Hidrometalurgia[1]

INTRODUCCIÓN

La Hidrometalurgia puede definirse como aquella parte de la metalurgia extractiva que agrupa los procesos que tratan una mena rnediante el uso de un disolvente adecuado, pasando el elernento útil a una fase líquida y quedanclo la ganga inalterada para luego recuperar el elemento útil desde la solución enriquecida. Por lo tanto, podríamos decir que !a. hidrometalurgia involucra las operaciones de:

DlSOLUCION, que implica el paso de !a(s) especie(s) de valor desde !a mena a una solución PURlFICACION, que involucra la eliminación de algunos elementos contaminantes desde la solución. RECUPERACION, es decir, obtener la(s) especie(s) o elemento(s) de valor desde la solución. VENTAJAS      

Los metales pueden ser obtenidos directamente en forma pura desde !a solucion Los problemas de corrosión son relativamente menores que en la pirometalurgia. Los procesos generalmente son a temperatura ambiente. El manejo de los productos y materiales es relativamente fácil. Se prestan para e1tratamiento de menas de baja ley. No producen grandes problemas de contaminación ambiental

DESVENTAJAS   

La separación entre la ganga y la solución puede ser dificultosa. Los procesos hidrometalúrgicos son relativamente lentos. Cantidades muy pequeñas de iones contaminantes pueden afectar el proceso posterior.

De acuerdo a los procesos que involucra 1a hidrometalurgia podemos entonces mencionar que esta implica lixiviación, purificación de soluciones ( extracción por solventes o intercambio iónico) y recuperación ( precipitación o electroobtención). Todo e1 estudio respecto a estos ternas será abordado tratando principalmente al elemento cobre.

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Prof. Juan Marchant Leon

CAPITULO I AGLOMERADO Para evitar en gran parte los problemas de finos y de segregación de las partículas de mineral, se usa la técnica de Aglomeración, técnica con la cual se estabilizan los finos. Durante el proceso de aglomeración las partículas finas del mineral se juntan y adhieren alrededor de los fragmentos más gruesos formando pellets (Bolitas) con una porosidad apropiada que permite la difusión de la solución de lixiviación hacia el interior y hacia afuera de las partículas del mineral; facilitando, al mismo tiempo, un buen escurrimiento a través de la pila y evitando la migración de partículas finas hacia las restantes etapas del proceso.

1.1 AGLOMERACIÓN Y CURADO Las etapas de aglomeración y curado, en la operación, se confunden en una sola, pero para los efectos de facilitar la descripción de cada uno se analizaran por separado.

1.1.1 Aglomeración Podemos definir la aglomeración, como el un proceso de aumento de volumen, en el que está involucrado la unión de partículas pequeñas con partículas de tamaño mayor.

1.1.2 Curado o tiempo de envejecimiento Es el proceso por el cual el mineral aglomerado, en el cual se ha obtenido la humedad necesaria adicionando agua o líquidos de reciclo, es dejado reposar durante un tiempo (el cual es llamado tiempo de reposo) para que se produzcan las diferentes reacciones químicas de oxidación, hidrolización, sulfatación, reacciones exotérmicas y otras que contribuyen y facilitan la lixiviación posterior de los valores metálicos que se desea extraer. Con el proceso de aglomerado se logra lo siguiente: •

•

•

• • •

•

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Las Partículas finas se ligan a las gruesas, formando pellets de un tamaño uniforme, de menor densidad y mayor permeabilidad. Reducir la probabilidad de segregación de las partículas finas durante el carguío y regadío de la pila. Mejorar la permeabilidad de la pila debido a la uniformidad del tamaño de las partículas. Mejorar la oxigenación de la pila Fracturar la roca matriz, lo que permite crear vías de ataque y penetración. Mejorar la velocidad de extracción, reduciendo el ciclo o tiempo de lixiviación, lo que influye favorablemente, en la economía de las operaciones de la planta. Cuando la aglomeración del mineral se efectúa en conjunto con la solución lixiviante, junto con obtener una mejor velocidad de percolación, se obtiene un íntimo contacto


CAPITULO I AGLOMERADO Para evitar en gran parte los problemas de finos y de segregación de las partículas de mineral, se usa la técnica de Aglomeración, técnica con la cual se estabilizan los finos. Durante el proceso de aglomeración las partículas finas del mineral se juntan y adhieren alrededor de los fragmentos más gruesos formando pellets (Bolitas) con una porosidad apropiada que permite la difusión de la solución de lixiviación hacia el interior y hacia afuera de las partículas del mineral; facilitando, al mismo tiempo, un buen escurrimiento a través de la pila y evitando la migración de partículas finas hacia las restantes etapas del proceso.

