE) ppm ppm ppm
S Pb Cl-
<8P <3P <5P
< 15 LME < 5 LME < 5 LME
>15 O-G > 5 O-G > 5 O-G
TEMPERATURAS ºC ºC ºC
Temperatura celdas comerciales Máquina despegadora Celdas
45 75 60
47 78 20
OTROS PARAMETROS DE CONTROL
ppm ppm ppm ppm g/l g/l mV gr/ton Cu
Sólidos en suspensión PLS Cl- Electrolito Mn Electrolito Co Electrolito Fe Total Electrolito Fe+2 Electrolito Potencial del Electrolito Guar en el Electrolito
< 20 20 / 100 1,01 / < 800 200
< 10 < 15 < 20 130 <1 0,2 < 800 270
NIVELES DE ESTANQUES DE ELECTROLITO 70 % 70 % 80 %
Estanque de Recirculación Estanque de Electrolito Rico Post Decantador de Electrolito Rico
LEYENDA TIPICA PARA PLANOS DE LAZO DE CONTROL AE AF AI AIC AIT AS AV AY CVF FE FIC FFIC FIT FQI FQIT FV FY HC
= Elemento de análisis = Accionamiento de frecuencia ajustable = Indicador de análisis = Controlador indicador de análisis = Transmisor indicador de análisis = Accionamiento de velocidad ajustable = Válvula de análisis = Computador de análisis = Válvula de control de caudal = Medidor de caudal (elemento de medición) = Controlador indicador de caudal = Controlador indicador de proporción de caudal = Transmisor indicador de caudal = Totalizador indicador de caudal = Transmisor totalizador indicador de caudal = Válvula de caudal = Computador o transductor de caudal (vea también I/P) = Contacto manual 166
JFG
HIC HS HV I IAH II IIT I/O I/P JAH JI JIT JQI JT LAH LAL LCH LCL LCV LE LIC LIT LT LY M N PCV PI PIC PT PY SE SI SIC ST TCV TE TI TIC UA UY WE WFY WIC WQI WT WY
= Controlador indicador manual = Interruptor manual = Válvula manual = Enclavamiento = Alarma de amperaje alto = Indicador de amperaje = Transmisor indicador de amperaje = Entrada/Salida = Convertidor de señal neumática/corriente = Alarma de potencia alta = Indicador de potencia = Transmisor indicador de potencia = Indicador totalizador de potencia = Transmisor de potencia = Alarma de nivel alto = Alarma de nivel bajo = Control de nivel alto = Control de nivel bajo = Válvula de control de nivel = Sensor de nivel (elemento de medición) = Controlador indicador de nivel = Transmisor indicador de nivel = Transmisor de nivel = Transductor de nivel = Motor = Luz o mensaje de estado = Válvula de control de presión = Indicador de presión = Controlador indicador de presión = Transmisor de presión = Computador de presión = Sensor de velocidad = Indicador de velocidad = Controlador indicador de velocidad = Transmisor de velocidad = Válvula de control de temperatura = Sensor de temperatura (elemento de medición) = Indicador de temperatura = Controlador indicador de temperatura = Alarma de funcionamiento múltiple = Computador de variables múltiples = Sensor de peso (elemento de medición) = Calculador de proporción de peso = Controlador indicador de peso = Indicador totalizador de peso = Transmisor de peso = Computador o transductor de peso 167
JFG
LAZOS DE CONTROL Un lazo de control es una combinación de instrumentos interconectados, organizados para controlar una variable de proceso, como temperatura, caudal, presión o densidad. Normalmente la variable de proceso que se está controlando se mide mediante uno de estos instrumentos, el cual envía una señal a un controlador. El controlador compara la medición con un set point y envía una señal a un dispositivo de control, como por ejemplo una válvula, para alterar el proceso. El siguiente diagrama de bloque ilustra un proceso de control automático simple, en el cual el operador ajusta el set point.
