Fundamentos de La Hidrometalurgia

FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA


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INDICE

1.-Procesos hidrometalurgicos…………………………………………………..………………………………………………...8 1.1.-Preparación de la mena……………………………………………..……………………………………………11 1.2.-Lixiviación…………………………………………………………………..……………………………………………11 1.2.1.-Reactivos de lixiviación …………………………………………………..………………………..12 1.2.2.-Tipos de Reacciones de Disolución ………………..……….………………………………..12 1.3.- Disolución de metales……………………………………………………………………………………………..13 1.4.- Lixiviación de minerales oxidados……………………………………………………………………………17 1.4.1.- Lixiviación ácida de óxidos de cobre ………………………………………………………..18 1.4.2.- Lixiviación alcalina de minerales m inerales oxidados……………………………………………….20 1.4.3.- Lixiviación de bauxita con NaOH ………………………………………………………………20 1.5.- Lixiviación de minerales sulfurados…………………………………………………………………………22 1.6.- Mecanismos de disolución oxidante de sulfuros…………………………………………………….23 1.7.- Efecto de los iones cloruro en la cinética de lixiviación de sulfuros …………………………24 1.8.- Lixiviación bacteriana……………………………………………………………………………………………..25 1.8.1.- Efecto de las bacterias en la lixiviación de minerales sulfurados……………..25 1.8.2.- Ciclo de vida ……………………………………………………………………………………………28 1.8.3.- Mecanismo directo…………………………………………………………………………………29 1.8.4.- Mecanismo indirecto ………………………………………………………………………………30 2.- Sistemas de lixiviación………………….……………………………………………………………………..………………..31 2.1.- Lixiviación in situ - in place………………………..………………………………….………………………..32 2.2.- Lixiviación en botaderos (Dump leaching)……………..……………………………………………….34 2.3.- Lixiviación en batea (por percolación)……………………………….…………………………………..38 2.3.1.- Lixiviación batea inundadas……………………………………………………………………39 2.4.- Lixiviación a Presión………………………………………………………………………………………………41 2.5.- Lixiviación en pilas (heap leaching) ………………………………………………………………………..45


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2.5.1- Construcción de las pilas………………………………………………………….....47 2.5.2- Preparación de la base de las pilas……………..……………………………….48 2.5.3.- Técnicas de apilamiento del mineral…………………………………………..49 2.5.4.- Riego de la pila..………………………………………………………………………….49 2.5.5.- Operación de las pilas…………………………………………………………………50 2.6.- Lixiviación por Agitación……………………………………………………………………….………………..52 2.6.1.- Variables del Proceso…………………………………………………………………53 2.6.1.1.- Granulometría……………………………………………………………54 2.6.1.2.- Mineralogía del Mineral ……………………………………………..55 2.6.1.3.- Otras Variables…………………………………………………………….56 3.- Aglomeración…………………………………………….…………………………………………………………………………..58 3.1.- Permeabilidad del lecho ………………………………………………………………………………………..…58 3.2.- Proceso de de aglomeración aglomeración………………………………………………………………………………………..59 3.3.- Aglomeración por humedad humedad….……………………………………………………………………………..…60 3.4.- Aglomeración por adherentes………………………………………………………………………………....60 3.5.- Equipos…………………………………………………………………………………………………………………….61 3.6.- Variables del proceso……………………………………………………………………………………………....62 4.0.- Ejercicio N°1 Diseño de las pilas ……………..……………………………………………………..……………………..63 4.1.- Ejercicio N°2 Superficie de Terreno………………………………………………………………………….64 5.0.- Metalurgia del Oro……………………………………………………………………………………………………………….65 5.1.- Reactividad del Oro …………………………………………………………………………………………………66 5.2.- Propiedades del Oro………………………………………………………………………………………………..66 5.3.- Aplicaciones del Oro ……………………………………………………………………………………………….66 5.4.- Proceso de Producción del Oro……………………………………………………………………………….68 5.5.- Proceso de Planta …………………………………………………………………………………………………..69 5.1.- Proceso Gold Mill………………………………………………………………………………………..69 5.2.- Proceso Columnas de Carbón……………………………………………………………………..70 5.3.- Proceso Merril Crove………………………………………………………………………………….70 FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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5.6.- Refinería y Fundición……………………………………………………………………………………………..70 6.- Lixiviación del caliche ……………..……………………………………………………………………………………………..75 6.1.- Clasificación del caliche según c aracterísticas físicas...……………………………………………76 6.2.- Lixiviación en Bateas………………………………………………………………………………………………77 6.3.- Lixiviación en Pilas………………………………………………..………………………………………………..79 6.3.1.- Construccion de pilas.. …………………………………………………………………………….79 6.3.2.- Dimensiones Aprox. De las P ilas.……………………………………………………………..82 6.3.3.- Diseño de pilas…………………………………………………………………………………………82 6.3.4.- Variable que controlan la lixiviaci ón de caliche………………………………………..87 6.3.5.- Controles Operacionales en la lixiviación de caliche…………………………………88 6.3.6.- Deficiones………………………………………………………………………………………………..92 6.3.7.- Impermebilización……………………………………………………………………………………92 6.3.8.- Etapas de Riego en lixiviación…………………………………………………………………..92 Problema N°1………………………………………………………………………………………………………93

Problema N°2……………………………………………………………………………………………………..94 Problema N°3……………………………………………………………………………………………………..95 Problema N°4……………………………………………………………………………………………………..96 7.- Sustentabilidad……………….…………………………………………………………………………………………………….101 7.1.- Economia y Sustentabilidad Ambiental………………………………………………………………….101 7.2.- Sustentabilidad Economica…………………………………………………………………………………….103 7.3.- Sustentabilidad Ambiental…………………………………………………………………………………….104 7.4.- Proceso Regulatorio a nivel Mundial………………………………………………………………………108 7.5.- Dimensiones del desarrollo sustentable en Minería…………………………….…………………109 7.6.- Los Grandes Temas Ambientales……………………………………………………………………………111 8.- Extracción por Solvente…………………………………………………………………………………………………………113 8.1.- Proceso SX – EW de cobre……………………………………………………………………………………..114 8.2.- Mecanismo de la transferencia de cobre……………………………………………………………….117 8.3.- Configuración de plantas SX ………………………………………………………………………………….119 8.4.- Tipos y características de reactivos………………………………………………………………………..122 FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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8.5.- Reactivos Extractantes…………………………………………………………………………………………..126 8.6.- Tipos de extractantes…………………………………………………………………………………………….127 8.7.- Tiempo de Separación de Fases…………………………………………………………………………….129 8.8.- Arrastre…………………………………………………………………………………………………………………130 9.- Electrometalurgía…………………………………………………………………………………………………………………133 9.1.- Procesos Electrometalurgico………………………………………………………………………………..133 9.2.- Celdas de Electrolisis……………………………………………………………………………………………134 9.3.- Proceso Electroquimico……………………………………………………………………………………….137 9.4.- Cantidad de metal depositado o disuelto…………………………………………………………….138 Ejercicio LIXIVIACIÓN EN COLUMNAS Y DIMENSIONAMIENTO DE PILAS …………………………………..140


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INTRODUCCIÓN La hidrometalurgia es la rama de la metalurgia que cubre la extracción y recuperación de metales usando soluciones acuosas u orgánicas. Los procesos hidrometalúrgicos normalmente operan a temperaturas bajas; en el rango de 25 a 250 ºC. Las presiones de operación pueden variar de unos pocos kPa (vacío) hasta presiones tan altas como 5000 kPa. El punto fuerte de la hidrometalurgia radica en la gran variedad de técnicas y combinaciones que pueden ser usadas para separar metales una vez que han sido disueltos a la forma de iones en solución acuosa. En principio, todas las técnicas de la química analítica están disponibles para los hidrometalurgistas y pueden ser adaptadas para su uso en procesos industriales. La hidrometalurgia ha experimentado en las últimas décadas un gran desarrollo y ha ampliado enormemente su rango de aplicación. Este reciente desarrollo de la hidrometalurgia se debe en parte a la demanda siempre creciente de metales, que junto con el agotamiento de los yacimientos hace necesario usar nuevas fuentes de metal, fundamentalmente menas pobres y complejas, las cuales, por razones técnicas y/o económicas son tratadas de forma más conveniente por métodos hidrometalúrgicos que por métodos pirometalúrgicos. En la actualidad existe conciencia general acerca de la naturaleza finita de los recursos naturales que nos rodean. Las reservas tradicionales de menas de alta ley encaran inminente peligro de agotarse. Existe la necesidad de diseñar maneras y medios de procesar económicamente menas pobres y complejas que desafían los métodos convencionales de tratamiento. También los materiales secundarios que surgen de procesos industriales están recibiendo creciente atención. Los recursos secundarios incluyen materiales complejos descartados de los procesos pirometalúrgicos como: escorias, polvos, ejes sulfurados, chatarras de aleaciones complejas, licores ácidos, barros y otros desechos industriales.


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La industria electrónica en la actualidad está haciendo uso cada vez mayor de metales y semimetales raros. El reciclo de estos materiales probablemente es algo que deberá hacerse en el futuro. Hay otros materiales estratégicos que están en una situación similar. La Tabla 1 presenta una lista de varias materias primas que pueden ser tratadas por métodos hidrometalúrgicos.

La creciente preocupación a nivel nacional e internacional sobre la contaminación atmosférica producida por las fundiciones ha sido otro de los factores que ha impulsado el desarrollo de procesos hidrometalúrgicos. En la actualidad muchos metales o compuestos metálicos del grado de pureza requerido para su uso comercial pueden ser producidos por procesos hidrometalúrgicos. Entre ellos podemos mencionar: cobre, níquel, cobalto, zinc, oro, plata, aluminio y uranio.


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1. Procesos Hidrometalúrgicos La hidrometalurgia ofrece cierto número de significativas ventajas respecto a la pirometalúrgia y también algunas desventajas. A continuación mencionamos algunas de ellas. Sin embargo, debemos destacar que las limitaciones y ventajas de procesos específicos deben establecerse para cada caso particular. VENTAJAS 1. Comparando costos de capital, los gastos asociados con la pirometalurgia aumentan a mayor velocidad al disminuir la escala de operación que en el caso de hidrometalurgia. Esto hace que en la mayoría de los casos para plantas pequeñas (por ejemplo 25 000 ton/año) el costo de capital de la hidrometalurgia sea más favorable. 2. Los procesos hidrometalúrgicos tienen gran flexibilidad para el tratamiento de menas complejas y para la producción de una variedad de metales subproducto. Menas y concentrados complejos en los cuales están presentes una variedad de metales recuperables pueden ser procesados en forma efectiva por hidrometalurgia. Los ingresos adicionales debido a la recuperación de subproductos pueden tener una influencia significativa en la economía global del proceso haciendo altamente rentables a los procesos hidrometalúrgicos. 3. El aumento de costos debido a disminuciones en la producción es menos graves para los procesos hidrometalúrgicos. Puesto que el componente de mano de obra en hidrometalurgia puede ser hasta 1/2 de aquel en pirometalurgia, puede alcanzarse una ventaja significativa en costo unitario cuando no se opera a producción plena, haciendo estos procesos más competitivos.


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4. Hay muchos casos en los cuales el procesamiento total o parcial de una mena por hidrometalurgia ha probado ser ventajoso. La razón es que puede usarse para tratar menas de baja ley cuyo tratamiento pirometalúrgico sería demasiado caro. Por ejemplo, menas de uranio de baja ley pueden ser tratadas económicamente por lixiviación con soluciones de carbonato de sodio que son bombeadas directamente al depósito sin sacar en mineral a la superficie (lixiviación "in situ"). 5. Los métodos hidrometalúrgicos pueden separar con éxito metales con propiedades muy similares, tales como tierras raras individuales (circón de hafnio, niobio de tantalio). 6. La hidrometalurgia puede tener menor consumo de energía cuando se aplica a menas de baja ley o a menas in situ. Además, opera a temperatura relativamente baja (frecuentemente temperatura ambiente) comparado con pirometalurgia que puede operar a temperaturas de hasta 1500 ºC. Mucho del calor desprendido en pirometalurgia es difícil o imposible de recuperar. 7. La hidrometalurgia se ha sugerido también como una alternativa a los procesos pirometalúrgicos tradicionales para reducir la contaminación, especialmente la contaminación del aire producida por las emisiones de SO 2 de las fundiciones. 8. A diferencia de la fusión, la hidrometalurgia ofrece gran especificidad química y flexibilidad que puede ser ajustada para tomar ventaja de pequeñas diferencias en el comportamiento químico de las especies. Esto es especialmente cierto para la metalurgia de cloruros. 9. En las plantas hidrometalúrgicas, las soluciones y pulpas de proceso pueden transferirse fácilmente en sistemas de cañerías cerradas. Por otro lado, en los procesos pirometalúrgicos matas y escorias fundidas deben ser transferidas de un horno a otro en pesadas cucharas revestidas de refractarios, un proceso que es inconveniente y costoso. Además, debido a reducción de la solubilidad, el SO2 que generalmente satura estos materiales FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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fundidos es emitido a medida que ellos se enfrían durante la transferencia.

DESVENTAJAS 1. En la actualidad no hay ventaja económica en sustituir una planta pirometalúrgica procesando un recurso de ley relativamente alta por una planta hidrometalúrgica. 2. Desde el punto de vista de consumo de materiales de proceso, combustibles, y energía eléctrica, los procesos hidrometalúrgicos en general demandan más que los procesos pirometalúrgicos debido a que estos últimos usan principalmente oxígeno atmosférico como reactivo y el azufre presente en la mena como fuente de calor. 3. La ingeniería de una planta hidrometalurgia es más compleja y requiere un completo conocimiento de relaciones de escalamiento y requerimientos de proceso. 4. Los procesos hidrometalúrgicos pueden generar cantidades significativas de efluentes líquidos y sólidos que pueden representar un serio problema de descarte. En todos los procesos hidrometalúrgicos, la alimentación usada es una mezcla de muchos componentes. El propósito del proceso es separar selectivamente uno o más constituyentes de esta mezcla y llevarlos a la forma final deseada. Luego todos los procesos hidrometalúrgicos incluyen operaciones de separación, que normalmente son mucho más numerosas que las operaciones de no separación de un diagrama de flujos hidrometalúrgico. Como ejemplo de operaciones de separación tenemos: filtración, flotación, lixiviación, intercambio iónico, precipitación, electroobtención, etc. Operaciones de no separación incluyen: chancado, molienda y transporte. Aunque el diagrama de flujos (flowsheet) de cada proceso hidrometalúrgico varía dependiendo del metal o metales que se desee recuperar y de las características específicas de la mena a tratar, en general, FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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en todo proceso pueden distinguirse cuatro etapas principales que describimos brevemente a continuación:

1.1. Preparación de la mena En términos de inversión de capital y costos de operación la preparación de la mena es frecuentemente una de las partes fundamentales del proceso y la eficiencia de esta etapa es un factor importante en la recuperación global del proceso. La preparación de la mena puede incluir reducción de tamaño (chancado y molienda), concentración (por flotación o algún método gravimétrico), separación sólido-líquido, y también procesos químicos como tostación u otros tratamientos que produzcan cambios en la mineralogía del material. Los procesos de reducción de tamaño tienen por objeto llevar los trozos de mena a un tamaño tal que el contenido mineral sea fácilmente accesible a los agentes químicos de disolución y/o liberar las especies minerales valiosas del estéril o ganga de manera que el material responda bien a un proceso de concentración. La tostación en cambio, se realiza con el propósito de transformar los componentes minerales de la mena en otros que sean más solubles en las soluciones de lixiviación y/o para volatilizar algunas impurezas solubles que podrían contaminar las soluciones.