1.1 AGLOMERACIÓN Y CURADO Las etapas de aglomeración y curado, en la operación, se confunden en una sola, pero para los efectos de facilitar la descripción de cada uno se analizaran por separado.

1.1.1 Aglomeración Podemos definir la aglomeración, como el un proceso de aumento de volumen, en el que está involucrado la unión de partículas pequeñas con partículas de tamaño mayor.

1.1.2 Curado o tiempo de envejecimiento Es el proceso por el cual el mineral aglomerado, en el cual se ha obtenido la humedad necesaria adicionando agua o líquidos de reciclo, es dejado reposar durante un tiempo (el cual es llamado tiempo de reposo) para que se produzcan las diferentes reacciones químicas de oxidación, hidrolización, sulfatación, reacciones exotérmicas y otras que contribuyen y facilitan la lixiviación posterior de los valores metálicos que se desea extraer. Con el proceso de aglomerado se logra lo siguiente: •

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Las Partículas finas se ligan a las gruesas, formando pellets de un tamaño uniforme, de menor densidad y mayor permeabilidad. Reducir la probabilidad de segregación de las partículas finas durante el carguío y regadío de la pila. Mejorar la permeabilidad de la pila debido a la uniformidad del tamaño de las partículas. Mejorar la oxigenación de la pila Fracturar la roca matriz, lo que permite crear vías de ataque y penetración. Mejorar la velocidad de extracción, reduciendo el ciclo o tiempo de lixiviación, lo que influye favorablemente, en la economía de las operaciones de la planta. Cuando la aglomeración del mineral se efectúa en conjunto con la solución lixiviante, junto con obtener una mejor velocidad de percolación, se obtiene un íntimo contacto


entre la solución lixiviante concentrada y el mineral; lo que generalmente permite una mayor velocidad de lixiviación y recuperación. A este procedimiento se le llama curado de mineral. Se pueden resumir las siguientes ventajas al agregar solución lixiviante al mineral antes de apilarlo: Se logra una solución muy homogénea de la solución lixiviante sobre toda la carga del • mineral. Se obtiene un íntimo contacto entre la solución lixiviante concentrada y el mineral, • permitiendo que la etapa de lixiviación termine en el menor tiempo posible. En la lixiviación con ácido sulfúrico se produce una aceleración de la cinética de • sulfatación debido al calor generado al producirse la mezcla ácido sulfúrico agua, que se traduce como una reacción exotérmica. Algunas reacciones clásicas: Tenorita: Cu O + H2SO4 ⇒ Cu SO4 + H2O Crisocola: Cu SiO3 * 2 H2O + H2SO4 ⇒ Cu SO4 + SiO2 + 3 H2O La aglomeración surge así, corno una alternativa viable para preparar un producto homogéneo, previo a la carga de las pilas, asegurando una buena distribución de la solución de lixiviación en todo el lecho de mineral y una permeabilidad adecuada para aceptar los flujos de riego requeridos por el proceso.

1.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE CURADO CON ÁCIDO ÁCI DO El mineral grueso producto del chancado secundario y de la clasificación, es transportado al área de lixiviación en pilas para la obtención de PLS. El proceso de lixiviación en pilas básicamente se ha dividido en 3 etapas:   

Curado con ácido, llevado a cabo en el tambor de curado. Transporte /apilamiento de mineral. Lixiviación en pilas.

El mineral grueso cuya fracción es mayor a 0,4 mm (1/64’’) y menor a 38 mm (1 ½’’) es acondicionada para la lixiviación en pilas en el tambor de curado. La función del tambor de curado es:  

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Transformar el mineral triturado en un mineral de mayor solubilidad en medio ácido. Disminuir el contenido de impurezas en un medio de alta acidez.




Formar aglomerados para aumentar la permeabilidad del mineral que se apila en las pilas de lixiviación (los finos que se forman por efecto del chancado secundario se adhieren a las partículas mas grandes y formen aglomerados).

Al tambor de curado ingresa:    

Mineral con un tonelaje de mineral seco vía la faja transportadora Refino Ácido sulfúrico Agua de proceso en forma alternativa.