VARIABLE DE PROCESO
Valor de la variable del proceso
CONTROLADOR
MECANISMO DE CONTROL
Controlador
Dispositivo de control
VALOR PREESTABLECIDO (SET POINT)
Otros tipos de esquemas de control incluyen control de proporción, en cascada y de secuencia de batch. En el control de proporción, un computador multiplica la medición de la variable de proceso por una constante o índice de proporción. El resultado computacional o el producto de la medición de la variable de proceso multiplicado por el índice de proporción se utiliza para ajustar el set point de un controlador en forma remota. El control de proporción elimina la necsidad de que un operador esté constantemente reajustando el set point de una variable de proceso. El control en cascada es otra manera de controlar un set point en forma remota. Al igual que en el control de proporción, el set point de un controlador se posiciona, en forma automática, mediante una señal; sin embargo, en una secuencia de control en cascada se utiliza la salida de un controlador para determinar el set point de otro controlador. En el control de secuencia de batch, un controlador lógico programable pasa automáticamente a través de una secuencia de operaciones. El siguiente esquema muestra un diagrama de lazo de control que ilustra un control automático simple con una variable de proceso y un controlador:
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JFG
LY
LIC
Línea de entrada LIT
Nivel de líquido Válvula de control
Línea de salida
Estanque LE
En este ejemplo, el nivel del estanque se mide mediante un sensor de nivel (LE). El valor medido se envía a un controlador indicador de nivel (LIC) a través de un transmisor indicador de nivel (LIT). El LIC compara el nivel medido con un set point, que generalmente ingresa un operador; sin embargo, el set point se puede ajustar en forma remota, como se describió anteriormente. Si existe una diferencia entre el valor de la variable de proceso y el valor del set point, la salida del controlador la reduce. En este ejemplo, la salida se envía a un transductor de presión I/P (LY) que convierte la señal eléctrica en una señal neumática o de aire proporcional. La señal neumática posiciona la válvula de control (LV) de acuerdo a la señal de salida recibida desde el controlador. El símbolo del instrumento que aparece como un círculo dentro de un cuadrado, con una línea continua a través del circulo, representa un instrumento al cual tiene acceso el operador en la sala de control. El símbolo del instrumento que aparece como un círculo sin el cuadrado y sin la línea continua a través del circulo, representa un instrumento ubicado en terreno, que no se puede controlar ni monitorear desde la sala de control.
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JFG
LEYENDA TIPICA PARA PLANOS DE LAZO DE CONTROL CODIGO - INTERPRETACION
CODIGO - INTERPRETACION IA
INSTRUMENTO EN PLC NORMALMENTE NO ACCESIBLE AL OPERADOR