1.2. Lixiviación La lixiviación corresponde a la disolución selectiva de los constituyentes de interés de la mena o concentrado para obtener una solución acuosa conteniendo el metal valioso y un residuo insoluble conteniendo el material sin valor. A continuación de la lixiviación generalmente se incluye una o más etapas de separación sólido-líquido para obtener una solución clara desde la cual puede precipitarse selectivamente el metal valioso.


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La lixiviación es fundamentalmente un proceso de transferencia de masa sólido-líquido. La lixiviación puede ser llevada a cabo en condiciones ambientales o a temperaturas elevadas y/o bajo presión. Las condiciones del proceso dependerán de las reacciones químicas que están teniendo lugar. El objetivo en todos los casos es obtener iones metálicos o complejos que puedan ser extraídos selectivamente desde la solución.

1.2.1. Reactivos de lixiviación Además del agua, que es utilizada para lixiviar sulfatos y cloruros solubles, existe una gran variedad de reactivos que pueden usarse para lixiviación de menas o concentrados. La Tabla 1.1 incluye los reactivos de lixiviación de mayor uso industrial.

1.2.2 Tipos de Reacciones de Disolución Las reacciones de disolución son de varios tipos y pueden clasificadas en forma general como (1) físicas, (2) químicas, (3) electroquímicas, y (4) electrolíticas.


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Por hidrometalurgia se entiende los procesos de lixiviación selectiva (disolución) de los componentes valiosos de las menas y su posterior recuperación de la solución por diferentes métodos. El nombre de hidrometalurgia se refiere al empleo generalizado de soluciones acuosas como agente de disolución. La hidro-electrometalurgia comprende el conjunto de procesos de lixiviación y precipitación por medio de electrólisis, donde los procesos electroquímicos son precedidos por los procesos hidrometalúrgicos. Hay tres principales etapas de los procesos hidrometalúrgicos : ( 1 ) Disolución del componente deseado presente en la fase sólida. ( 2 ) Concentración y/o purificación de la solución obtenida. ( 3 ) Precipitación del metal deseado o sus compuestos. Los reactivos químicos empleados (agentes lixiviantes) deben reunir muchas propiedades para poder usarse, por ejemplo: no deben ser muy caros, deben ser fácilmente recuperables y deben ser bastante selectivos para disolver determinados compuestos. Los procesos de lixiviación y purificación de la solución corresponden a las mismas operaciones que se practican en el análisis químico, solamente que a escala industrial.

1.3.

Disolución de metales

Existen algunos metales, denominados metales nobles que tienen poca tendencia a combinarse con otros elementos y por lo tanto pueden encontrarse en la naturaleza como tales, sin formar parte de compuestos. Entre ellos podemos mencionar el oro, la plata y el platino, el paladio, el rodio, el osmio, el rutenio, el iridio y en menor medida el cobre. Además, en la actualidad debido al creciente interés en el reciclaje de metales la lixiviación de metales, incluso aquellos que no son nobles ha ido adquiriendo mayor importancia.


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Debido a que los metales son buenos conductores, la disolución de metales representa el caso más simple de procesos electroquímicos encontrados en lixiviación. Consideremos como ejemplos la disolución de Fe en agua conteniendo oxígeno y la disolución de aluminio en hidróxido de sodio. En el caso de disolución de hierro en soluciones conteniendo oxígeno, el oxígeno se reduce en ciertas regiones catódicas localizadas del hierro: 1/2O2 + H2O + 2e- → 2 OHmientras que el hierro pasa a la solución en regiones anódicas: 2+

Fe → Fe + 2è

En el caso de disolución de hierro en soluciones ácidas, los iones H + captan los electrones en ciertas regiones, y el hierro entra en la solución en otras. La reacción global puede representarse por: Fe + 2H+ → Fe2+ + H2 La disolución de aluminio se cree que ocurre de acuerdo a las siguientes reacciones de óxido-reducción: Reducción catódica:

2H+  2é → H2

Oxidación anódica:

Al → Al + 3è

Reacción iónica en solución:

Al3+ + 4OH- → AlO(OH)2- + H2O

Reacción global:

3+

2Al + 2OH- + 4H2O → 2AlO(OH)2- + 3H2

En el caso de metales nobles, debido a que son estables a potenciales de oxidación elevados, la disolución debe ser acompañada por reacciones de complejación. El catión liberado de la fase sólida se combina con un agente complejante y la formación del complejo metálico en la fase acuosa permite la disolución del metal noble. La disolución de oro y la plata en soluciones de cianuro es un excelente ejemplo de complejación y es el método más usado para la extracción de oro y plata de sus menas.


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En este caso, O 2 es absorbido en la superficie del metal y se reduce de acuerdo a la reacción siguiente: O2 + 2H2O  2è → 2OH- + H2O2 H2O2 + 2H+  2è → H2O La reacción de descarga de H 2O2, segunda ecuación, es lenta lo cual produce una acumulación de H2O2 en la solución. En la región anódica, el oro es oxidado a iones Au + los cuales son de inmediato complejados por iones cianuro como sigue: +

Au → Au + è

Au+ + 2CN- → *Au(CN)2+-

Figura 4.1 Modelo de lixiviación de oro con cianuro. Ac y Aa se refieren a las áreas de sitios catódicos y anódicos respectivamente. Varios investigadores han demostrado que las cinéticas de cianuración de Au y Ag están controladas por difusión con cambio de difusión anódica a catódica. A altas concentraciones de O 2 la velocidad de reacción depende de la difusión de CN- a través de la capa límite de difusión y para concentraciones FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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de cianuro altas la velocidad está controlada por la difusión de O 2 a través de esta capa. Para una presión fija de O 2, la velocidad aumenta linealmente con el aumento de [CN-] hasta alcanzar un valor constante que es proporcional a la presión parcial de O 2 utilizada. Es decir a concentraciones bajas de cianuro la presión de O2 no tiene efecto sobre la velocidad de reacción, mientras que a concentraciones de CN - altas donde la velocidad de lixiviación es independiente de la concentración de cianuro, la reacción muestra dependencia de la presión de O2. La Figura 4.2 ilustra los efectos indicados para el caso de cianuración de Ag.


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1.4.- Lixiviación de minerales oxidados En general, los minerales oxidados son aquellos que tienen el oxígeno como elemento constitutivo principal. Por analogía en su comportamiento frecuentemente se incluyen también en este grupo a los halogenuros. Algunos minerales oxidados naturales de importancia comercial incluyen la gibsita (Al(OH)3), casiterita, (ZnO2) , pirolusita (MnO2), uraninita (UO2), pechblenda (U3O8) y una gran variedad de minerales de cobre como se muestra en la Tabla 4.1. Por lo a general la mayor parte de los óxidos se disuelven en ácido diluido mediante un mecanismo químico. Sin embargo, existen algunos óxidos que son insolubles en ácido y requieren de un agente oxidante (caso de UO2) o un agente reductor (caso de MnO 2) para su disolución.


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1.4.1.- Lixiviación ácida de óxidos de cobre La mayoría de los óxidos de cobre se lixivia con facilidad en soluciones de ácido sulfúrico. Como se puede ver en la Tabla 4.1, la disolución ácida de óxidos de cobre generalmente no incluye pares de óxido reducción con la excepción de la disolución de la cuprita, Cu2O. En ausencia de oxígeno, la reacción es: Cu2O + 2H+ → Cu2+ + Cu0 + H2O en la cual el par de óxido reducción se completa con la dismutación del cobre cuproso.


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La disolución completa de la cuprita requiere de un agente oxidante. En presencia de oxígeno por ejemplo, la cuprita reacciona para dar iones cúpricos en solución según la reacción global: Cu2O + 4H+ + 1/2O2 → 2Cu2+ + 2H2O Puesto que el Cu2O es un semiconductor, el proceso de disolución es probablemente de naturaleza electroquímica, aunque esto no ha sido demostrado. Los minerales oxidados puros que lixivian sin formar productos de reacción deberían tener un control por reacción superficial o difusión a través de una capa límite, con lo cual la ecuación cinética integrada se simplifica a:

Como consecuencia, la mayoría de los minerales oxidados de cobre puros tienen una cinética de lixiviación muy rápida, particularmente los sulfatos (chalcantita, brochantita y antlerita), los carbonatos (malaquita y azurita) y los cloruros (atacamita). La tenorita se disuelve un poco más lento y requiere de mayor acidez. Por otro lado, en el caso de los silicatos (crisocola y dioptasa) la formación de sílice como producto de reacción tiende a hacer la disolución más lenta. En el caso de crisocola, Pohlman y Olson encontraron que un modelo de núcleo recesivo explicaba sus resultados. La reacción es: CuO⋅SiO2⋅2H2O + 2H+ → Cu2+ + SiO2.nH2O + (3-n)H2O La ecuación cinética incluía los términos de difusión a través de la red de sílice que era dejada por la reacción de disolución más reacción superficial, de modo que la forma integrada era:


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1.4.2- Lixiviación alcalina de minerales oxidados La lixiviación con bases es especialmente apropiada para menas que tienen una gran proporción de constituyentes de la ganga que consumen ácido. La lixiviación con bases en general es más selectiva que la lixiviación con ácidos y puede disolver los metales de interés dejando atrás impurezas como el hierro. Las bases que se usan más extensivamente en hidrometalurgia son el hidróxido de sodio, el hidróxido de amonio y el carbonato de sodio. Este último aunque es básicamente una sal actúa como una base débil una vez que se disuelve en agua.

1.4.3.- Lixiviación de bauxita con NaOH La bauxita es la principal fuente de aluminio y consiste de óxidos de aluminio con grados variables de hidratación Minerales Gibsita, de aluminio en la bauxita

Al(OH)3 (o Al2O3⋅3H2O), monoclínica Boemita, AlO⋅OH (o Al2O3⋅H2O), ortorrómbica Diáspora, AlO⋅OH (o Al2O3⋅H2O), ortorrómbica

La bauxita es anfótera, es decir puede disolverse tanto en medio ácido como alcalino. Esto puede apreciarse en el diagrama potencial-pH de la Figura 4.5 Las reacciones de lixiviación ácida y alcalina de la gibsita son: Al(OH)3 + H+ → Al3+ + 3H2O Al(OH)3 + OH- → AlO2- ⋅ 2H2O (o Al(OH)4-) Sin embargo, la precipitación de aluminio en medio ácido resulta en un producto gelatinoso y difícil de filtrar y lavar. Desde medio básico en cambio, mediante enfriamiento controlado se puede se puede obtener un precipitado de aluminio cristalino y fácil de filtrar y lavar. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Figura 4.5 Diagrama parcial Al-H 2O El proceso industrial de lixiviación de bauxita con NaOH se conoce con el nombre de Proceso Bayer y fue desarrollado en 1897. La precipitación por enfriamiento controlado se puede escribir: AlO2- ⋅ 2H2O → Al(OH)3 + OH-

Los cristales de hidróxido de aluminio lavados son posteriormente calcinados para obtener alúmina (Al 2O3) de alta pureza, de la cual se obtiene finalmente el aluminio metálico por electrolisis de sales fundidas (Proceso Hall-Héroult). El proceso Bayer representa la mayor aplicación industrial del proceso de lixiviación a presión. Las condiciones de lixiviación dependen del tipo de óxido de aluminio presente en la bauxita. El proceso es bastante selectivo, los óxidos de Fe, Ti, Mg y Ca no se disuelven y constituyen la mayor parte del residuo de la etapa de lixiviación. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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El V, Ga y sílice se disuelven en cantidades variables y deben eliminarse en la etapa de purificación de la solución.

1.5.- Lixiviación de minerales sulfurados La mayoría de los minerales sulfurados son insolubles en ácido sulfúrico diluido. Aquellos sulfuros solubles en ácido se disuelven por un mecanismo químico, por ejemplo: FeS + 2H+ = Fe2+ + H2S Los sulfuros insolubles en ácido requieren la presencia de un oxidante para oxidar el azufre del estado S 2- a azufre elemental o a estados de oxidación superiores (como sulfato), según sean las condiciones en que se efectúa el proceso. En este caso la disolución ocurre por un mecanismo electroquímico. Así por ejemplo, la reacción global que ocurre en la lixiviación de calcopirita con ácido sulfúrico y oxígeno en condiciones ambientales es: CuFeS2 + 2H2SO4 + O2 → CuSO4 + FeSO4 + 2Sº + 2H2O Esta reacción es extremadamente lenta en condiciones ambientales y requiere periodos muy largos de tiempo para completarse. La presencia de microorganismos tiene un efecto acelerador en esta reacción y hace posible el tratamiento de sulfuros de cobre de baja ley in situ o en botaderos. Los sulfuros de cobalto y níquel pueden disolverse en cierta medida en soluciones de ácido sulfúrico diluido según las reacciones: NiS + 2H+ → Ni2+ + H2S CoS + 2H+ → Co2+ + H2S Sin embargo, la lixiviación de estos minerales por lo general se efectúa bajo presión de oxígeno para alcanzar alto grado de extracción y generar azufre a la forma elemental. La reacción de lixiviación es este caso se puede escribir: NiS + 2H+ + 0.5 O2 → Ni2+ + Sº + 2H 2O FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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1.6.- Mecanismos de disolución oxidante de sulfuros A diferencia de los óxidos, la mayoría de los sulfuros son semiconductores y sus resistividades eléctricas son lo suficientemente bajas como para que los electrones se muevan libremente en el sólido. Por lo tanto, en la mayoría de los casos, los procesos de disolución de minerales sulfurados son de naturaleza electroquímica. Como ocurre con los procesos de corrosión; dos tipos de pares redox pueden ser operativos en la lixiviación de sulfuros. El primero es un par de corrosión y comprende una sola fase sólida. La superficie de esta fase sólida (que puede ser discontinua) tiene zonas catódicas y anódicas donde ocurren las respectivas semirreacciones. El segundo tipo es un par galvánico donde se incluyen dos o más fases sólidas. Las reacciones anódicas y catódicas ocurren en las superficies de fases diferentes. Las dos superficies deben estar en contacto por medio de un conductor eléctrico. La lixiviación de calcopirita con oxígeno en soluciones amoniacales es un ejemplo de un par de corrosión. La semirreacción anódica es la disolución de calcopirita: CuFeS2 + 19OH- → Cu2+ + ½Fe2O3 + 2SO42- + 9½H2O + 17è El Cu2 + se combina con el amoniaco libre formando una serie de complejos o aminas de cobre de formula general [Cu(NH3)n ] 2+ con n = 1 a 4. La semirreacción catódica es la reducción de O 2: O2 + 2H2O + Cu2+  4è → 4OH- + Cu2+ que es catalizada por el Cu 2+. Las dos semirreacciones ocurren en sitios anódicos y catódicos que son parte de la misma superficie y que están en cortocircuito debido a la naturaleza semiconductora del sulfuro. Como resultado el sistema desarrolla un potencial mixto al cual la corriente neta es cero, es decir la corriente catódica es igual pero de signo FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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opuesto a la corriente anódica. La hematita, producida por la reacción anódica, produce una reducción del área anódica efectiva llevando a la pasivación del mineral. La reacción de calcocina en medio ácido ilustra el par redox galvánico. Esta reacción ocurre en dos etapas secuenciales: Etapa I:

Cu2S → CuS  Cu2+ + 2è

Etapa II:

CuS → Cu + Sº + 2è

2+

1.7.- Efecto de los iones cloruro en la cinética de lixiviación de sulfuros La presencia de cloruro en la solución de lixiviación tiene efectos importantes en la velocidad de disolución de los sulfuros metálicos. Por muchos años ha sido reconocido que el cloruro férrico lixivia los sulfuros de cobre mucho más rápido que el sulfato férrico. Varias razones se han dado para explicar este comportamiento: 1. La primera explicación de la mayor cinética de lixiviación obtenida al lixiviar sulfuros en medio cloruro versus medio sulfato es que la capa de azufre que se forma sobre la superficie del sulfuro en medio cloruro es porosa y permite fácilmente la difusión de los reactivos de lixiviación a la superficie del sulfuro no reaccionado. En contraste, la capa de azufre que se forma por lixiviación en medio sulfato es densa y constituye una barrera al progreso de la reacción. Esto explicaría porqué la cinética de lixiviación de calcopirita, por ejemplo, con sulfato férrico es muy lenta y está controlada por la difusión de reactivos a través de una capa creciente de azufre que se forma en la superficie del mineral, mientras que en medio cloruro la cinética es mucho más rápida. Existe amplia evidencia experimental sobre la diferente naturaleza de la capa de azufre formada en medio cloruro y en medio sulfato, sin embargo, esto no es suficiente para explicar la gran diferencia en reactividad que presentan los sulfuros de cobre en ambos medios.