La correa transportadora descarga el mineral en el chute de carga que alimenta el tambor de curado. Cuando se realiza el curado el tambor gira a una velocidad de 25% de la velocidad critica (según criterios de diseño), la acción giratoria inclinada del tambor eleva las partículas de mineral dentro del tambor y permiten que caigan y rueden unas sobre otras formando los aglomerados, el tiempo de residencia del mineral en el tambor es 60 s. La correa transportadora cuenta con un pesómetro para controlar el peso del mineral que ingresa al tambor y así dosificar la cantidad de ácido de acuerdo al peso del mineral. El mineral una vez curado, sale del tambor y a través de su chute de descarga, es descargado hacia la correa transportadora que transporta el aglomerado hasta el apilador.

1.3 EQUIPO DE AGLOMERACIÓN 1.3.1 En Tambor Rotatorio Este método se aplica cuando el material contiene gran proporción de finos (más de 15% de tamaños inferiores a 150 µm), pero al mismo tiempo debe contener también gruesos (aproximadamente un 50% de tamaños superiores a 150 µm y con distribución lo más homogénea posible hasta el tamaño máximo de la operación). Así será posible una aglomeración de finos con los gruesos. El diseño del equipo es el clásico de cualquier cilindro rotatorio y obviamente su finalidad principal, por su volumen, es aumentar el tiempo de contacto entre finos y gruesos para que se produzca la aglomeración. En los casos anteriores de aglomeración en stocks o cintas el tiempo de contacto es mínimo (segundos). Por otro lado, al ser normalmente los tambores rotatorios de velocidad variable, pueden adaptarse a los cambios de la cabeza en proporción o pegajosidad de finos y dosificación de aglomerantes y solución. En el caso de minerales muy arcillosos, puede presentarse un problema de adherencia y apelmazamiento en las paredes, ya que se trabaja con humedades críticas.

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Fi ura 1: Tambor de a lomerado

La Figura 1 ilustra un tambor de curado y sus componentes.

1.3.2 Tambor rotatorio o aglomerador Un tambor aglomerador consiste en una estructura cilíndrica ubicada en forma horizontal, con una leve inclinación orientada hacia la descarga y apoyada en una estructura soportante, que le permite rotar a una velocidad constante. El diseño y operatividad del tambor aglomerador, se fundamentan en procurar el tiempo de retención necesario, para lograr la mejor distribución posible de aglomerantes sobre el mineral. Es decir, mezclar homogéneamente mineral y reactivos mediante rotación continua y así lograr la calidad de aglomeración requerida en el proceso posterior de lixiviación en pilas.

1.3.2.1 Componentes del tambor Aglomerador: Cilindro tambor: Comprende la carcasa de placas de acero en sí, los refuerzos bajo las ruedas y transmisiones, las correas u otros refuerzos bajo las partes en rotación. Conjuntos de rodillos de empuje: Consisten en dos rodillos con sus cojinetes y ejes apoyados sobre sus bases secundarias ajustables montadas en una de las bases del muñón de forma que en cada lado de la rueda quede un rodillo y que cada empuje final del tambor quede contrarrestado por los rodillos de empuje para evitar que el tambor se desplace lateralmente. Transmisión de correa o rueda dentada: La transmisión o rueda dentada es la transmisión que hace girar el tambor, se monta en el exterior de la circunferencia del cilindro.

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Conjunto de propulsión o conjunto de piñón: Consiste en la transmisión de piñón o rueda dentada, montada (directamente) a través de un eje elevador, cojinetes y un acoplamiento al reductor de la transmisión. Comprende igualmente el motor, cualquier acoplamiento adecuado o transmisión) y una base para la propulsión con mecanismo de recepción. Liners & lifters: Se encuentra ubicados dentro del tambor, los liners sirven para evitar el desgaste interno del cilindro, mientras los lifters se usan para sujetar a los liners y arrastrar y elevar el mineral dentro del cilindro para realizar un buen mezclado. Control de las variables de operación Flujo de mineral seco: Corresponde al mineral que ingresa al tambor aglomerador a través de la correa de alimentación y su rango de operación normal. Flujo de ácido concentrado: La adición de ácido corresponde al volumen de ácido sulfúrico, irrigado sobre el mineral alimentado al tambor aglomerador. Adicionar ácido en exceso durante la aglomeración, puede provocar inconvenientes tales como consumo excesivo por parte de la ganga. En cambio, si la adición es menor a la requerida, se perjudica la cinética de lixiviación y la recuperación de cobre.