o
INSTRUMENTO EN PLC SE MUESTRA EN SALA DE CONTROL
201
o
ENLACE DE SOFTWARE VALVULA DE CONTRACCION
(
INSTRUMENTO EN LA ESTACION DE TRABAJO LOCAL
PIC
AIRE PARA INSTRUMENTACION
) VALVULA DE BOLA
IDENTIFICACION FUNCIONAL DEL INSTRUMENTO NUMERO DE LAZO O INSTRUMENTO
VALVULA DE MARIPOSA VALVULA DE SALIDA
M
MOTOR ELECTRICO VALVULA DE COMPUERTA DE HOJA
AF
VALVULA DE GLOBO
ACCIONAMIENTO DE FRECUENCIA AJUSTABLE
VALVULA DE RETENCION
AS
I P
ACCIONAMIENTO DE VELOCIDAD AJUSTABLE
M
ACCIONADOR DE VALVULA MOTORIZADO ACCIONADOR DE VALVULA NEUMATICA
TRANSDUCTOR DE CORRIENTE A NEUMATICO S
ACCIONADOR DE VALVULA SOLENOIDE
A MOTOR DE AIRE
170
JFG
LEYENDA TIPICA PARA PLANOS DE LAZO DE CONTROL CODIGO - INTERPRETACION
CODIGO - INTERPRETACION
INSTRUMENTO-INSTALACION LOCAL
PROCESO
CONEXIÓN ELECTRICA INSTRUMENTO-INSTALACION EN PANELLOCAL CONEXIÓN NEUMATICA
BOMBAS / COMPRESORES / FILTROS
CODIGO-INTERPRETACION
CODIGO-INTERPRETACION
PUMP MIXER
TURBINE MIXER OR AGITADOR
HORIZONTAL CENTRIFUGAL PUMP
HAND PUMP
WELL PUMP CARTRIDGE OR BAG FILTER
171
JFG
BOMBAS / COMPRESORES / FILTROS CODIGO-INTERPRETACION
CODIGO-INTERPRETACION
PLATE FILTER
VERTICAL TURBINE PUMP
PACKED FILTER
AIR DIAPHRAGM PUMP BELT SCALE
M
DUST COLLECTOR
SUBMERSIBLE SUMP PUMP
POSITIVE DISPLACEMENT OR METERING PUMP
BIN MOUNTED DUST COLLECTOR
CENTRIFUGAL AIR COMPRESSOR DEMSTER
ROTARY SCREW AIR COMPRESSOR
172
JFG
FORMULAS GEOMETRICAS BASICAS AREA
VOLUMEN a a
CUADRADO
a
CUBO
a
a
A = a2
V = a3
PARALELOGRAMO
PARALELEPIPEDO c
h b a
a
A= a.h
V= a.b.c
TRIANGULO
PIRAMIDE
h h
A
A=
1
a
V= A.h
ah 3
2
173
JFG
AREA
VOLUMEN
TRAPECIO
PIRAMIDE TRUNCADA b
A´
h
h
A a
V=
h
( A+A´+ A A´ )
A= a+b .c
3
2
PRISMA
HEXAGONO REGULAR
r h
A = 3 r2
A
3
V=A.h
2
ESFERA
CIRCULO r
A=
d
V=
r2
d3
6 CORONA CIRCULAR
CILINDRO R
r
h
A = (R2 – r2) A
V=A.h
174
JFG
AREA
VOLUMEN
ELIPSE
CONO
a
H
A b
V= 1
A = ab
.A.h
3 UNIDADES DE MEDICION
LONGITUD 1 Decámetro (dm) 1 Hectómetro (hm) 1 Kilómetro (km) 1 Decímetro (dm) 1 Centímetro (cm) 1 Milímetro (mm) 1 Pulgada (pulg) 1 Pie (p) 1 Yarda (yd) 1 Centímetro (cm) 1 Metro (m) 1 Micra (mc) 1 Milla marina (mill m) 1 Milla 1 Braza (br)
= = = = = = = = = = = = = = =
10 m 10 dm, 100 m 10 hm, 100 dm, 1000 m 100 mm, 10 cm, 0,1 m 10 mm, 0,01 m 0,001 m 0,0833 p, 0,0278 yd, 0,0254 m 12 pulg, 0,3333 yd, 0,3048 m 36 pulg, 3 p, 0,9144 m 0,3937 pulg, 0,0328 p, 0,01 m 39,37 pulg, 3,28 p 0,001 mm 6.080 p, 2.025 yd, 1.852 m 5.280 p, 1.760 yd, 1.609 m 1,8288 m, 2 yd
SUPERFICIE 1 Milímetro cuadrado (mm2) 1 Centímetro cuadrado (cm2) 1 Decímetro cuadrado (dm2) 1 Metro cuadrado (m2) 1 Area (a) 1 Hectárea (ha) 1 Kilómetro cuadrado (km2) 1 Pulgada cuadrada (pulg2) 1 Pie cuadrado (p2) 1 Yarda cuadrada (yd2)
= 0,000001 m2 = 100 mm2 = 100 cm2, 10.000 mm2 = 100 dm2, 10.000 cm2, 1.550 pulg2 = 100 m2 = 100 a, 10.000 m2 = 100 ha, 10.000 a, 1.000.000 m2 = 6.452 cm2 = 144 pulg2, 0,111 yd2, 929 cm2 = 1.296 pulg2, 9 p2, 8.361 cm2 175
JFG
= 0,405 ha2 = 2.588.881 m2