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2. Algunos investigadores atribuyen la mayor efectividad de los sistemas de lixiviación del cloruro férrico a los iones cúpricos los cuales tienen un efecto catalizador sobre la reacción de disolución. Por ejemplo, Jones and Peters, basados en mediciones de potenciales mixtos concluyeron que la lixiviación de calcopirita con cloruro férrico es en realidad una lixiviación con cloruro cúprico. La razón por la cual el par Cu(II)/Cu(I) es más efectivo que el par Fe(III)/Fe(II) es porque el primero es más rápido y más reversible que el segundo en la superficie de la calcopirita. O”Malley y Liddell estudiaron en detalle los productos

formados en la lixiviación de calcopirita con cloruro férrico en un sistema discontinuo (batch). Ellos determinaron que al comienzo de la lixiviación, el potencial de la solución era muy elevado para que ocurriera la reducción de Cu(II) a Cu(I), sin embargo a medida que el Fe(III) era consumido por la reacción de lixiviación y el potencial de oxidación de la solución bajaba lo suficiente, el Cu(II) comenzaba a reaccionar con el mineral y la concentración de Cu(I) en la solución aumentaba bruscamente. La razón Cu(I)/Cu(II) final así como el avance de la reacción dependía de la concentración total de cloruro en la solución.

1.8 .- Lixiviación bacteriana 1.8.1.- Efecto de las bacterias en la lixiviación de minerales sulfurados Las bacterias son organismos unicelulares del tamaño muy pequeño (del orden de 1 μm). Estos microorganismos son formas de vida muy arcaicas, inferiores a los animales y las plantas. Hace muchos años se descubrió que ciertas bacterias pueden acelerar la velocidad de lixiviación de menas sulfuradas. Clasificación de las bacterias según su modo de nutrirse: Autotróficas: capaces de sintetizar todos sus nutrientes, como proteínas, lípidos y carbohidratos a partir de CO 2. Heterotróficas: requieren carbohidratos como la glucosa para formar sus propios nutrientes. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Mixotróficas: pueden formar sus propios nutrientes a partir de CO 2 y de los carbohidratos. Clasificación de las bacterias según su modo de respirar: Aeróbicas: requieren oxígeno para su respiración. Anaeróbicas: se desarrollan en ausencia de oxígeno. Facultativas: pueden desarrollarse tanto en medios aeróbicos como anaeróbicos.

La disolución de metales sulfurados por acción de bacterias puede ocurrir: - Directamente por el metabolismo del propio organismo (enzimas generadas por las bacterias catalizan el ataque a los minerales) - Indirectamente por algún producto de su metabolismo. Las bacterias que intervienen en los procesos de lixiviación generalmente son autotróficas y aeróbicas. Ellas tienen la facultad de obtener su energía vital a partir de la oxidación de compuestos inorgánicos, fundamentalmente a partir de la oxidación de los sulfuros metálicos, la oxidación del ion ferroso o la oxidación de azufre elemental. Las bacterias acidofílicas son capaces de vivir en ambiente ácido y algunas de ellas son nativas de algunos yacimientos. Las principales bacterias encontradas en las aguas ácidas de mina son: Thiobacillus Ferrooxidans y Thiobacillus Thiooxidans. La primera obtiene su energía para chemosíntesis y crecimiento de la oxidación catalítica de iones ferrosos, sulfuros metálicos o azufre elemental mientras que la segunda obtiene su energía vital de la oxidación del azufre y es incapaz en la mayoría de las condiciones de oxidar iones ferrosos o sulfuros metálicos. La Tabla 4.4 muestra una lista de los microorganismos más relevantes en la lixiviación de minerales. Se incluyen también rangos de temperatura y pH más adecuados para su desarrollo. En esta tabla se pueden distinguir tres rangos de temperatura principales en los que se desarrollan las bacterias. Según el rango las bacterias se pueden clasificar en: FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Mesófilas: se desarrollan a temperaturas cercanas a la ambiental, 20 a 35 °C, y son las más habituales en la lixiviación de minerales en pilas, en botaderos e in situ; han sido aisladas en las zonas húmedas del mismo yacimiento y normalmente están totalmente adaptadas a ese mineral específico. Consiguen adaptarse con cierta rapidez a otros eventuales elementos tóxicos: arsénico, mercurio, concentraciones altas de cobre y hierro, etc. Moderadamente termófilas: se comportan mejor entre 45 y 60 °C; se encuentran sólo ocasionalmente en botaderos y lixiviaciones in situ cuando la temperatura ha subido a causa de las reacciones exotérmicas de los sulfuros. Son más frecuentes en las zonas de aguas termales azufrosas, géiseres y volcanismos recientes. Han sido propuestas y se usan para lixiviación de concentrados, en reactores de temperatura controlada. Pertenecen en general a los géneros Sulfobacillus y leptospirillum. Extremadamente termófilas: tienen rangos de trabajo óptimo entre 60 y 80 °C. Rara vez se dan en operaciones de lixiviación naturales. Se han aislado de aguas termales azufrosas, géiseres y zonas de volcanismos recientes. Pertenecen en general a los géneros Sulfolobus, Acidianus, Metallosphera y Sulfurococcus. Se han usado con éxito en la lixiviación de concentrados de flotación en reactores de temperatura controlada, especialmente para calcopirita y enargita.


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1.8.2.- Ciclo de vida El ciclo de vida de una colonia de bacterias inoculadas en un medio de cultivo apropiado consta de varias etapas: 

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Etapa de acostumbramiento: Este período corresponde a una etapa inicial que se caracteriza por muy poca actividad, mientras la bacteria se acostumbra y desarrolla los niveles de enzimas, RNA, ribosomas, etc., al nivel requerido para su mantenimiento y posterior división celular. Etapa de crecimiento exponencial: En esta etapa la bacteria se multiplica exponencialmente por división binaria. En esta etapa de la vida de una colonia se puede medir una importante característica, particular de cada especie, que es el período de duplicación o tiempo que demora en duplicarse la población bacteriana bajo ciertas condiciones estandarizadas. Etapa estacionaria: Corresponde a una limitación de la velocidad de crecimiento de la población debido al agotamiento de uno o más nutrientes o de la consunción del sustrato. La población bacterial en


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

esta etapa consiste en su totalidad de células completamente viables pero su crecimiento está limitado. Fase de muerte: muerte: En esta cuarta etapa comienza a disminuir la población bacteriana y se entra en un decaimiento de la actividad medible (o el número de individuos por unidad de volumen).

Las bacterias usadas en la oxidación de minerales tienen un período de duplicación del orden de 20 a 70 horas. Luego al planear una operación continua en un bio-reactor es importante que se le asigne un tiempo de residencia para el sustrato mineral que sea menor que el período de duplicación del cultivo bacteriano que se pretende usar. De lo contrario, la eficiencia de la bacteria se verá reducida y habrá una eventual pérdida de capacidad oxidativa. En un bio-reactor operado eficientemente se deben optimizar las condiciones de tiempo de residencia para lograr que el cultivo bacteriano esté operando en todo momento en su fase de crecimiento exponencial. En su etapa estacionaria las bacterias pueden alcanzar poblaciones del orden de 108 (cientos de millones) de individuos por centímetro cúbico.

1.8.3.- Mecanismo directo Las bacterias pueden catalizar la oxidación directa de los sulfuros metálicos con el oxígeno. Este mecanismo implica la adhesión de la bacteria directamente sobre el sólido, actuando ella como puente para el traspaso de electrones, en una sucesión de dos reacciones aeróbicas secuenciales:


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Para los sulfuros de cobre más comunes las reacciones globales son:

1.8.4.- Mecanismo indirecto Además las bacterias pueden actuar por un mecanismo indirecto, a través de la generación de ácido sulfúrico y sulfato férrico. Casi todos los depósitos de cobre porfídico contienen pirita, la cual se oxida para producir sulfato férrico de acuerdo a las siguientes reacciones: FeS2 + 3½O2 + H2O bacteria FeSO4 + H2SO4 2FeSO4 + ½O2 + H2SO4 bacteria Fe2(SO4)3 + H2O

En ausencia de bacterias la segunda reacción sería muy lenta y sólo podría producir cantidades apreciables de sulfato férrico en un período muy largo. La acción de las bacterias tales como las de los géneros Thiobacillus, Sulfolobus y Archae acelera esta reacción en un factor del orden de 106 y permite la existencia de abundante sulfato férrico en el sistema. El ion férrico lixivia los sulfuros metálicos según la siguiente secuencia de reacciones: MeS + Fe2(SO4) 3 → MeSO4+ 2FeSO4 + So So + 1½O2 + H2O bacteria H2SO4 Como se puede ver, en ambos mecanismos directo o indirecto, la bacteria enfrenta la oxidación de azufre elemental. Aunque es difícil separar los efectos directos e indirectos de la catálisis bacterial, existe evidencia que permite concluir que ocurren ambas. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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2.- Sistemas de lixiviación En general, la práctica industrial de la lixiviación presenta diferentes sistemas de operación que se seleccionan de acuerdo a factores técnicos y económicos en el análisis de un proyecto, algunos de los cuales son: - ley de la especie de interés a recuperar - reservas de mineral - caracterización mineralógica y geológica - comportamiento metalúrgico - capacidad de procesamiento - costos de operación y de capital - rentabilidad económica Una forma de clasificar los métodos de lixiviación es: Lixiviación de lechos fijos: 1. 2. 3. 4.

in situ, in place; en botaderos; en pilas; en bateas.

Lixiviación de pulpas: 1. por agitación, a presión ambiente, 2. en autoclaves.


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2.1.- Lixiviación in situ - in place La lixiviación IN PLACE se refiere a la lixiviación de residuos fragmentados dejados en minas abandonadas, mientras la lixiviación IN SITU se refiere a la aplicación de soluciones directamente a un cuerpo mineralizado. Por lo general, estas operaciones presentan actualmente un gran interés por los bajos costos de inversión y operación que se requieren, y que posibilitan recuperar valores metálicos que de otra manera no podrían ser extraídos. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Los bajos costos son consecuencia de evitar o al menos disminuir los costos de extracción minera, el transporte del mineral a la planta y de los desechos finales del proceso, y la construcción de una planta de lixiviación. Generalmente, la recuperación es baja (< 50% ). Dependiendo de la zona a lixiviar, que puede ser subterránea o superficial, se distinguen tres tipos de lixiviación in situ, como se puede visualizar desde Fig 3.7. Tipo I: Se trata de la lixiviación de cuerpos mineralizados fracturados situados cerca de la superficie, sobre el nivel de las aguas subterráneas. Puede aplicarse a minas en desuso, en que se haya utilizado el "block caving", o que se hayan fracturado hidráulicamente o con explosivos (IN PLACE LEACHING). Tipo II: Son lixiviaciones IN SITU aplicadas a yacimientos situados a cierta profundidad bajo el nivel de aguas subterránea, pero a menos de 300 - 500 m de profundidad. Estos depósitos se fracturan en el lugar y las soluciones se inyectan y se extraen por bombeo. Tipo III: Se aplica a depósitos profundos, situados a más de 500 m bajo el nivel de aguas subterráneas.


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2.2.- Lixiviación en botaderos (Dump leaching) Esta técnica consiste en lixiviar lastres, desmontes o sobrecarga de minas de tajo abierto, los que debido a sus bajas leyes (por ej. < 0.4% Cu) no pueden ser tratados por métodos convencionales. Este material, generalmente al tamaño "run of mine" es depositado sobre superficies poco permeables y las soluciones percolan a través del lecho por gravedad. Normalmente, son de grandes dimensiones, se requiere de poca inversión y es económico de operar, pero la recuperación es baja (por ej. 4060 % Cu) y necesita tiempos excesivos para extraer todo el metal. Las soluciones se alimentan generalmente por aspersión. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Normalmente la lixiviación en botaderos es una operación de bajo rendimiento (pero también de bajo costo). Entre las diferentes razones para ello se puede mencionar: - Gran tamaño de algunas rocas (> 1 m). - Baja penetración de aire al interior del botadero. - Compactación de la superficie por empleo de maquinaria pesada. - Baja permeabilidad del lecho y formación de precipitados (yeso) - Excesiva canalización de la solución favorecida por la heterogeneidad de tamaños del material en el botadero.

La solución de lixiviación, agua o ácido sulfúrico diluido es regada en la parte superior del botadero y se filtra a través del material recolectándose en la base. Estas operaciones se caracterizan por tener ciclos muy largos (generalmente mayores de 1 año) y las recuperaciones son bajas (40 a 60%), pero los costos son muy bajos. La figura 4.19 ilustra un proceso de lixiviación en botaderos. El proceso para recuperar el cobre de las soluciones producidas que se ilustra en esta figura es la cementación con chatarra de hierro. En la actualidad este proceso ha sido casi completamente reemplazado por la extracción por solventes. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Las siguientes condiciones son esenciales para una operación de lixiviación en botaderos: (1) circulación efectiva de aire, (2) buena actividad bacterial, (3) contacto uniforme de la solución con las partículas. El mayor problema encontrado en la lixiviación en botaderos es la precipitación de sales, especialmente sales de hierro en las cañerías de drenaje y en el interior del botadero. La hidrólisis del ion férrico produce la precipitación de hidróxido y jarositas cuando el pH de la solución es > 3.