Flujo de agua de proceso: Corresponde al volumen de irrigación de agua sobre el mineral que ingresa al equipo. El agua debe ser rociada al mineral antes que el ácido sulfúrico, porque cuando se adiciona ácido al agua se produce una reacción violenta con liberación de temperatura y emanación de gases tóxicos, siendo esta una operación altamente riesgosa. Tiempo de retención: Es aquel establecido en pruebas metalúrgicas preliminares, como el necesario para lograr la mejor homogeneización de los componentes introducidos al tambor aglomerador, este tiempo de retención puede ajustarse variando las R.P.M. y/o la inclinación del tambor. Velocidad de rotación: Además de su influencia en el tiempo de retención, la velocidad de rotación del tambor aglomerador, tiene relación con la calidad de distribución de los elementos agregados. Un aumento en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir un desplazamiento de la cama de mineral en el tambor, reduciendo o dejando fuera del alcance el contacto directo de los agentes aglomerantes (agua, ácido, soluciones ácidas) con el material sólido. En cambio, una reducción en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir una sobrecarga del motor del tambor, por aumento de la

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carga de mineral. Esta sobrecarga del motor se puede verificar controlando el incremento de amperaje del motor.

Ángulo de inclinación. Aunque el Operador no tiene mucha injerencia en el control del ángulo del tambor haremos un análisis si se modificara este parámetro.Si aumentamos el ángulo del tambor significa que disminuimos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc. Si disminuimos el ángulo del tambor significa que aumentamos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc.

Control del Amperaje del Motor del tambor: Un aumento del amperaje del motor podría indicar un exceso de carga dentro del tambor. Una disminución del amperaje podría indicar una disminución de la carga de mineral dentro del tambor. 1.4 CONTROL OPERACIONAL DEL PROCESO En esta sección se muestran las variables operacionales que el operador debe tomar en cuenta para lograr un control estricto de las variables y aumentar así la capacidad de producción de la planta. Ver tabla 3.2.1 Variables operacionales del aglomerado.

Tabla 1.1: Variables Operacionales del Aglomerado Variables

Unidades

Flujo de alimentación de mineral. Densidad del aglomerado. Humedad del material. Dosificación de ácido Tamaño de partícula. Flujo de alimentación de refino. Flujo de alimentación de ácido concentrado. Variables del equipo Tiempo de residencia. Velocidad de rotación del tambor de curado.

m3/h t/m3 % humedad kg/t mm m3/h m3/h

Angulo de inclinación

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s % de la velocidad critica grados


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CAPITULO II LIXIVIACION El procesamiento de menas de cobre oxidadas y ciertos tipos de sulfuros, para la obtención de cátodos de cobre de alta pureza , se realiza a través de un proceso hidrometalúrgico que incluyen las etapas de: preparación y pretratamiento de mineral (chancado, aglomerado y curado); lixiviación de las especies útiles, usando reactivos químicos o acción bacterial; lavado y separación de residuos sólidos; purificación y concentración de la especie útil presente en la solución proveniente de lixiviación, por medio de la extracción por solvente; y finalmente la etapa de precipitación del cobre disuelto en la etapa de electroobtención. Lixiviación es aquel proceso mediante el cual, se extrae selectivamente un compuesto, presente en una fase sólida, a través de la disolución de las especies de interés, por medio de un agente lixiviante, que transforma éstas especies en sales solubles. En el caso de la lixiviación de menas de cobre el agente lixiviante es generalmente ácido sulfúrico y las sales solubles formadas son principalmente sulfatos. Dicho de otra forma, el proceso de lixiviación permite que la especie de interés se transfiera desde un sólido a una solución, permitiendo descartar los sólidos agotados y continuar con el procesamiento de la solución para obtener el metal. Sin embargo, es necesario que la solución obtenida en el proceso de lixiviación tenga una concentración apta para continuar con las etapas posteriores, de lo contrario no es viable el procesamiento de mineral.

2.1 AGENTE LIXIVIANTE El agente lixiviante es una solución acuosa que contiene disuelto algún reactivo químico o especie capaz de reaccionar con el mineral útil a fin de solubilizarlo. Para escoger el agente lixiviante más adecuado, se debe considerar entre otros:

2.1.1 Características físicas y químicas del material a lixiviar.       

Debe disolver el metal o compuesto de interés en forma rápida y debe reaccionar con los minerales sin valor en forma lenta o despreciable. La solubilidad de los reactivos de lixiviación debe ser alta, al igual que los productos del proceso para minimizar el volumen de las soluciones. Costo razonable y adecuada disponibilidad. Capacidad de regeneración en forma simple. Mínimos problemas de corrosión en los equipos. En lo posible no debe ser peligroso para los seres humanos y el medio ambiente. Deben actuar en frío y en concentraciones diluidas.