1 Acre (acr) 1 Milla cuadrada (mill2)
VOLUMEN 1 Milímetro cúbico (mm3) 1 Centímetro cúbico (cm3) 1 Decímetro cúbico (dm3) 1 Metro cúbico (m3) 1 Decilitro (dl) 1 Litro (l) 1 Hectolitro (hl) 1 Centímetro cúbico (cm3) 1 Pulgada cúbica (pulg3) 1 Pie cúbico (p3) 1 Yarda cúbica (yd3) 1 Galón americano (gal a) 1 Galón inglés (gal i) 1 Pinta americana (p a)
= 0,000000001 m3 = 1.000 mm3 = 1.000 cm3, 1l = 1.000 dm3, 1.000.000 cm3 = 0,1 l = 0,2642 gal a, 2,11 p a, 10 dl = 100 l, 1.000 dl = 0,061 pulg3, 0,001 l = 16,39 cm3, 0,0164 l = 1.728 pulg3, 0,037 yd3, 28,32 l = 46.656 pulg3, 27 p3, 764,6 l = 3,7853 l = 4,5459 l = 0,473 l
PESO 1 Miligramo (mg) 1 Gramo (g) 1 Kilogramo (kg) 1 Tonelada (t) 1 Quintal métrico (q m) 1 Libra (lb) 1 Onza Troy (oz tr) 1 Tonelada larga (t l) 1 Tonelada corta (t c)
= 0,001 g = 1.000 mg, 0,001 kg = 1.000 g, 2,205 lb = 10 q m, 1.000 kg = 220,47 lb, 100 kg = 16 oz, 0,45359 kg = 31,10 g = 1.016 kg = 0.89 t l, 2.000 lb, 907,18 kg
ENERGIA 1 Kilo - Caloría (kcal) 1 Caloría (cal) 1 British Thermal Units (btu) 1 Joule (j) 1 Kilo Watt - Hora (kw - h)
= 3,9657 btu = 0,001 kcal, 4,184 j = 252 cal, 1055 j = 0,239 cal = 860,57 kcal, 3412,76 btu
POTENCIA 1 Kilo - Watt (kw) 1 Horse power (hp) 1 Kilo - Caloría/segundo (kcal/s) 1 British Thermal Units (btu/s)
= 1,341 hp, 0,239 kcal/s = 0,7457 kw = 4,184 kw, 3,966 btu/s = 1,055 kw
176
JFG
1 Kilo - watt (kw)
= 1.000 w
TEMPERATURA Grados Celsius Agua (ebullición) 100,0 Temperatura ambiente 20,0
Grados Fahrenheit 212,0 68,0
FORMULAS DE CONVERSION Grados C Grados F *( )
= = =
(Grados F - 32) x 0,556 Grados C x 1,8 + 32 Corresponde al Sistema Internacional de Unidades. PRESSURE CONVERSION
1 psi = 0.07 kg/cm2 psi (lb/in2)
kpa
kg/cm2
psi (lb/in2)
kpa
kg/cm2
1 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100 105 110 115
6,89 68,95 103,42 137,90 172,37 206,84 241,32 275,79 310,26 344,74 379,21 413,69 448,16 482,63 517,11 551,58 586,05 620,53 655,00 689,48 723,95 758,42 792,90
0,07 0,69 1,03 1,38 1,72 2,07 2,41 2,76 3,10 3,45 3,79 4,14 4,48 4,83 5,17 5,52 5,86 6,21 6,55 6,90 7,24 7,59 7,93
120 125 130 135 140 145 150 155 160 165 170 175 180 185 190 195 200 205 210 215 220 225 230
827,37 861,85 896,32 930,79 965,27 999,74 1034,21 1068,69 1103,16 1137,64 1172,11 1206,58 1241,06 1275,53 1310,00 1344,48 1378,95 1413,43 1447,90 1482,37 1516,85 1551,32 1585,79
8,28 8,62 8,97 9,31 9,66 10,00 10,35 10,69 11,04 11,38 11,73 12,07 12,42 12,76 13,11 13,45 13,80 14,14 14,49 14,83 15,18 15,52 15,87
177
JFG
CALCULOS REPORT DE COSECHA EN DCS
EFICIENCIA DE LAVADO: W 55 x 100 / (W 55 + W 56 - W 57) ** W 55 = (D 59 + F 59) x (M 55 + M 56) / 2 = (Fl. RAL “A” + Fl. RAL “B”) x (Cl- RAL “A” + Cl- RAL“B”) / 2
EJEMPLO: = (17 + 22) x (180 + 170) / 2 = (39) x (350) / 2 = 13650 / 2 = 6825 = 6825 x 100 / (6825 + W 56 - W 57) ** W 56 = ((M 53 + M 54) / 2 - M 57) x D 57 = ((Cl- E.RICO “A” + Cl- E.RICO “B”) / 2 - Cl- E.C.C.) x Fl. E.C.S.