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En presencia de álcalis, se forman jarositas de Na, NaFe3(SO4)2(OH)6, o de K, KFe3(SO4)2(OH)6. Existen además otras sales que pueden precipitar obstruyendo el lecho de mineral, como yeso, CaSO4, u otros sulfatos. La precipitación de todos estos compuestos resulta en la formación de capas impermeables que impiden el movimiento de las soluciones dentro del botadero o pueden cubrir la superficie de las partículas retardando o deteniendo su posterior reacción. Una vez formados estos compuestos son muy difíciles de redisolver. En la lixiviación en botaderos muchas veces no es necesario agregar ácido ya que éste es generado por las reacciones mismas de lixiviación. La velocidad de disolución de los sulfuros metálicos es enormemente acelerada por acción de las bacterias. Las lixiviaciones en botaderos e in-situ corresponden a las primeras aplicaciones industriales de la lixiviación bacteriana. Sin embargo, debido al escaso valor económico de los minerales tratados, estos procesos no pueden controlarse bien y se pueden considerar en gran parte como procesos espontáneos. El control de la operación se complica por el hecho que una parte importante de las aguas de lluvia o aguas de deshielos incrementa el flujo de soluciones en el botadero generando grandes fluctuaciones en la producción de soluciones de la operación. Este aspecto debe ser contemplado en las instalaciones de tratamiento de las soluciones producidas, generalmente extracción por solventes. Dicha planta debe tener gran flexibilidad para tratar flujos muy variables de solución según la época del año.


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2.3.- Lixiviación en batea (por percolación) Esta técnica consiste en contactar un lecho de mineral con una solución acuosa que percola e inunda la batea o estanque. Un esquema de equipo empleado en lixiviación en batea se presenta en Fig. 3.9. Los minerales a tratar por este método deben presentar contenidos metálicos altos o muy altos, debiendo ser posible lixiviar el mineral en un período razonable (3 a 14 días) y en trozos de tamaño medio con tonelajes suficientes de mineral percolable en el yacimiento que permitan amortizar la mayor inversión inicial que requiere este tipo de proceso. Ya que esos minerales no existen más, es una tecnología antigua actualmente en desuso.


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2.3.1.- Lixiviación en bateas inundadas (Vat leaching) Esta técnica de lixiviación se aplica a minerales oxidados más ricos y más limpios que las técnicas anteriores. El método normalmente utiliza el principio de contracorriente pero con el mineral estacionario. La mena, triturada normalmente a –3/4” o –1/2 “, se carga en bateas o estanq ues con forma de paralelepípedo, protegidos interiormente por revestimientos antiácidos y equipados con un fondo falso y un medio filtrante. La lixiviación se realiza inundando la batea con soluciones de lixiviación, las cuales se recirculan en sentido ascendente (caso que la solución de lixiviación entra por el fondo de la batea y rebalsa en la parte superior) o descendente (caso en que la solución entra por la parte superior o por el fondo pero es retirada por el fondo) y luego son traspasadas a la batea siguiente. De esta manera la solución se enriquece paulatinamente en cobre a un grado tal que la solución final puede ser enviada a recuperación electrolítica del cobre. Se crean programas de lixiviación de las bateas de modo que la solución de mayor concentración de ácido se pone primero en contacto con mena con menor contenido metálico (material parcialmente lixiviado), y a medida que la concentración de ácido de la solución disminuye, se pone en contacto con menas de contenido creciente de metal. El método de flujo ascendente se utiliza por lo general cuando el flujo de soluciones es continuo a través de una serie de bateas. El método de flujo descendente es el método más común en lixiviación discontinua (batch). En lixiviación batch un período determinado de llenado e impregnación, seguido de un drenaje completa un ciclo. La solución drenada a continuación avanza a la siguiente batea y el proceso se repite. Las soluciones obtenidas se designan por primer avance, segundo avance, etc., para designar su posición en el proceso de lixiviación. El número de etapas de lixiviación con soluciones de concentración creciente necesarios depende de la solubilidad del cobre en la mena; por ejemplo, si seis FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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contactos fueran necesarios para extracción óptima entonces seis cargas de mineral deberían someterse simultáneamente a lixiviación. Es también importante separar la solución de lixiviación que queda retenida con los residuos finales ya que puede representar hasta 30% del cobre total lixiviado. Para esto se emplea un lavado en contracorriente. Este método que esencialmente es el mismo usado para lixiviación, puede también efectuarse en forma continua o discontinua (batch). En ambos casos los residuos son tratados sucesivamente con soluciones de concentraciones de cobre decreciente. El lavado final es efectuado con soluciones sin cobre. El proceso por lo tanto consiste de una serie de diluciones sucesivas, y su efectividad depende del grado de difusión mutua entre la solución ocluida y la solución de lavado. Este método de lixiviación en bateas es altamente efectivo y generalmente se logra entre 90 y 100% de recuperación del mineral soluble. Se aplica a la lixiviación de minerales que presentan una cinética de disolución rápida. El ciclo completo generalmente es muy corto, entre 6 y 12 días. El material se carga en las bateas mediante correas transportadoras montadas en puentes deslizantes ubicados sobre las bateas, las cuales se construyen en línea y compartiendo una de sus paredes. La descarga de los residuos se efectúa mediante palas mecánicas de tipo “almeja”, que también

están montadas en puentes deslizantes. Las bateas se construyen generalmente de hormigón con revestimientos como asfalto antiácido o resina epóxica. La Figura 4.23 muestra en esquema de una batea. La lixiviación en bateas ha sido usada en Chuquicamata desde 1915 (bateas de 45x34x6.5 m) y posteriormente en La Cascada (bateas de 25x25x7m) y Mantos Blancos (bateas de 20x20x7.5m).


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Desde el desarrollo del curado ácido, éste se ha incorporado también como etapa previa en las bateas debido a que mejora la cinética y también la permeabilidad, especialmente con minerales arcillosos.

Figura 4.23. Corte esquemático de una batea para lixiviación de minerales

2.4.- Lixiviación a presión Como su nombre lo indica, la lixiviación a presión es una operación efectuada a presión mayor que la atmosférica, con lo cual los sistemas acuosos pueden operar a temperaturas superiores al punto normal de ebullición de la solución. Una operación de lixiviación a presión permite además usar una concentración mucho más elevada de agentes gaseosos como O2 e H 2 (trabajar con presiones parciales de gases reactivos superiores a 1 atmósfera) lo cual generalmente resulta en velocidades de reacción mucho más rápidas que a presión atmosférica. Debe destacarse que la operación a temperaturas superiores al punto normal de ebullición de la solución hace aumentar rápidamente la presión de operación como se ilustra en la figura 4.27 que muestra las presiones parciales del agua en el rango 80 ºC a 200 ºC. Por ejemplo, a 200 ºC la presión parcial del agua es de 15.3 atmósferas.


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La lixiviación a presión se realiza en equipos llamados autoclaves que son apropiados para soportar las altas presiones y mayores temperaturas involucradas. Las autoclaves pueden ser verticales de una etapa u horizontales de compartimientos múltiples. Las autoclaves horizontales son las más usadas para la lixiviación de sulfuros de níquel, cobalto, zinc y cobre. Las autoclaves verticales son utilizadas con frecuencia para la lixiviación de minerales de uranio y aluminio (bauxita). Las Figuras 4.28 y 4.29 ilustran los dos tipos de autoclaves mencionadas. La selección de uno u otro tipo para una aplicación específica depende de varios factores y debe analizarse en cada caso. En general las autoclaves verticales permiten controlar mejor las condiciones de cada etapa. Por otro lado su costo es algo mayor que el de un sistema de autoclaves horizontales.


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Las autoclaves pueden ser fabricadas de acero, con revestimientos de goma o ladrillos antiácidos, de acero inoxidable o a veces de titanio. En años recientes han aparecido autoclaves de fibra de vidrio y plásticos reforzados. La selección del material de construcción depende de la presión y temperatura de operación y de la agresividad del medio de lixiviación. A continuación de la autoclave es necesario retornar la pulpa a presión atmosférica. Esta disminución de presión está acompañada por un brusco descenso de la temperatura y se producen cantidades significativas de vapor en el proceso denominado “flashing”. Este vapor con frecuencia se utiliza

para precalentar la pulpa que alimenta la autoclave. El proceso de flashing se realiza en estanques flash, que son estanques cilíndricos de gran tamaño. La parte inferior del estanque contiene la pulpa mientras que la parte superior proporciona volumen para la separación pulpa/vapor previo a la descarga del vapor por la parte superior del estanque. Ejemplos de lixiviación a presión en gran escala son: el proceso Bayer de lixiviación de bauxita con hidróxido de sodio, que es el método estándar FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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utilizado para producir alúmina de alta pureza para alimentar las celdas de electrólisis en medio fundido que permiten obtener aluminio metálico; el proceso Sherrit Gordon de lixiviación de sulfuros de níquel con oxígeno y soluciones amoniacales, que se practica en Alberta, Canadá desde 1954; la lixiviación directa de concentrados de zinc; la oxidación de presión de minerales refractarios de oro, y el proceso Phelps Dodge de lixiviación de concentrados de cobre que opera en la mina Bagdad desde el 2003.

2.5.- Lixiviación en pilas (heap leaching) El esquema general del proceso se puede observar en la Fig. 3.10. El mineral procedente de la explotación, a cielo abierto o subterránea, debe ser ligeramente preparado en una planta de chancado y/o aglomeración, para conseguir una granulometría controlada que permita un buen coeficiente de permeabilidad. Una vez preparado el mineral, se coloca en montones de sección trapezoidal y altura calculada para proceder a su riego con la solución lixiviante. Tras percolar a través de toda la pila, se recolectan los líquidos enriquecidos (solución rica) que se llevan a la planta de proceso de recuperación de la sustancia mineral (sal o metal). Las aguas sobrantes del proceso vuelven a ser acondicionadas para ser recicladas hacia las pilas. También en algunos casos es preciso añadir agua nueva, para reponer las fuertes pérdidas de evaporación del circuito. Se denomina cancha de lixiviación a la superficie de apoyo de la pila donde se coloca la impermeabilización. Cuando la cancha es recuperada para reutilizarla con un nuevo mineral se trata de lixiviación en PILAS DINAMICAS, mientras que si el terreno no es recuperado y, por lo tanto, el mineral agotado queda en el depósito como nueva base para otra pila, se está en la lixiviación en PILAS ESTATICAS o PERMANENTES.


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La solución rica (S.R. o P.L.S. : pregnant leach solution) es generalmente impura y diluida y deberá ser purificada y concentrada antes de recuperar el metal. En la hidrometalurgia del cobre, eso se realiza mediante la extracción por solvente seguida por la electrodepositación del cobre. La solución rica sólo contiene 4 – 6 g/l Cu y 1 - 2 g/l H2SO4 y es impura ( 5 g/l Fe, SiO2, Al2O3 coloides, sólidos en suspensión).


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2.5.1.- Construcción de las pilas El diseño de las pilas debe tener en cuenta los siguientes factores: - La calidad del patio o base de apoyo (impermeable) - Las facilidades de riego y recolección o drenaje del efluente. - La estabilidad de la pila seca y saturada en agua - Los tanques (piscinas) de soluciones ricas y pobres - La forma de apilamiento o deposición del material lixiviable (Compactación, homogeneidad,)


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5.2.2.- Preparación de la base de las pilas

Se necesita disponibilidad de amplias superficies de terreno relativamente llanas (menos de 10% de pendiente). La cancha debe ser considerada con su sistema de impermeabilización, para controlar las pérdidas de soluciones y evitar contaminaciones del medio ambiente. El sistema consiste en: - Una base firme y consolidada, debidamente preparada - Una capa de lecho granular sobre el que apoyar suavemente la lámina - La lámina o capa de impermeabilización - Un conjunto de drenaje o capa de recolección de líquidos - Una capa protectora del sistema Generalmente, las membranas o láminas de impermeabilización del patio son geomembranas de origen sintético (láminas de plástico : polietileno de alta densidad o PVC de 1 a 1.5 mm o polietileno de baja densidad de 0.2 a 0.3 mm de espesor) pero también pueden ser materiales arcillosos compactados sobre el propio terreno, hormigón, asfalto, etc.. Se pueden disponer de membranas o sellados simples, dobles o triples, de acuerdo con el número de capas impermeables o membranas que se hayan utilizado. Una parte importante de la construcción de la pila es el sistema de recolección de la solución rica, que, en general consta de grava o material filtrante sobre la lámina y tuberías perforadas drenantes de plástico.


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2.5.3.- Técnicas de apilamiento del mineral El uso de cargadores frontales y camiones ha sido desplazado, en los últimos proyectos, por apiladores autopropulsados de bajo perfil de carga, como en el caso de Lince, para tonelajes de 5000 a 10000 tpd. Para tonelajes mayores, 17500 tpd en Quebrada Blanca por ejemplo, se ha adoptado el sistema de correas cortas y móviles (grass hoppers) que se articulan flexiblemente en secuencia para transportar el mineral desde el aglomerador hasta el apilador móvil que construye la pila. Para tonelajes aún mayores, como en El Abra 125000 tpd, se implementaron otros tipos de equipos (apiladores sobre orugas). La altura de la pila fluctúa entre 2.5 m para sistemas de camión y cargador frontal, hasta 10 m para apiladores.

3.3.- Riego de la pila El riego de las pilas se puede realizar fundamentalmente por dos procedimientos: por aspersión o por distribución de goteo, este último siendo recomendable en caso de escasez de líquidos y bajas temperaturas (Fig 3.13 a y b). En la industria, se utiliza generalmente una tasa de riego del orden de 10 - 20 litros/h.m2.

Figura 3.13, Técnicas de irrigación de las pilas FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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2.5.5.- Operación de las pilas Al inicio de la operación, se deben disponer como mínimo de dos pilas, comenzándose con el riego de la primera de ellas. En un principio se obtendrá una alta concentración (Cmx) en la solución, que irá descendiendo hasta un valor por debajo de la concentración media (Cmd) de diseño. En este momento se pone simultáneamente en operación la segunda pila, con dos sistemas posibles: o

o

Lixiviación de las dos pilas con obtención de una única solución rica final. b) Lixiviación de la primera pila con producción de solución intermedia (pobre), que se recicla a la segunda pila nueva en donde se obtiene la solución rica (Fig. 3.15). Este segundo sistema se generalizo, ya que permite alargar el tiempo de lixiviación de las pilas y/o disminuir el caudal de solución rica y entonces el tamaño de la planta de SX.

Cuando la primera pila alcanza el valor mínimo económico, se procede al lavado con agua fresca y drenaje hasta el agotamiento, yendo esta solución al depósito o piscina de solución estéril para recirculación al sistema. Al mismo tiempo se pone en operación una nueva pila. Según las disponibilidades de área la pila agotada se puede cargar y transportar a un vertedero cercano (PILA DINAMICA o REMOVIBLE) o puede servir de base para la formación de una nueva pila (PILA PERMANENTE). La tendencia se desplaza al uso de pilas permanentes, para evitar los costos asociados a los movimientos de materiales residuales y aminorar las pérdidas de solución por filtración a través de la lámina de plástico. Por ejemplo, en Mantos Verde, se planea subir hasta 6 pisos de 3 m cada uno.