La lixiviación de minerales de cobre depende de varios factores, que también son comunes en la lixiviación de otros minerales, y entre los que podemos mencionar:

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   

Tamaño de partícula a que debe molerse o triturarse el mineral Composición y concentración del disolvente Tiempo de contacto, Tasa de Riego, Razón de lixiviación Temperatura del disolvente, Consumo de Acido

2.2 REACCIONES DE LIXIVIACIÓN DE MINERALES DE COBRE Esto puede ser esquematizado a través de la ecuación, que representa al proceso de lixiviación en términos generales:

MINERAL + (AGENTE LIXIVIANTE) 

(SOLUCIÓN) + OTROS PRODUCTOS

Especies Oxidadas

CRISOCOLA: CuSiO3 * 2 H2O ; 36.1 % Cu CuSiO3 * 2 H2O + H2SO4  CuSO4 + SiO2 + 3 H2O TENORITA: CuO; 79.7 % Cu CuO + H2SO4  CuSO4 + H2O ATACAMITA: CuCl2 * 3 Cu(OH)2 ; 50.5 % Cu CuCl2 * 3 Cu(OH)2 + 3 H2SO4  CuCl2 + 3 CuSO4 + 6 H2O 

Especies Sulfuradas

CALCOSITA: Cu2S; 79.8 % Cu Cu2S + Fe2(SO4)3  CuS + CuSO4 + 2 FeSO4 CuS + Fe2(SO4)3  CuSO4 + 2 FeSO4 + S Cu2S + 2 Fe2(SO4)3  2 CuSO4 + 4 FeSO4 + S COVELITA: CuS ; 66.4 % Cu CuS + Fe2(SO4)3  CuSO4 + 2 FeSO4 + S BORNITA: Cu5FeS4 ; 63.3 % Cu Cu5FeS4 + 6 Fe2(SO4)3  5 CuSO4 + 13 FeSO4 + 4 S CALCOPIRITA: CuFeS2; 34.6 % Cu CuFeS2 + 2 Fe2(SO4)3  CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 S

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2.3 LIXIVIACIÓN BACTERIANA La Biolixiviación, Biohidrometalurgia o Biooxidación de Sulfuros, puede ser definida como un proceso natural de disolución que resulta de la acción de un grupo de bacterias principalmente del género Thiobacillus con habilidad de oxidar minerales sulfurados, permitiendo la liberación de los valores metálicos contenidos en ellos. Por mucho tiempo, se pensó que la disolución o lixiviación de metales era un proceso netamente químico, mediado por agua y oxigeno atmosférico. El descubrimiento de bacterias acidófilas ferro y sulfooxidantes ha sido primordial en la definición de la lixiviación como un proceso catalizado biológicamente. En términos más globales, se puede señalar que la biolixiviación es una tecnología que emplea bacterias específicas para lixiviar, o extraer, un metal de valor como uranio, cobre, zinc, níquel y cobalto presente en las menas o en un concentrado mineral. El producto final de la biolixiviación es una solución ácida que contiene el metal valor en su forma soluble. De otro lado, el término biooxidación es un utilizado para describir un proceso que emplea bacterias para degradar un sulfuro, usualmente pirita o arsenopirita, en la que el oro o la plata, o ambos, se encuentran encapsulados. La tecnología microbiana presenta ventajas sobre los métodos no biológicos, entre los que podemos encontrar:    

Requiere poca inversión de capital (las bacterias pueden ser aisladas a partir de aguas ácidas de minas). Bajos costos de operación necesarios para las operaciones hidrometalúrgicas en comparación con los procesos convencionales. Relativa ausencia de polución o contaminación ambiental durante el proceso. El tratamiento del creciente acumulo de minerales de baja ley en las minas los que no pueden ser económicamente procesados por los métodos tradicionales.