EJEMPLO: = ((24 + 25) / 2 - 21) x 400 = ((49) / 2 - 21) x 400 = 3.5 x 400 = 1400 = 6825 x 100 / (6825 + 1400 - W 57) ** W 57 = (D 58 + F 58) x M 57 = (Desc. E.P. “A” + Desc. E.P. “B”) x Cl- E.C.C.
EJEMPLO: = (8 + 8) x 21 = (16) x 21 = 336 = 6825 x 100 / (6825 + 1400 - 336) = 682500 / (8225 - 336) = 682500 / (7889) = 86.51%
DEPOSITO ACTUAL: D 71 x V 68 = Corriente actual x 7.673112
EJEMPLO: = 36.00 x 7.673112 = 276.383
178
JFG
** 7.673112 = (0,02844 (Const.) x 284 (Nº Celdas) x (95 (Efic.) / 100)) = (8.07696 x 0.95) = 7.673112
DESCARTE RAL: (D 59 + F 59) x Y 70 x 24 / 1000 = (Fl. RAL “A” + Fl. RAL “B”) x 21.55 x 24 / 1000 EJEMPLO: = (15 + 12) x 21.55 x 24 / 1000 = 27 x 517.20 / 1000 = 13964.40 / 1000 = 13.96 ** Y 70
= (D 68 + F 68) / 2 = (Cu RAL “A” + Cu RAL “B”) / 2
EJEMPLO: = (13.30 + 29.80) / 2 = (43.10) / 2 = 21.55
TRANSFERENCIA TREN (“A”/ “B”): D 53 x (D 62 - D 63) x 24 / 1000 = Fl. PLS x (Cu PLS - Cu RF) x 24 / 1000
EJEMPLO: = 1025 x (6.60 - 1.03) x 24 / 1000 = 1025 x (5.57) x 24 / 1000 = 137022 / 1000 = 137.022
CORTE SX GLOBAL: ((D 62 - D 64) x 24) x (D 53 + F 53) / 1000 = ((Cu PLS - Cu RF Lix.) x 24) x (Fl. PLS “A” + Fl. PLS “B”) / 1000 EJEMPLO: = ((6.8 - 1.03) x 24) x (1025 + 1025) / 1000 = 138.48 x 2050 / 1000 = 283884 / 1000 = 283.884
EFICIENCIA TREN “A” / “B”: ((D 62 - D 63) / D 62) x 100 179
JFG
= ((Cu PLS - Cu RF) / Cu PLS) x 100
EJEMPLO: = ((6.6 - 1.03) / 6.6) x 100 = ((5.57) / 6.6) x 100 = (0.84) x 100 = 84.39%
TRANSFERENCIA NETA: ((D 62 - D 63) / (D 54 / D 53)) / Z 60 = ((Cu PLS - Cu RF) / (Fl. ORG. / Fl. PLS)) / 21 EJEMPLO: = ((5.82 - 1.04) / (1060 / 1025)) / 21 = (4.78 / 1.03) / 21 = (4.64) / 21 = 0.22
CORRIENTE TEORICA: D 74 / V 68 = Corte SX Global / 7.673112 EJEMPLO: = 283.884 / 7.673112 = 36.99 KA ** 7.673112 = (0,02844 (Const.) x 284 (Nº Celdas) x (95 (Efic.) / 100)) = (8.07696 x 0.95) = 7.673112
CALCULO DE TRANSFERENCIA NETA: (O.C. – O.D.) / T.N.
= % reactivo
** (T.N. = dato del fabricante: 0,21 gr/lt Cu / % V/V)
EJEMPLO: corte = % reactivo x T.N. x R O/A = (PLS x 0.9) / T.N. = % reactivo = (4.78 x 0.9) / 0.21 = 20.5% reactivo ** corte = 20.5 x 0.21 x 1 = 4.3 gr/lt
180
JFG