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Si el tiempo de lixiviación no es suficiente, la recuperación baja. Es un problema, porque no es posible aumentar el tiempo sin aumentar el área de la cancha de lixiviación.

Figura 3.14, Esquema de un sistema de lixiviación en pilas.


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2.6.- Lixiviación por agitación La lixiviación por agitación se utiliza en los minerales de leyes más altas, cuando los minerales generan un alto contenido de finos en la etapa de chancado, o cuando el mineral deseado está tan bien diseminado que es necesario molerlo para liberar sus valores y exponerlos a la solución lixiviante. Es también el tipo de técnica que se emplea para lixiviar calcinas de tostación y concentrados. Se recurre a la agitación mediante burbujeo o bien a la agitación mecánica para mantener la pulpa en suspensión hasta que se logra la disolución completa, siendo el tiempo de contacto de los sólidos con la solución del orden de horas comparado con el proceso de lixiviación en pilas que requiere meses. Los agitadores mecánicos son simplemente impulsores colocados en el interior del tanque (Fig. 3.21a), mientras que los tanques agitados con aire son a menudo tanques de tipo "Pachuca" (Fig. 3.21b). Sus ventajas comparativas con otros métodos de lixiviación son : - Alta extracción del elemento a recuperar - Tiempos cortos de procesamiento (horas) - Proceso contínuo que permite una gran automatización - Facilidad para tratar menas alteradas o generadoras de finos Sus desventajas son: - Un mayor costo de inversión y operación - Necesita una etapa de molienda y una etapa de separación sólidolíquido (espesamiento y filtración) En la región de Atacama, Chile, se puede mencionar la planta "La Coipa", propiedad de Minera Mantos de Oro y mayor productora de plata del mundo. Utiliza el proceso de cianuración de oro y plata por agitación en ocho


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tanques en serie. Procesa 16000 t/día de mineral para producir 8214 kg/año de oro y 3315 t/año de plata (1993).

2.6.1.- Variables del proceso El análisis de las variables de la lixiviación por agitación en sistemas industriales, para la definición y optimización del proceso, debe necesariamente necesariamente hacer confluir aspectos técnico, operacionales y económicos.


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2.6.1.1.2.6.1.1.- Granulometría El grado de molienda debe ser lo suficiente para exponer, por lo menos parcialmente, la superficie del mineral valioso a la acción de la solución lixiviante. Depende del tipo de mineral y de sus caracteristicas mineralogicas. Deberá considerarse un tamaño tal que no contenga un exceso de gruesos (> 2 mm) que produzca problemas en la agitación (embancamiento, aumento de la potencia del agitador) y que por otra parte, no contenga un exceso de finos (menos de 40% < 75 micrones), que dificulten la separación sólidolíquido posterior de la pulpa lixiviada. Debido a lo anterior, y además, para disminuir los consumos de energía por concepto de molienda y los costos de filtración y decantación, la agitación se deberá tratar de realizarla al mayor tamaño que la operación lo permita.


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2.6.1.2.- Tiempo de lixiviación La economía del proceso de lixiviación es función del grado de disolución o porcentaje de extracción del mineral valioso. Sin embargo, esto no es tan importante como el tiempo necesario para una extracción aceptable, es decir la velocidad de disolución.

La figura 3.21 muestra una curva típica entre estos dos parámetros. Existe al principio una extracción rápida, que decrece posteriormente al máximo obtenible para un tamaño dado de partícula. Esta curva se puede obtener de pruebas de lixiviación en botellas en el laboratorio.

2.6.1.3.2.6.1.3.- Mineralogía del mineral El tamaño y la disposición de la especie valiosa influye el grado de molienda necesario para exponer esta especie a la solución lixiviante (Tabla 3.5). La arcillas son una familia de minerales, alumino-silicatos, existen en todos las menas y producen partículas muy finas (algunos micrones). La presencia de muchas arcillas puede impedir una buena filtración del relave.


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2.6.1.4.- Otras variables La lixiviación se realiza a temperatura ambiente (o en autoclaves). La concentración de reactivos debe ser optimizada según el tipo de operación. El porcentaje de sólidos debe ser en la mayoría de los casos lo más alto posible para alcanzar una alta concentración del ion metálico en la solución de lixiviación, minimizar los costos de inversión en el circuito de lixiviación por menor capacidad volumétrica y reducir el tamaño y costo subsecuente de espesamiento y filtración. El porcentaje de sólidos en la pulpa varía entre 20 y 50%.

La velocidad de agitación debe ser lo suficiente alta para mantener los sólidos en suspención, para que no decanten. Una velocidad de agitación alta tiende a favorecer la cinética de la reacción, pero tiene un costo energético apreciable (Fig. 3.22). Favorece también la disolución de gases en la solución. Existen varios diseños de agitadores (Fig. 3.23).


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3.- Aglomeración Lixiviación TL (Thin Layer) Este concepto revolucionó la industria de lixiviación del cobre (Pudahuel 1980). Consiste en impedir la acumulación de solución en la pila. Al contrario de la lixiviación en bateas, la pila no se inunda. La solución escurre sobre las partículas de minerales, formando una capa delgada de líquido (Fig. 3.17) 3.1.- Permeabilidad del lecho Se necesita que el lecho de partículas que conforman la pila sea bien permeable, para asegurar una buena percolación y dispersión de la solución lixiviante en la pila, sin escurimiento preferencial. También, las pilas podrían derrumbarse si había acumulación de agua en la pila. La permeabilidad del lecho de mineral es mayor si: - Las partículas son de tamaño suficientemente grande - No hay acumulación de partículas finas - El tamaño de las partículas es homogéneo en la pila - No hay compactación de la pila por maquinaria pesada


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3.2.- Proceso de aglomeración De lo anterior, se deduce que se tiene que reducir la cantidad de partículas finas en la pila para aumentar su permeabilidad. Hoy en día, el proceso más empleado para solucionar el problema de los finos es la aglomeración. El proceso de aglomeración consiste en esencia en la adhesión de partículas finas a las gruesas, que actúan como núcleos o la aglomeración de los finos con los finos, a partir de la distribución de tamaños en la alimentación (Fig. 3.18).


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3.3.- Aglomeración por humedad El proceso más simple de aglomeración es humedecer el mineral con líquido, hasta alcanzar un contenido de agua que origine una tensión superficial suficiente, para que al colisionar las partículas entre sí, los finos se adhieran a los tamaños gruesos. Se forma un puente líquido entre las partículas. El cálculo teórico de la humedad óptima es casi imposible y depende de muchos factores como la mineralogía del mineral, contenido de finos, arcillas, Puede ser de 6 - 8 % para minerales muy limpios, hasta un 10-15 % H2O para materiales normales.

3.4.- Aglomeración por adherentes Existen ciertos materiales que pueden mejorar la adherencia de las partículas finas a las gruesas, prolongando esta unión tanto en la manipulación como en la operación de lixiviación. En el caso de la lixiviación del cobre, la aglomeración (o curado) se realiza con el mismo lixiviante ácido en un tambor rotatorio (Fig. 3.19). Primero, se humecta el mineral (+/- 4%) con agua o solución pobre (refino). Después, se agrega ácido sulfúrico concentrado (+/- 30 kg/t o 3%), este ácido ataca el mineral y genera compuestos cementantes entre las partículas. Además de la aglomeración, ocurren reacciones químicas conduciendo a la formación de sulfatos de cobre y hierro (curado propiamente tal). Estas reacciones son exotérmicas y generan mucha calor. Por ejemplo: CuO + H2SO4 => CuSO4 + H2O CuSiO3 + H2SO4 => CuSO4 + SiO2 + H2O Después de la aglomeración en el tambor rotatorio, se deja reposar el mineral durante 24 h en la pila, para que se completen las reacciones químicas y que se adhieren entre sí las partículas en la misma pila. En el caso de la aglomeración de minerales de oro y plata, los aglomerantes son normalmente el cemento y la cal. Estos reactivos mejoran FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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la adhesión de las partículas entre sí, y también aumentan el pH del mineral para su posterior cianuración.

3.5.- Equipos El equipo más común es el tambor aglomerador. Consiste en un cilindro inclinado girando a baja velocidad, ocasionando el deslice (cascada) y la aglomeración del mineral previamente mojado con agua y/o adherentes (Fig 3.19). Se practica también la aglomeración en depósitos (stock), en cintas transportadoras y en platos


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3.6.- Variables del proceso Se pueden estudiar el efecto de varias variables operacionales sobre la recuperación del metal valioso y la cinética realizando pruebas de laboratorio en columnas. Las principales variables son: ♦ La granulometría ♦ La

altura de la pila

♦ La

tasa de riego [l/h.m2] o [l/h.T]

♦ La concentración en ácido de

la solución de riego

♦ El tiempo de lixiviación

Depende de la cinética (lix. química: 1 a 2 meses; lix. bacterial : 3 a 12meses). Todos estos factores están relacionados entre sí. Por ejemplo, si se aumenta la altura de la pila, la concentración en ácido del primer metro es buena, pero baja a medida que la solución percola en la pila y el cobre de los estratos inferiores no se lixivia bien. Se puede aumentar la concentración en ácido de la solución de lixiviación, para salir de la pila con +/- 3 g/l [H +], pero más ácido se da a la ganga y más se come, así que se va a incrementar el consumo de ácido. Otra posibilidad es aumentar la tasa de riego, pero existe un riesgo de inundar la pila. ¿Para qué aglomerar? Los objetivos principales que justifican la aglomeración son: - conseguir una mayor permeabilidad en el lecho de la pila - conseguir una distribución homogénea de la solución lixiviante en el lecho de la pila - proporcionar una estructura física de la pila estable


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4.- Ejercicio N°1 Diseño de las pilas Se considera el diseño de una operación mediana de lixiviación de óxidos de cobre, por ejemplo Mantos Verde (III región). Datos Capacidad de la planta:

48000 tCu/año = 4000 tCu/mes = 133 tCu/día

Ley del mineral:

0.95 % CuT

(0.80% Cu soluble + 0.15% Cu insoluble) Fierro:

5%

Consumo de ácido:

3.5 kg ácido/kg Cu producido

Recuperación en la pila:

80% CuT en 2 meses (le da las pruebas piloto)

Granulometría:

100% < 3/8"

Altura de la pila:

5 m (parámetro de diseño)

Densidad aparente del mineral en la pila:

1.45 t/m3 (material chancado)

Capacidad de la planta de chancado Se recupera 80% x 9.5 kg Cu/TMS = 7.6 kg Cu/TMS (TMS = Tonelada Métrica Seca). Entonces, se tiene que procesar


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4.1.- Ejarcicio N°2 Superficie de terreno El ciclo de lixiviación de una pila de mineral es de 2 meses. Entonces, el stock de mineral en la planta es de 17500 TMS/día x 60 días = 1.050.000 TMS. Si se consideran pilas rectangulares (aproximación) de 5 metros de altura, se puede almacenar 1.45 TMS/m3 x 5 m = 7.25 TMS/m2. La superficie de las pilas en funcionamiento es de Pero todos los días, hay por lo menos una pila en carga, otra en descarga y se necesita espacio para el movimiento de las máquinas. La práctica indica que esos espacios ocupan un 10% de la superficie de las pilas en funcionamiento. Se necesita entonces una superficie total de terreno de 144827 m 2 x 110% = 159310 m 2. Eso corresponde a una área de 400 m x 400 m, o 200 m x 800 m, o 100 m x 1600 m.


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5.0.- Metalurgia del Oro.


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5.1.- Reactividad del ORO El oro es sumamente inactivo. Es inalterable por el aire, el calor, la humedad y la mayoría de los agentes químicos, aunque se disuelve en mezclas que contienen cloruros, bromuros o yoduro.

5.2.- Propiedades del Oro El oro exhibe un color amarillo en bruto. Es considerado como el metal más maleable y dúctil que se conoce. Una onza (31,10 g) de oro puede moldearse en una lámina que cubra 28 m2. Como es un metal blando, son frecuentes las aleaciones con otros metales con el fin de proporcionarle dureza. Es un buen conductor del calor y de la electricidad, y no le afecta el aire ni la mayoría de los agentes químicos. Tiene una alta resistencia a la alteración química por parte del calor, la humedad y la mayoría de los agentes corrosivos, y así está bien adaptado a su uso en la acuñación de monedas y en la joyería. Se trata de un metal muy denso, con un alto punto de fusión y una alta afinidad electrónica. Sus estados de oxidación más importantes son 1+ y 3+. 5.3.- Aplicaciones del ORO El oro y sus muchas aleaciones se emplean bastante en joyería, en relación con el intercambio monetario. El oro se conoce y se aprecia desde tiempos remotos, no solamente por su belleza y resistencia a la corrosión Debido a su relativa rareza, comenzó a usarse como moneda de cambio y como referencia en las transacciones monetarias internacionales. Hoy por hoy, los países emplean reservas de oro puro en lingotes. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Debido a su buena conductividad eléctrica y resistencia a la corrosión, así como una buena combinación de propiedades químicas y físicas, se comenzó a emplear a finales del siglo XX como metal en la industria. Papel en la biología: El oro no es un elemento esencial para ningún ser vivo. Papel en la Medicina: En la actualidad se le ha dado algunos usos terapéuticos, se emplean como antiinflamatorios en el tratamiento de la artritis reumatoide y otras enfermedades reumáticas. El oro ejerce funciones críticas en comunicaciones, naves espaciales, motores de aviones de reacción y otros muchos productos. Su alta conductividad eléctrica y resistencia a la oxidación ha permitido un amplio uso como capas delgadas electro- depositadas sobre la superficie de conexiones eléctricas para asegurar una conexión buena, de baja resistencia. Como la plata, el oro puede formar fuertes amalgamas con el mercurio que a veces se emplea en empastes dentales. El oro coloidal (nanopartículas de oro) es una solución intensamente coloreada que se está estudiando en muchos laboratorios con fines médicos y biológicos. El ácido cloroaúrico se emplea en fotografía. El isótopo de oro 198Au, con un periodo de semi-desintegración de 2,7 días, se emplea en algunos tratamientos de cáncer y otras enfermedades. Se emplea como recubrimiento de materiales biológicos permitiendo ser visto a través del microscopio electrónico de barrido (SEM). Se emplea como recubrimiento protector en muchos satélites debido a que es un buen reflector de la luz infrarroja. En la mayoría de las competiciones deportivas es entregada una medalla de oro al ganador, entregándose también una de plata al subcampeón y una de bronce al tercer puesto. Se utiliza para la elaboración de flautas traveseras finas debido a que se calienta con mayor rapidez que otros materiales facilitando la interpretación del instrumento. El oro se usó en los primeros cables FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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eléctricos en vez del cobre, debido a su gran conductividad. Sin embargo, fue sustituido por plata debido a los robos que se producían. Asimismo, cambiaron la plata por cobre por los mismos robos.

5.4.- Proceso del producción del Oro. Lixiviación con Cianuro. Camiones gigantes (que pueden cargar hasta 250 toneladas de tierra) llevan el mineral extraído a la pila de lixiviación (o PAD), que es la estructura donde se acumula el mineral extraído del cerro para ser lixiviado y así recuperar el oro existente. Carga o Acarreo. PAD o Pila de Lixiviación: Es una estructura a manera de pirámide escalonada donde se acumula el mineral extraído, para ser rociado por cianuro. Geomembrana Solución de cianuro se riega por medio de un sistema de riego por goteo Se utiliza, en promedio, 50 g de cianuro por cada 1,000 litros de agua. Se tiene que lixiviar 1.8 toneladas de mineral para obtener 1 gramo de oro.