2.3.1 Aspectos microbiológicos Thiobacillus ferrooxidans: Los microorganismos que son responsables de la disolución de los metales a partir de minerales son, principalmente, organismos quimiosintéticos y autotróficos pertenecientes al género Thiobacillus, aunque como señalamos en un párrafo y tabla anterior, no es la única. De las especies de Thiobacillus que se conocen la que más atención ha recibido es Thiobacillus ferrooxidans, cuya presencia fue demostrada por Colmer y Hinkle, a comienzos de los años 50, en el drenaje unas minas de carbón, que reportaban altos contenidos de ácido y fierro. T. ferrooxidans presenta forma bacilar, gram negativas, de 0.5 a 1.7 µ, algunas cepas tienen flagelos, es quimioautotrófico, capaz de oxidar compuestos inorgánicos como iones ferroso (Fe(II)) y azufre, los que le sirven de fuente primaria de energía. El carbono necesario para su arquitectura celular lo obtiene por fijación de CO2, de manera similar a las plantas verdes

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(Ciclo de Calvin-Benson). Es aerobio (requiere de O2 como aceptor final de electrones), acidófilo (desarrolla en rangos de pH que varían entre 1.5 y 3.0), y a temperaturas que oscilan entre 25-35 ºC. Es considerada como el mayor contribuyente en la producción de aguas ácidas que drenan de depósitos de metales sulfurados, gracias a la capacidad que tienen de oxidar minerales de disulfuro de fierro, generando soluciones ácidas de sulfato férrico.

2.3.2 Mecanismos de Lixiviación Los principales mecanismos involucrados en el proceso de lixiviación bacteriana son: directa e indirecta.

a.- Lixiviación Indirecta: Dos reacciones importantes mediadas por T. ferrooxidans son: Pirita:

FeS2 + 7/2 O2 + H2O 2 FeSO4 + 1/2 O2 + H2SO4

→

FeSO4 + H2SO4

Ec. 2.3.2.1

→

Fe2(SO4)3 + H2O

Ec. 2.3.2.2

El sulfato férrico es un oxidante fuerte capaz de disolver una amplia variedad de minerales sulfurados. La lixiviación con Fe2(SO4)3 recibe el nombre de lixiviación indirecta porque se realiza en ausencia de oxígeno o de bacterias y, es responsable de la disolución o lixiviación de varios minerales sulfurados de cobre de importancia económica: Calcopirita: CuFeS2+ 2 Fe2(SO4)3 → CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 Sº Ec. 2.3.2.3 Calcocita:

Cu2S + 2 Fe2(SO4)3

CuSO4 + 4 FeSO4 + 2 Sº

→

Ec. 2.3.2.4

El mecanismo de lixiviación indirecta depende de la regeneración biológica del sulfato férrico (Ec. 2.3.2.2). El azufre (Sº) generado en las reacciones Ec. 2.3.2.3 y Ec. 2.3.2.4 puede ser convertido en ácido sulfúrico (H2SO4) por T. ferrooxidans según: 2 Sº + 3 O2 + 2 H2O

→

2 H2SO4

Ec. 2.3.2.5

Este ácido sulfúrico, así generado, mantiene el pH del sistema a niveles favorables para el desarrollo de la bacteria.

b.- Lixiviación Directa: Las bacterias ferrooxidantes también pueden lixiviar sulfuros metálicos directamente sin la participación del sulfato férrico producido biológicamente. El proceso se describe en la siguiente reacción: MS + 2 O2

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→

MSO4

Ec. 2.3.2.6


Donde M representa un metal bivalente. Bacteria Pirita: 2 FeS2 + H2O + 15/2 O2

→

Fe2(SO4)3 + H2SO4

Bacteria Calcopirita: 2 CuFeS2 + 17/2 O2 + H2SO4

→

Ec. 2.3.2.7

2CuSO4 + Fe2(SO4)3+ H2O Ec. 2.3.2.8

Dado que el fierro siempre está presente en ambientes de lixiviación natural, es posible que tanto la lixiviación indirecta como la directa ocurran de manera simultánea.

2.3.3 Desarrollo Bacteriano El efecto de ciertos factores ambientales sobre el desarrollo y crecimiento de las bacterias juega un rol importante dentro del proceso de lixiviación bacteriana, es por ello de mucha importancia el control de factores, como el pH, la presencia de oxigeno, la temperatura, la influencia de la luz, los requerimientos nutricionales, tamaño de partícula, y el efecto de inhibidores, entre otros.