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5.5.- Proceso de planta 1. Proceso Gold Mill 2. Columnas de Carbón 3. Merril Crowe

5.5.1.- Proceso Gold Mill


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Mediante la planta de procesamiento de minerales Gold Mill ( Molino de Oro) se busca procesar el metal que no puede ser obtenido mediante la lixiviado en pilas. El oro se recupera en 24 horas, a diferencia del proceso de lixiviación en pilas que dura casi 60 días

5.5.2.- Columnas de Carbón Se realiza con el fin de concentrar la solución rica. Se pasa la solución rica (con el oro en estado líquido) a través de columnas cargadas con carbón activado, para que el oro sea atrapado en los poros del carbón.


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5.5.3.- Merril Crowe

La solución rica en oro y plata es filtrada y limpiada. Luego se le elimina el oxígeno y se añade polvo de Zinc para precipitar el metal y hacerlo sólido. El producto del Merril Crowe es el que luego pasa al proceso de Refinería.

5.6.- Refinería y fundición El oro obtenido en el proceso Merrill Crowe es sometido a operaciones de secado en hornos de retortas a 650º C. Finalmente, el producto obtenido pasa por un proceso de fundición en horno de arco eléctrico a 1,200º C para obtener el Doré, que es el producto final. Luego de ser vaciado en moldes de


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piedra o grafito, se crean los lingotes de oro, para su venta y manipulación

estándar.

El oro está ampliamente esparcido en la naturaleza aunque se le encuentra generalmente en muy pequeñas cantidades. Se ha detectado su presencia en una gran diversidad de materiales tales como el granito, carbón, caliza, arcilla, rocas acidas e incluso en el agua de mar. El oro se encuentra también asociado en los depósitos de minerales básicos, especialmente a los correspondientes a los minerales sulfurados de cobre. En general el oro no se presenta en los yacimientos como un sulfuro u otro compuesto. Excepto en el caso de los teleluros. Más bien, se le encuentra en forma de oro nativo, sea en la superficie o diseminado a través de la matriz de otra partícula mineral.


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6.- Lixiviación del caliche Caliche: Se llama caliche a un mineral que contiene una mezcla de sales solubles y materias insolubles. Del caliche se puede beneficiar nitrato de


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sodio, yodo y sulfato. El término deriva del vocablo quechua que inicialmente denominaba cahi a este mineral. Que en su lengua significa sal, el término derivó posteriormente a calchi, hasta que llegó a caliche como se le conoce hoy. La palabra caliche no representa ninguna forma mineralógica, ni una composición química, ni una estructura cristalina grafica definida. El caliche es un conglomerado de origen sedimentario (rocas unidas por otro material que hace las funciones de cemento). Contiene 43 elementos, los más importantes son los nitratos, sulfatos, cloruros, carbonatos, yodo, bromo, sodio, magnesio, azufre, etc. Los yacimientos se extienden desde la Quebrada de Camarones por el norte, hasta la Quebrada de Carrizal (sector de Taltal) por el sur. La composición química del caliche es muy variada dependiendo del yacimiento. Está constituido aproximadamente por un 35 a 45% de sales. El resto o la ganga son insolubles formados básicamente por roca volcánica, cuarzo, zeolitas, arcilla y feldespatos.

6.1.- CLASIFICACION CALICHE SEGÚN CARACTERISTICAS FISICAS


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De acuerdo a la escala de Mohs: el caliche se ubica en el rango de dureza de 5 – 6.

Caliche: es la capa útil para la producción de salitre, su espesor varía entre los 1 y 2 m y a veces 3 m, su contenido de nitrato varía entre 6 y 25% y el de yodo fluctúa entre 280 y 700 ppm. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Se presenta en forma de arenisca cuyas partículas están cementadas por diversas sales, entre las que predominan los cloruros, sulfatos, nitratos, magnesio, potasio y sales de yodo.

Existen básicamente dos formas de lixiviar. 1.- Percolación (in situ, bateas, pilas) 2.- Agitación En la industria del salitre y yodo se utiliza la lixiviación en bateas y mayoritariamente la lixiviación en pilas.

6.2.- LIXIVIACION EN BATEAS Este tipo de lixiviación se utiliza en algunas de las plantas de Soquimich y en general ha sido desplazada por el sistema de lixiviación en pila. El proceso incluye una etapa de reducción de tamaño y luego la lixiviación en batea por inundación. El material proveniente de la mina ingresa a un sistema de reducción de tamaño en tres etapas (1° Mandíbulas,2° Giratorio, 3° Conos). El material de mina llega con una granulometría máxima de 8 a 10”, la cual es controlada con explosivos. El producto final es 100%- ½”, con un tamaño mínimo de #20 Tyler (850 μm). Del total de material alimentado se descarta entre un 23 y 25%por finos (polvo, fino de pampa). El caliche se carga mediante correas transportadoras en grandes estanques de concreto (cachuchos). En Pedro de Valdivia 10 unidades con capacidad de 7.500 ton cada uno. Solución lixiviante: agua y soluciones débiles.


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Temperatura: 40 °C Solución de alimentación: 60 gpl nitrato Solución de salida: 300 gpl nitrato

Material descarte (caliche lixiviado, ripio): 0,6%de NaNO3 (botadero de ripios) Tiempo de residencia: 11 días (en promedio) Recuperación: Nitrato 92%aprox. Yodo 75%aprox. Los cachuchos están conectados entre sí, mediante un sistema de bombas, válvulas y cañerías.

6.3.- LIXIVIACION EN PILAS Este tipo de lixiviación se utiliza actualmente en toda la industria salitrera y ha desplazado a la lixiviación en batea por sus menores costos de inversión y operación, situación que en una evaluación de largo plazo, supera el efecto negativo de una menor recuperación metalúrgica.

6.3.1.- Construcción de pilas *Elección del lugar: aspectos a considerar - Mínimo volumen de material de corte y relleno (superficie más o menos plana) - Distancia al frente de carguío *Nivelación: se debe dejar el terreno con pendiente (longitudinal y transversal) para escurrimiento natural de las soluciones. *Impermeabilización: superficie es cubierta con carpetas de HDPE o PVC, con espesor entre 0,5 y 1 mm FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Tamaño de las pilas depende de criterios de diseño como: - Granulometría del material - Forma de riego Operación *Solución lixiviante: agua a temperatura ambiente *Tasa de riego: típicas entre 1,2 y 1,8 lt/m2/hr *Cantidad de agua: 0,8 – 1,0 m3/ton mineral

Vida útil pilas: 6 meses *Recuperación global del sistema: del orden del 75%. *Sistemas de riego: por aspersores, por goteo, con microaspersores. Las diferencias en el uso radica en la mayor o menor mantención que se debe tener, de manera que no se formen pozas, las que provocan canalizaciones, y en consecuencia menor eficiencia. Cada sistema tiene ventajas y desventajas. Riego por goteo: sistema que tiene menor pérdida de agua por evaporación y arrastre de agua por el viento. Sistema con mayor posibilidad de canalizaciones. Requiere de un continuo cuidado (cambio de ubicación de los puntos de riego). *Riego con aspersores y microaspersores: ventajas por menor formación de canalizaciones, riego es más parejo. Mayor evaporación y arrastre por el viento.


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El armado de pilas se realiza primero con la construcción de la base, luego la impermeabilización, posteriormente el emplantillado, le sigue el carguío de caliche y por último el ruteo de la pila. a) Construcción de la base o preemplantillado: comienza con la preparación de la superficie. La superficie escogida se nivela (perfila). utilizando maquinaria adecuada con el fin de dejar el terreno con una pendiente (longitudinal y transversal) que permita el escurrimiento natural de la solución. Se usa por lo general 1%de pendiente longitudinal y 2%a 2,5%de pendiente transversal. La construcción de la base se realiza en suelo virgen o sobre una pila antigua. Se rellenan ciertos desniveles que la superficie posea, para esto se utiliza ripio de pilas ya lixiviadas y se compacta el terreno. b) Impermeabilización de la base: para el enmantado de la base se utilizan mantas, las cuales se van pegando con THF (tetrahidrofurano), el objetivo es no permitir la pérdida de solución rica debido a posibles fugas. Las mantas se pegan traslapando unos 10 cm aproximadamente una sobre otra. Las mantas son de PVC y tienen las siguientes dimensiones: ancho 1,5 m, largo 150 m y espesor de 0,38 a 0,42mm. También pueden ser de HDPE. c) Emplantillado de la base: sobre la manta que impermeabiliza la base se descarga ripio, que es material de pilas antiguas. Este ripio se deja con una altura aproximada entre 50 a 80 cm, para evitar que bolones de mineral rompan la manta al momento de carguío de la pila. También en esta etapa se construye un pretil de seguridad para evitar que al cargar la pila el mineral caiga a la manta y quede en la sección donde quedará la canaleta perimetral. d) Carguío de la pila: se comienza a cargar la pila con el material a lixiviar, caliche. Los camiones de carga son guiados por punteros (operarios). A medida que se carga la pila un cargador frontal va emparejando el carguío manteniendo la altura requerida. Las etapas de preparación y confección de las bases se realizan en forma paralela con la de carguío de la pila, esto es para optimizar el tiempo de construcción de la pila. Para la construcción se utilizan camiones mineros, cargadores frontales, rodillo compactador entre


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otros. El tiempo que se demoran en construir la pila es de 10 a 15 días aproximadamente dependiendo del tonelaje cargado. e) Ruteo de la pila: una vez terminado el carguío de la pila, se ejecuta el ruteo en la corona. Consiste en que un bulldozer con su ripper (rompedor) remueva el material en la corona de la pila (0,5 m de profundidad y 1 m de separación aproximadamente). Esto se realiza debido a que el material queda compactado formándose una capa impermeable la cual no permitiría el drenaje de la solución.

6.3.2.- Dimensiones aproximadas de las pilas Ancho de la corona = 90 m Largo de la corona = 350 m Ancho de la base = 120 m Largo de la base = 400 m Altura = 4 m Densidad aparente caliche = 1,3 ton/m3


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6.3.3.- DISEÑO DE PILAS

Geométricamente la pila tiene la forma de una pirámide truncada, de base rectangular.

El volumen geométrico de una pila está dado por:

Donde : H = altura de la pila A = ancho de la base de la pila a = ancho de la corona de la pila B = largo de la base de la pila b = largo de la corona de la pila


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Los elementos que conforman la pila son la corona, la base y cuatro taludes. El talud forma con la horizontal un ángulo θ que corresponde al ángulo de reposo del material.

El ángulo de reposo se puede calcular con la función tangente:

Para determinar el flujo de riego a partir de la tasa de riego, se debe conocer el área de riego. Para ello se utiliza el área media de riego Am que se determina a partir del cálculo de las medianas de la pirámide truncada.


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COMPARACION DE LOS PROCESOS Item

Batea

Tiempo Residencia

11 – 14 dias

Recuperación

180 días

90%

75%

Sistema rígido

Sistema dinámico

Bateas. Sistemas riego.

Sistemas de riego

Flexibilidad Inversión

Pilas

Sistema de carga y descarga Costo operación

Mayor consumo energía por conminución y

Menor consumo energía

calentamiento soluciones

Capital de trabajo

Equivalente a un mes De operación

Solución Lixiviante

Mezcla agua fresca y

Equivalente a 6 meses de operación Agua

descarte planta Temperatura

40 °C

Temperatura ambiente

Sistema de irrigación

Duchas

Goteros y aspersores

Sistema de riego

Contracorriente con

En una etapa, sin

recirculación en las

recirculación

últimas etapas

Tamaño partículas Solución Alimentación

100%-½” 60 – 250 gr/lt NaNO3

Desde μm a m

0 – 100 gr/lt NaNO3

Solución salida


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6.3.4.- Variables que controlan la lixiviación de caliche. El proceso de lixiviación depende de una serie de variables. Altura de la pila: varía desde 3,5 m a 8 m la cual al final de su tratamiento se reduce en un 10 a un 20%de su medida original, lo que refleja claramente la disolución de las sales presentes. Depende del tonelaje de mineral, de las dimensiones de la pila, de la geometría de ésta y del tiempo de agotamiento que se le dé a la pila. •

Temperatura de la solución lixiviante: por lo general se desea realizar la lixiviación a temperaturas lo más elevadas posibles, pero se encarece el costo de operación obligando a lixiviar a temperatura ambiente en las pilas. •

Tasa de riego: es la cantidad de agente lixiviante irrigado, por metro cuadrado de superficie de lecho mineral y por unidad de tiempo. A pesar de que lo ideal es trabajar con una tasa de riego máxima, se deben ver otros factores como compactación, desmonoramientos, etc. •

Razón de lixiviación (RL): es el cuociente entre el volumen de solución lixiviante en m3 por tonelada de mineral cargado. Esta razón depende directamente de la tasa de riego, de la altura de la pila, de la densidad aparente del sólido, etc. •

Compactación del lecho: es el grado de porosidad que tiene el lecho de mineral, depende de los espacios libres que existan entre partículas. En el caliche para el carguío de la pila casi no se usan correas transportadoras o staker, por lo que hay tránsito de camiones y maquinaria pesada sobre la pila al ir armando la pila, lo que genera compactación reduciendo los espacios entre los sólidos. •

Granulometría del sólido: se refiere a la distribución de tamaños de las partículas presentes en una mena mineral. La cinética de lixiviación depende directamente de la granulometría •

Calidad del agua de riego: en el caso de la lixiviación del caliche, el solvente adecuado para esta operación, es el agua, ya que las especies útiles y de interés económico son solubles en ella. Debido a la escasez del recurso hídrico en el norte, se usan soluciones recirculadas de descartes de planta •


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química conocidas como agua feble ácida AFA, mezclada con agua dulce en distintas proporciones y según la necesidad de la empresa. Densidad aparente del mineral: tiene directa relación con la masa y el volumen ocupado por el sólido, el valor de la densidad aparente es menor que el valor de la densidad real. De acuerdo a los valores de densidad aparente es como se planifica el tonelaje cargado en una pila. Esta densidad, también llamada bulk, representa la densidad global del material particulado incluyendo los espacios vacíos entre partículas. •

VS real < VS aparente dS real > dS aparente Ciclos riego-reposo: se aplican en la etapa de impregnación de toda pila nueva que se incorpora al sistema, consiste en un riego en forma lenta que permite una mejor humectación de la pila y períodos sin riego. Por lo general dura 16 días, el día 17 se comienza a regar en forma continua. •

6.3.5.- Controles Operacionales en la lixiviación de caliche.

Control de irrigación: la irrigación contempla las etapas de impregnación y riego. La pila se somete a una determinada tasa de riego expresada en litros por unidad de tiempo y por m2 de superficie expuesta. Con este dato se calcula el flujo de riego de la pila. Cada pila cuenta con un flujómetro en la línea principal de riego. Al realizar el control de irrigación sólo se lee este flujómetro. Control de drenaje: una vez que la pila ha concluido su etapa de impregnación comienza el aporte de soluciones (drenaje). El drenaje se expresa como volumen por unidad de tiempo. Por lo general se controla dos veces por turno. Para medir el flujo se usa canaleta Parshall o canaleta Khafagi- Venturi o el “tachómetro”.