pH: En general los T. ferrooxidans, desarrollan bien en medios ácidos, siendo incapaces de desarrollar sobre Fe+2 a un pH mayor de 3.0. Normalmente los valores sobre el que los tiobacilos se desarrollan se ubican dentro del rango de 1.5 a 2.5. Oxígeno y CO2: La disponibilidad de oxígeno es un factor que controla la extracción de metales por bacterias. No se conoce otro oxidante que pueda ser utilizado por los microorganismos en ambientes de lixiviación. El dioxido de carbono es utilizado como fuente de carbono para la fabricación de su arquitectura celular. Nutrientes: Como todos los seres vivientes, T. ferrooxidans requiere de fuentes nutricionales para su óptimo desarrollo, entre las que tenemos fuente de N2 (amonio), de fosfato, de S, iones metálicos (como Mg+), etc. Magnesio, es necesario para la fijación de CO2 y el fósforo es requerido para el metabolismo energético. Los medios de cultivo empleados presentan estos requerimientos, siendo los más importantes el 9K y el TK. Fuente de Energía: Los T. ferrooxidans utilizan como fuente primaria de energía los iones ferroso y azufre inorgánico. El fierro ferroso debe ser suplementado al medio cuando se trata de medios sintéticos. En caso de utilizar mineral, no es necesario añadir Fe+2. Luz: La luz visible y la no filtrada tienen un efecto inhibitorio sobre algunas especies de Thiobacillus, pero el fierro férrico ofrece alguna protección a los rayos visibles . Temperatura: El rango sobre el cual se desarrrollan se encuentran entre 25ºC y 35ºC.

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Presencia de Inhibidores: En los procesos de molienda o por acción propia del agente lixiviante se liberan algunos iones que en ciertas concentraciones resultan tóxicas para las bacterias ferrooxidantes afectando el desarrollo bacterial. La literatura señala que los niveles de tolerancia de las bacterias para ciertos metales es Zn+2 = 15 -72 g/l; Ni+2 = 12 - 50 g/l; Cu+2 = 15 g/l; Ag+ = 1ppb; UO2+2 = 200 - 500 mg/l, entre otros. 2.3.4 Otros microorganismos de importancia. Dentro de este grupo y estrechamente asociados a T. ferrooxidans encontramos a:

Thiobacillus thiooxidans: Se lo puede encontrar en depósitos de azufre y sulfurosos, desde donde es fácil aislarlos. Se caracteriza porque sólo es capaz de oxidar azufre. Desarrollan a temperatura entre 5ºC y 40ºC, a un pH en el rango de 0.6 a 6.0, siendo el óptimo 2.5. Son aerobios estrictos. T. acidophilus: Fue aislado por primera vez por Markosyan en 1973 a partir de minerales, describiéndolo con el nombre de T. organoparus. Presentan forma bacilar, son aerobios estrictos, oxida azufre y utiliza compuestos orgánicos como parte de sus requerimientos nutricionales. Tiobacilos semejantes a termófilos: Aunque no están bien estudiadas, es reconocida su importancia en los procesos hidrometalurgicos. Muestran un activo crecimiento sobre medios conteniendo Fe+2 y sulfuros en presencia de extracto de levadura. Leptospirillum ferrooxidans: Son vibriones en forma de espira, como pseudococos. Móviles por la presencia de un flagelo polar simple. Las colonias sobre silica gel son pequeñas y de color marrón rojizo debido a la formación de fierro férrico. Son aerobios estrictos y quimioautotróficos obligados. Utiliza Fe+2 y FeS2 como fuente energética. Sulfolobus: Son bacterias gram negativas, que se presentan como células esféricas, con lóbulos, inmóviles, y la ausencia de flagelos y endosporas. Su pared celular carece de mureina. 2.3.5 APLICACIÓN DE LOS PROCESOS BIOTECNOLÓGICOS 2.3.5.1 Biooxidación de Sulfuros Muchos sulfuros metálicos pueden ser atacados por acción bacterial, dando lugar a la producción de los correspondientes sulfatos solubles. Para sulfuros refractarios de oro y metales del grupo del platino, el ataque bacterial resulta siendo un pretratamiento.

Oxidación de la Pirita: La pirita (FeS2) es un sulfuro ampliamente distribuido y se lo puede hallar en asociación con muchos metales como cobre, plomo, zinc, arsénico, plata, oro, entre otros. Su oxidación da lugar a la formación de sulfato férrico y ácido sulfúrico (Ec. 2.3.2.1 y Ec. 2.3.2.2).