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Canaleta Parshall: permite medir caudal en canales abiertos ya que relaciona el flujo con el ancho de la garganta y la profundidad del líquido.

La cinética es la parte de la química que estudia la velocidad de las reacciones químicas, así como los factores que afectan a las mismas. La velocidad de reacción se puede definir como la concentración de reactivo que se transforma o desaparece en la unidad de tiempo o la concentración de producto que aparece en la unidad de tiempo. Como las temperaturas usadas en estos procesos hidrometalúrgicos no son elevadas, ya que generalmente se usa temperatura ambiente, las velocidades de reacción son bajas. Se define la extracción como:


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En estricto rigor la curva la curva de extracción es del tipo siguiente:


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La figura anterior representa una curva típica de extracción. Existe al principio una extracción rápida que decrece posteriormente hasta hacerse asintótica. Para efectos de control de las pilas, por lo general, en la industria salitrera se trabaja con la extracción versus la razón de lixiviación (RL). La pila se saca de servicio al llegar a una razón de lixiviación de 1 m3/ton mineral o al llegar a un porcentaje de extracción de un 65 – 70%.


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6.3.6- Definiciones Permeabilidad: corresponde a la facilidad de penetración que posee un fluido determinado a través de los poros que presenta un sistema granulado de mineral. Porosidad: es la fracción de espacios vacíos que son ocupados por aire con respecto al espacio total de todo el material granulado. Percolación: se llama así a la velocidad con que se desplaza la solución a través del lecho de mineral. Se expresa como caudal o flujo de solución. Es función del tipo de solución, de la tasa de riego, de la porosidad y de la permeabilidad.

6.3.7.- Impermeabilizacion de la Base Para la impermeabilización o enmantado de la base de la pila se utilizan carpetas o mantas de PVC o HDPE las cuales se van pegando con THF (tetrahidrofurano), el objetivo es impermeabilizar la base completamente y los taludes de las canaletas perimetrales para no permitir la pérdida de solución rica debido a posibles fugas. Las mantas se pegan traslapando unos 10 cm aprox. unas sobre otras. 6.3.8.- Etapas de riego en lixiviación La operación de lixiviación en pilas consta de las siguientes etapas: Etapa de impregnación: durante esta etapa que dura alrededor de 16 a 20 días, la pila se somete a irrigación uniforme e intermitente. Esta etapa es de suma importancia ya que aquí se forman los canales internos del lecho de la pila y permite una buena percolación, con lo cual se logrará un drenaje homogéneo. La tasa de riego que se le da a la pila es de alrededor de 1,2-2,0 (L/hr-m2) Con datos de las dimensiones de la pila y la tasa de riego se determina el flujo de riego en (L/min) con que se debe regar la pila. El programa de impregnación se realiza hasta que la razón de lixiviación RL sea de 0,05 FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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aproximadamente. Cuando se cumple esta RL la pila entra al sistema y empieza su riego continuo durante las 24 horas. Etapa de riego y percolación: dependiendo de las dimensiones de la pila, del tonelaje de material a tratar, de las características del mineral, de la superficie expuesta al riego, se establece una tasa de riego, que indica los litros de agente lixiviante por metro cuadrado de superficie en una hora de operación. Este flujo de riego debe ser constante, continuo durante las 24 horas por un tiempo de 180 días. PROBLEMA N°1


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PROBLEMA N°2 1. El proceso de obtención de yodo y nitratos consta de cinco etapas principales: mina, lixiviación, planta química de yodo, piscinas de evaporación solar y planta de nitratos. Suponga que ingresan mensualmente al proceso 500.000 toneladas de caliche, con una ley de yodo de 450 ppm y una ley de nitrato de 8%. a) Calcule el yodo y nitrato que están ingresando. b) El agente lixiviante usado es una mezcla de agua y solución de descarte en proporción 40% y 60% y si la razón de lixiviación es de 0,9 m3 /ton mineral calcule el volumen de descarte y de agua requerido. c) Si se construyen pilas de manera de que su pendiente en el plano longitudinal sea de 1% y en su plano transversal sea de 2% con una longitud de 400 m, con una extensión de 50 m de ancho y de una altura de 4 m y la corona tiene 345 m * 35 m de área obtenga el volumen de cada pila. d) Cuantifique la cantidad de aspersores requerida en cada pila considerando que cada aspersor cubre un área de 100 m2. e) Evalúe la necesidad de carpeta de HDPE (high density poly ethylene) requerida en metros cuadrados considerando que las zonas donde se ubican las canaletas de recolección y el anclaje fluctúan entre 2,5 y 3 m, para efectos de la pregunta use el valor mayor. f) Determine los productos teóricos de la lixiviación suponiendo que recupera el 90% de fino de nitrato y 70% de fino de yodo. g) Obtenga la concentración de ingreso a planta química para el yodo (en ppm) y para el nitrato (en g/lt) considerando que se recupera el 80% de la solución lixiviante por pérdidas por evaporación, derrames, retención de líquido en los ripios, etc. Fundamento teórico: La lixiviación es la disolución preferente de uno o más componentes de una mezcla sólida por contacto con un disolvente líquido. Las pilas tienen la forma de una pirámide truncada de base FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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rectangular, de lados A y B y la parte superior llamada “corona” tiene lados a y b, siendo H la altura de la pila. El volumen geométrico se calcula como:

donde: B, b = largo base y corona respectivamente A, a = ancho base y corona respectivamente Θ = ángulo de reposo (grados)

H = altura pila d = densidad aparente del mineral El área media de riego, el ángulo de reposo, el tonelaje de mineral a tratar y la superficie de carpeta se pueden calcular con las expresiones siguientes:


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PROBLEMA N°3

1. La velocidad de reacción se puede definir como la concentración de reactivo que se transforma o desaparece en la unidad de tiempo o la concentración de producto que aparece en la unidad de tiempo. Con la información que se entrega se determinará la cinética de la lixiviación de la pila de caliche. La pila tiene un tonelaje de 172.820 toneladas y su ley de cabeza es de 515 ppm de yodo. Se ocupa como lixiviante agua. Suponga que la densidad de la solución de drenaje es de 1.000 kg/m3.

a) Calcule el fino en la pila. b) Calcule la eficiencia hidrodinámica del proceso c) Determine el % de extracción de cada período. d) Evalúe el % de extracción acumulada. f) Prepare un gráfico del % de Extracción acumulada versus tiempo y otro versus RL.


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PROBLEMA N°4 1. En el área de lixiviación de caliche el funcionamiento de las pilas es de la siguiente forma: *Pilas de impregnación: son las que no han percolado, dicho período toma alrededor de 18 a 20 días para que reviente. *Pilas de cabeza: son las que entregan la mayor concentración de yodato, aproximadamente 900 a 750 ppm y sostienen la concentración de soluciones que se alimentan a planta química. *Pilas intermedias: son aquellas que mantienen la concentración de entrada a la planta química (500 ppm), las que fluctúan en concentraciones de yodato de 750 a 400 ppm. *Pilas de cola: entregan concentraciones de yodato de alrededor de 400 a 150 ppm y su función es básicamente mantener y aportar caudal para asegurar la continuidad del proceso. En base a la figura siguiente responda a) Calcule el flujo de lixiviante alimentado al área de lixiviación b) Determine el flujo de brine que se envía a planta química c) Evalúe la eficiencia hidrodinámica


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d) Obtenga el porcentaje de pérdidas de líquido e) Calcule los kilógramos por hora de fino de yodo que entregan las pilas suponiendo una concentración media en el drenaje. Recuerde que las pilas de impregnación no entregan solución, cuando empiezan a drenar pasan a ser pilas de cabeza. Las pilas de cabeza tienen una etapa inicial de aproximadamente 20 días y una etapa de 12 semanas. Para las soluciones acuosas suponga que tienen densidad de 1.000 kg/ m3. f) Evalúe el tiempo completo del ciclo para una pila g) Calcule el fino de yodo en kilógramos que entrega una pila en el ciclo total de lixiviación.


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RESULTADOS PROBLEMAS YODO

PROBLEMA 1 Mina Yodo = 150.000 kg Nitrato = 24.000 ton Agua = 270.000 m3 Lix Soluc = 229.500 m3 Yodo = 120.000 kg Nitrato = 19.200 ton Yodo = 522,88 ppm Nitrato = 83,66 gpl Qui Yodo = 108.000 kg Vol = 981,82 m3 Desc = 229.500 m3 Fino = 19.200 ton Nitrato = 83,66 gpl PROBLEMA 2 a) Yodo = 225.000 kg Nitrato = 40.000 ton b) Agua = 180.000 m3 Descarte = 270.000 m3 c) Vol = 63487 m3 d) Aspersores = 159


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e) Carpeta = 21.359 m2 f) Yodo = 157.500 kg Nitrato = 36.000 ton g) Yodo = 437,5 ppm Nitrato = 100 gpl PROBLEMA 3 a) Yodo = 89002 kg b) Ef h = 74,40 % c) Ext = 13,1% - 11,6% - 10,2% - etc d) Ext acum = 78,7% PROBLEMA 4 a) Q = 400 m3/hr b) Qpq = 300 m3/hr c) Ef h = 75% d) Perd = 25% f) Tiempo = 188 dias


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7.0- Sustentabilidad 7.1.- Economia y sustentabilidad ambiental

Las Industrias Minera y Metalúrgica cubren un amplio rango de actividades: 1.- Extracción y Procesamiento.- desde la extracción minera hasta la producción del metal. 2.- Fabricación y Manufactura.- Corresponde a las etapas de producción metal-mecánicas para la obtención de productos con usos específicos Las alteraciones ambientales más importantes ocurren en las etapas de extracción y procesamiento cuyo objetivo es obtener el metal puro. Baste señalar que, en el caso del cobre, los minerales tienen una ley aproximada de 1%. Luego para producir cobre puro hay que disponer el 99% del material.


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7.2.- SUSTENTABILIDAD ECONÓMICA Caso de la minería del cobre en chile Chile: primer productor de cobre de mina del mundo. Producción: 5,4 millones de TMF de cobre (2004). Participación de 36% del mercado mundial. Al año 2010: se estima producción de cobre de 6,7 millones de TMF. Notar alta inversión del sector privado. Producción en 1990: 16% Producción en 2003: 66%


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7.3.- SUSTENTABILIDAD AMBIENTAL


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7.4.- PROCESO REGULATORIO A NIVEL MUNDIAL Hasta 1970: Situación crítica - Regulaciones basadas en procesos particulares Desde 1970: - El Estado comienza el desarrollo de regulaciones ambientales para regular las emisiones de SO 2, material particulado, principalmente en Japón, Estados Unidos, países Europeos Década 90 - Países de América Latina y Asia comienzan también a aplicar principios generales para la regulación ambiental y establecer instrumentos legales. IMPACTO DE LA REGLAMENTACION: Salud, calidad de vida, protección del medioambiente (turismo, impacto visual)

Elaboración de un estándar de calidad ambiental Se consideran 3 objetivos 1. Proteger Salud Humana 2. Proteger medio ambiente de la polución 3. Proteger fuentes naturales y patrimonio

Histórico Cultural Los estándares deben tener una base científica y alcanzables por las empresas. Deben proteger el medio ambiente sin desactivar la economía, Se considera al sector minero como uno de los más contaminantes pero a su vez uno de los más insertos en la economía internacional.


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Contaminantes de las aguas en la industria minera - Metales pesados

- Sólidos disueltos

- Acidez

- Thiosulfatos

- Cianuro

- Mercurio

- Reactivos orgánicos

- Aceite

- Nitrógeno

- Fósforo

Metales pesados: principalmente, Cu, Pb, Zn, Mg, Cd, asociados a yacimientos sulfurados. Ellos ocasionan problemas en: 1. Peligro al sistema terrestre, particularmente en los seres humanos (As, Cd, Hg, Pb, Ni, Mn, Mo, Se, etc.). 2. Peligro al sistema acúatico: los anteriores + Cu, Cr 3. Peligro a la vegetación: Fe, Bo, Al, Zn. 7.5.- Dimensiones del Desarrollo Sustentable en Minería El gran desafío que nos demanda este proceso, es reflexionar cómo el desarrollo sustentable aplicado a la minería puede ser un factor diferenciador de competitividad económica en este mundo globalizado.


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7.6.- Los Grandes Temas Ambientales • Energía y medio ambiente. • Hacerse cargo del pasivo ambiental. • Compromiso con los problemas ambientales globales y sus efectos. • Fiscalización y cumplimiento de las regulaciones ambientales. • Educación ambiental y cambio cultural. • Límites y compatibilidades entre los derechos privados y los intereses

públicos. • Consideraciones ambientales en los instrumentos de la política económica


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8.0.- Extracción por solventes Uno de los métodos de purificación que ha tenido un espectacular desarrollo en este último tiempo, ha sido el proceso de extracción por solventes o proceso SX. Ello se ha traducido en la instalación de numerosas plantas que operan actualmente en el mundo en la separación, purificación y concentración de más de una treintena de elementos químicos, como cobre, niquel, cobalto, zinc, uranio, molibdeno, tungsteno, vanadio, tierras raras, zirconio, hafnio, niobio, tantalio, boro, germanio, arsénico, renio, torio, el grupo de los metales del platino, berilio y otros. En estos apuntes, para más claridad, se tomará como ejemplo la extracción por solventes del cobre, de uso masivo en Chile. En 1968 se inicia la primera operación industrial de SX/ EW en Ranchers Bluebird en Arizona, Norteamérica. Se procesaban soluciones diluidas, evitando la cementación.


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8.1.- Proceso SX - EW de Cobre El proceso de extracción por solventes, conocido en la hidrometalurgia del cobre también como SX (del inglés Solvent Extracction), consiste en la extracción selectiva del cobre contenido en las soluciones de lixiviación mediante un solvente orgánico, para luego transferirlo a una solución de sulfato de cobre pura y concentrada, denominada electrolito rico. La planta SX recibe la solución rica generada en la etapa de lixiviación en pilas de minerales de cobre. Esta solución se caracteriza por tener una baja concentración de cobre disuelto, junto con impurezas como el Fe, Cl, Al, Mn, Mg, Na y otros disueltos durante el proceso (Figura 4.4). El objetivo del proceso SX es extraer selectivamente el cobre contenido en esta solución rica impura, mediante intercambio ionico entre la fase acuosa (solución rica) y el reactivo orgánico. Este reactivo es capaz de descargar el cobre en una etapa posterior del proceso a una solución de alta pureza y concentración de cobre y ácido, formando un electrolito apto para ser electrodepositado en el sector EW (Figura 4.5).


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Extracción (Extraction) La solución rica proveniente de las pilas es mezclada con la fase orgánica (orgánico descargado), para extraer SELECTIVAMENTE el cobre obteniendo una solución pobre en cobre, llamada refino, que es reciclada a la etapa de lixiviación en pilas. Se obtiene en esta etapa una fase orgánica cargada, que es avanzada a la siguiente etapa.

Reextracción (Stripping) El orgánico cargado se pone en contacto con electrolito pobre proveniente del proceso de electroobtención, de alta acidez (150-200 gpl H2SO4). El cobre pasa de la fase orgánica a la fase acuosa, obteniendose una fase orgánica descargada que se recicla a la etapa de extracción y un electrolito rico que avanza hacia la electroobtención. EN RESUMEN, LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTES TRANSFIERE EL COBRE DESDE LA SOLUCIÓN RICA AL ELECTROLITO, POR INTERMEDIO DE LA FASE ORGÁNICA.


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8.2.- Mecanismo de la transferencia de cobre El proceso SX se basa en la siguiente reacción REVERSIBLE de intercambio ionico : Cu2+(A) + 2 RH(O) <=> R2Cu(O) + 2 H+(A) En la cual el sentido de reacción está controlado por la acidez o pH de la solución acuosa. En la etapa de extracción, el reactivo orgánico se contacta con la solución acuosa impura de lixiviación y extrae selectivamente desde la fase acuosa los iones de cobre, incorporandolos en la fase orgánica. El ion cúprico reacciona con el extractante formando un compuesto organometálico insoluble en agua, totalmente soluble en el solvente orgánico (Kerosene, ...), con la cual se produce la extracción del cobre desde la fase acuosa a la orgánica. Mediante este mecanismo, cada ion de cobre se intercambio con dos iones de hidrogeno que pasan a la fase acuosa donde se FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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regenera ácido sulfúrico en una proporción de 1.54 (kg de ácido / kg de cobre).

La etapa de reextracción ocurre por efecto del cambio de acidez en la fase acuosa, revertiendo la reacción y generando un electrolito de alta pureza y alta concentración en cobre. R2Cu(O) + 2 H+(A) <=> Cu2+(A) + 2 RH(O)


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8.3.- Configuración de plantas SX Las plantas de extracción por solventes, tanto en la extracción como en la reextracción, están configuradas en UNA, DOS O TRES ETAPAS DE CONTACTO de las fases acuosa y orgánica, con el objeto de aumentar el tiempo de contacto entre ambas fases y mejorar la transferencia de cobre. El contacto de las fases orgánica y acuosa se realiza EN CONTRACORRIENTE. Además, en algunos casos, se debe incorporar una etapa de lavado del orgánico cargado, con el objeto de eliminar impurezas dañinas en la electroobtención, por ejemplo el cloro. Se presenta en la figura 4.7 una configuración típica de una planta de extracción por solventes, compuesta por 2 etapas de extracción y 1 etapa de reextracción (2E-1S). La figura 4.8 representa una planta 3 E-2 S.


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8.4.- Tipos y características de reactivos

En 1979, nueve plantas se encontraban en operación con un reactivo basado en una Cetoxima débil (2-hidroxi-5-nonilbenzofenona), con requerimientos de configuración de 3 a 4 etapas de extracción y 2 ó 3 etapas de reextracción. En este punto fueron introducidos los primeros reactivos basados en Aldoximas, con lo cuál se lograba un extractante más fuerte, con mejor cinética y selectividad Cu/Fe. Se mejora el comportamiento de los reactivos basados en Cetoximas. Se incorpora el uso de modificadores junto a las Aldoximas para mejorar su comportamiento en reextracción. Los primeros modificadores empleados corresponden a nonilfenol. Este es posteriormente reemplazado por Tridecanol y también por el Ester (TXIB). (1986). Los actuales extractantes se basan en Cetoximas, Aldoximas y Modificadores.


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8.5.- Reactivos extractantes Los tipos más usados son: LIX 984N (Henkel), PT 5050 (Acorga) y MOC 45 (Allied Signal). Sus características principales son (en promedio): Densidad:

0.91 g/cc

Color:

ámbar

Punto de inflamación:

70 °C

Selectividad Cu/Fe:

> 2000

Carga máxima (a 10% v/v):

5.2 g/l de Cu a pH =2

Transferencia neta (10% v/v): 3.0 g/l de Cu Separación de fases:

< 90 segundos

Cinética de extracción:

> 95% en 60 segundos

Diluyentes Los tipos de diluyentes más usados son: ESCAID 103 (Exxon) y OXIMIN (Oxiquim). Sus características principales son: Densidad:

0.81 g/cc

Punto de inflamación:

79 °C

Modificadores Los modificadores son compuestos que aumentan la solubilidad del extractante orgánico y del metal en la fase orgánica. Mejoran la velocidad de separación de fases y extracción de cobre, favoreciendo la coalescencia. Los modificadores más usados son el TRIDECANOL y el ESTER FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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8.6.- Tipos de extractantes Ketoximas Las KETOXIMAS fueron los primeros reactivos usados comercialmente para la extracción de cobre desde soluciones diluidas y fueron usados exclusivamente durante 12 años. Sus principales propiedades eran: excelente separación de fases, bajas pérdidas de orgánico por arrastre y baja formación de crud. Su uso, sin embargo fue limitado, debido a dos desventajas principales: Extractante moderados de cobre y cinética lenta a bajas temperaturas. El reactivo típico fue el LIX 64N. Salicilaldoximas Para superar estas desventajas se desarrollaron las SALICILALDOXIMAS, lo que permitió reducir circuitos 4E+3S o 3E +2S a 2E+2S o 2E + 1S, incluso para altas concentraciones de cobre y bajo pH (40 gpl Cu y pH 1.5). Sin embargo, estos reactivos son extractantes tan fuertes que requieren un modificador para realizar eficientemente la reextracción. El uso de modificadores (tridecanol o nonifenol) presentan las siguientes desventajas: hidrólisis y degradación del reactivo, mayor transferencia de Fe al electrolito, mayor pérdida de orgánico por arrastre físico y mayor formación de crud. Reactivos típicos son el LIX 860 y el Acorga PT-5050. Mezclas Salicilaldoximas - Ketoximas. Estas mezclas no contienen modificadores. El LIX 984, por ejemplo, es una mezcla de LIX 860 (salicilaldoximas) y LIX 84 (Ketoxima). Combina la capacidad extractiva y cinética rápida de la salicilaldoxima con la estabilidad y propiedades físicas de las Ketoximas.


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Una lista de los reactivos actualmente en uso se indica en la tabla 4.4


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8.7.-Tiempo de Separación de Fases El tiempo de separación de fases en los mezcladores es un buen 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. Si el tiempo es muy alto, vamos a tener incremento de arrastres A/O o O/A, debido a que la coalescencia presenta problemas y no va a separar completamente las fases en el tiempo que se tiene en el sedimentador. Si el tiempo es muy corto, también vamos a tener incremento de arrastres A/O o O/A, esto debido a que la separación de fases al ser muy rápida va a quedar en la fase orgánico o acuosa residuos de burbujas de acuoso u orgánico respectivamente.


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8.8.- Arrastres Continuidad Al mezclarse en un mixer 2 fases inmiscible, una de ellas debe encontrarse dispersa en la otra. Se presentan dos casos: (1) Cuando la fase acuosa está dispersa en la fase orgánica, se habla de continuidad orgánica, y (2) cuando la fase orgánica está dispersa en la fase acuosa, se habla de continuidad acuosa (Fig. 4.17)


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Recuperación del orgánico El principal costo de operación en una planta de SX es la reposición de extractante, el cual se pierde por arrastre físico en el refino y electrolito. Diferentes sistemas han sido implementados para reducir estas pérdidas.

Electrolito El mayor énfasis se ha puesto en el electrolito, puesto que el orgánico afecta la calidad de los cátodos. La práctica normal es pasar el electrolito por filtros rellenos con sílice, granate y antracita, el cual ha demostrado ser insuficiente por sí solo. Por lo tanto, se han desarrollado e implementado diferentes combinaciones para reducir la transferencia del orgánico al electrolito, por ejemplo:

• Uso de post-decantadores o columnas de flotación convencionales o

Jameson antes de los filtros. • Uso de celdas de sacrificio en electroobtención.

Refino El método normal es recuperar el orgánico arrastrado desde la piscina de refino.


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Remoción de acuoso De manera similar a los arrastres de orgánico, existen arrastres de acuoso en la fase orgánica, los que constituyen la principal fuente de contaminación del electrolito. El Cl y Mn, además de Fe, son actualmente las mayores impurezas. El método normal de remoción de acuoso es el diseño del estanque de orgánico con tiempo suficiente y facilidades para eliminar periódicamente el acuoso acumulado. Este método puede ser suficiente para el Fe, pero no así para el Cl y Mn, cuyas concentraciones permisibles en el electrolito son muy inferior a las de Fe (30 ppm Cl y 100 ppm Mn vs 1.5-2.0 gpl Fe).

En este caso se pueden implementar los siguientes métodos: • Uso de una o más etapas de LAVADO. • Diseño del estanque de orgánico como post -decantador. • Uso de coalescedor del tipo desarrollado por Chuquicamata. •

Combinación

de

cualquiera

de

las

alternativas

anteriores,

dependiendo de la concentración de las impurezas presentes.

Diseño alternativo de Mezcladores Decantadores Además de los diseños de Krebs y CMS de Davy, recientemente Outokumpu ha propuesto el VSF (agitación muy suave). Las principales ventajas atribuidas a este diseño son : • Menores arrastres de orgáni co y acuoso. • Menor formación de crud.


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9.0.- Electrometalurgia

La ELECTROMETALURGIA consiste en la producción de depósitos metálicos mediante la aplicación de la ENERGIA ELECTRICA.

Se distingue:

en solución acuosa: Aplicada fundamentalmente a la producción de Cu, Zn, Ni, Co, Pb, Ag, Au y otros metales menores ( Cd, Cr, Mn, Ga, Ti, Te ). •

La

electrometalurgia

• La electrometalurgia en sales fundidas: Aplicada principalmente a la

producción de Al, Li, Mg, Na, K y otros metales menores (Tierras raras, Ti, V, W, Zr, Th).

9.1.- Procesos electrometalúrgicos

Según el tipo de depósito obtenido, se distinguen los siguientes PROCESOS ELECTROMETALURGICOS: • ELECTROOBTENCION (Electrowinning) de metales: Consiste en la

extracción de metales a partir de soluciones, en forma de depósitos metálicos puros, densos y compactos o depósitos metálicos en polvo (pulvielectrometalurgia) o bien, depósitos de compuestos metálicos (óxidos, hidróxidos o sales). • ELECTROREFINACION (Electrorefining) de metales: Consiste en la

obtención de depósitos metálicos de alta pureza a partir de un metal impuro.


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• GALVANOPLASTIA (Electroplating): Consiste en recubrimientos

metálicos delgados con fines anticorrosivos o estéticos (cromados). • ELECTROCONFORMADO (Electroforming): Consiste en la elaboración

de piezas metálicas especiales por vía electrolítica.

9.2.- Celdas de electrólisis Los procesos electrometalúrgicos tienen lugar en unidades llamadas CELDAS DE ELECTROLISIS, las cuales se agrupan para constituir la nave o planta electrolítica. Una celda de electrólisis está constituida por: • La celda misma: Es un recipiente que contiene el electrolito y los

electrodos. En algunos casos, la celda puede ser constituida por dos mitades, conectadas entre sí por un puente salino. • El electrolito: Un medio acuoso, que contiene los iones del metal a

depositar y otros iones que migran permitiendo el paso de la corriente entre los electrodos. • El ánodo: Material sólido conductor en cuya superficie se realiza un

proceso de oxidación con liberación de electrones. Ejemplo: Zn => Zn 2+ + 2 e• El cátodo: Electrodo sólido conductor en cuya superficie se realiza un

proceso de reducción con los electrones provenientes del ánodo. FUNDAMENTOS DE LA HIDROMETALURGIA

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Ejemplo: Cu2+ + 2 e- => Cu


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9.3.- Proceso electroquímico Un proceso de naturaleza electro-química se caracteriza por presentar la realización simultánea de dos reacciones denominadas anódicas y catódicas. En la primera sucede una transformación química de oxidación y se liberan electrones. La reacción catódica involucra un proceso químico de reducción con participación de los electrones liberados en el ánodo y que viajan por CONDUCTORES ELECTRÓNICOS (cables) que unen el cátodo con el ánodo. En la solución, no hay desplazamiento de electrones, sino que los iones se desplazan en la solución. Los aniones (-) van hacia el electrodo de carga positiva y los cationes (+) hacia el electrodo de carga negativa. El electrolito es un CONDUCTOR IONICO. Los procesos electroquímicos pueden ser clasificados en dos tipos según sean o no espontáneos. Los primeros suceden en forma natural y la celda se denomina GALVÁNICA o PILA. Los no espontáneos se realizan por medio de la aplicación de corriente externa y se realizan en una celda llamada ELECTROLITICA. En la figura 5.2, se ilustran ejemplos de procesos galvánicos y electrolíticos. Los procesos de electrodepositación de metales no son espontáneos y necesitan un aporte de energía eléctrica para ser forzados a ocurrir, por lo cual se estudian las celdas electrolíticas en estos apuntes. La FUENTE DE ENERGIA ELECTRICA debe proporcionar corriente continua o directa (DC) a la celda, permitiendo el flujo forzado de electrones entre el ánodo y el cátodo dónde son consumidos. En forma simple, la fuente de energía actúa como bomba impulsora de electrones que fluyen por los conductores y los electrodos.


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9.4.- Cantidad de metal depositado o disuelto Ley de Faraday La ley de Faraday establece que la masa de metal depositado es proporcional a la cantidad de corriente que circula a través de la celda y al tiempo de operación de la electrólisis. Se expresa así:

El equivalente electroquímico (EEQ) de la substancia transformada, se define como la cantidad de sustancia que es afectada por el paso de una corriente de 1 A en 1 hora. El equivalente electroquímico de un metal queda determinado por las siguientes constantes:

Para el caso del cobre (EEQ = 1.18 kg/kA.h), la expresión anterior queda :


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EJERCICIO: LIXIVIACIÓN EN COLUMNAS Y DIMENSIONAMIENTO DE PILAS

De la lixiviación en columna de un mineral que contiene crisocola (CuSiO3•H2O) y atacamita (Cu2(OH)3Cl) con una ley total de 1,2% y densidad aparente de 1,7 t/m3 se obtienen los siguientes resultados: t (días)

%Extracción de Cu

0,004 0,1 0,6 1,6 2,232 3,6 4 5 6 9 11 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 35

0,001 0,006 0,016 0,218 0,286 0,451 0,503 0,563 0,613 0,752 0,802 0,826 0,846 0,873 0,883 0,891 0,893 0,894 0,895 0,896 0,898 0,899 0,900

Consumo de ácido (por cada intervalo de tiempo) 4,13 4,80 16,87 53,59 84,38 102,87 108,47 106,22 95,90 70,37 62,60 58,51 54,16 48,52 49,19 46,92 42,68 40,92 38,39 38,12 39,45 35,79 34,20

La columna tiene 2 metros de alto y 10 cm de diámetro. La tasa de riego del mineral es constante e igual a 15,89 l/h-m2 con un contenido de ácido de 16(gpl). Calcular: a) Concentración de cobre en cada intervalo de tiempo y concentración de cobre acumulada en la solución de salida. b)

Consumo de ácido (Kg ácido /Ton mineral)


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Fundamentos de La Hidrometalurgia

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