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Sulfuros de Cobre: La oxidación biológica de sulfuros de cobre ha sido el proceso más estudiado. El cobre se disuelve transformándose en sulfato de cobre (CuSO4). La Calcopirita (CuFeS2) es el sulfuro de cobre más difícil de oxidar. Bajo la influencia de T. ferrooxidans la velocidad de oxidación de este sulfuro se incrementa hasta en 12 veces más que el proceso netamente químico. Los sulfuros secundarios de cobre -Calcocita (Cu2S), covelita, bornita, son oxidados más fácilmente bajo el impacto de las bacterias (Ec. 2.3.2.3 y Ec. 2.3.2.4). A nivel industrial, la tecnología ha venido siendo aplicada en pilas (Chile, USA, Perú, etc.). Southern Perú viene aplicando la tecnología para la recuperación de cobre en sus botaderos de sulfuros de baja ley de Toquepala. Más recientemente, Billiton, de Sudáfrica, realiza investigaciones para recuperar el cobre contenido en minerales arsenicales, en un proceso que ha denominado BIOCOP. Sulfuros de Metales Preciosos: La lixiviación bacteriana se emplea para romper la matriz del sulfuro (principalmente, pirita y/o arsenopirita) en la que se encuentra "atrapada" la partícula aurífera, permitiendo la posterior recuperación de la misma por cianuración convencional. Realmente, el proceso resulta siendo un pretratamiento antes que una disolución directa del metal. Los procesos industriales han tenido enorme aplicación, entre los que destacan: el proceso BIOX, de Gencor, y que tiene plantas como la de Ashanti con capacidad para tratar hasta 1000 tpd de mineral. En el Perú la tecnología es aplicada en el Proyecto Tamboraque de Minera Lizandro Proaño, para recuperar oro contenido en arsenopirita. Mintek, también ha desarrollado el proceso MINBAC, y Bactech de Australia ha desarrollado un proceso que emplea bacterias moderadamente termófilas para el tratamiento de sulfuros preciosos y de metales base que se conoce como el proceso BACTECH. En 1998, Mintek y Bactech se han asociado para comercializar el proceso a nivel mundial. Esta asociación ha dado sus primeros frutos y ya se ha iniciado la construcción de la planta que emplea esta tecnología en Tasmania para tratar el mineral aurífero refractario del proyecto Beaconsfield. Las evaluaciones preliminares han reportado una recuperación de hasta el 98% del oro contenido en el mineral. 2 FeAsS + 7 O2 + H2SO4 + H2O

→

Fe2(SO4)3 + 2 H3AsO4

Ec. 3.3.3.1

Se ha determinado que existen tres poblaciones distintas de bacterias lixiviantes de cobre: Thiobacillus ferrooxidans, Thiobacillus thiooxidans y Leptospirillum ferrooxidans, consideradas similares a los primeros seres vivos existentes en el planeta por su capacidad de sobrevivir en ambientes inorgánicos. La clave de esta tecnología radica en la participación activa de bacterias de la especie Thiobacillus Ferroxidans, éstas contribuyen a disolver el cobre contenido en minerales del tipo calcosina, covelina y bornita. En el proceso de biolixiviación destinado a lixiviar sulfuros se repiten los pasos del procesamiento aplicado a los óxidos (chancado, curado, aglomerado, lixiviación en pilas, extracción por solventes y electroobtención). La diferencia con el proceso explicado anteriormente radica en la participación activa de los microorganismos, que requiere cuidar en forma especial las variables que influyen en su crecimiento y actividad. En la Tabla 2.3.1 se lista una serie de bacterias que pueden actuar en la

15


lixiviación. En relación con su forma, las bacterias tipo bacillus tienen forma de bastón, las spirillum son espirales y las lobus son esferas lobuladas.

Tabla Nº 2.3.1 Bacteria Thiobacillus ferrooxidans Thiobacillus thiooxidans Leptospirillum ferrooxidans Thermosulfidooxidans Sulfolobus acidocaldarius

Oxidan Fe+2, Sº, S2O3-2 Sº, S2O3-2, ZnS Fe+2 Fe+2, Sº Fe+2, Sº

Sulfolobus brierleyi

Fe+2, Sº

T º (º C) 28 - 35 28 - 30 25 - 35 40 - 50 70 - 75

pH 2.0 – 2.5 2.0 – 3.5 2.0 – 3.0 2.0 – 3.0 2.0 – 3.0

70 - 75

2.0 – 3.0

Oxidación bacteriana de Ión ferroso Difusión de ión férrico hacia el sitio de reacción Reacción electroquímica Férrico - Mineral Difusión del ión ferroso y de los productos a través del mineral reaccionado hacia la solución

Figura 2.3.1: Ciclo del f ierro en lixiviación bacteriana

16


2.4 LIXIVIACIÓN EN PILAS (HEAP LEACHING) El mineral a lixiviar es chancado previamente a una granulometría que puede variar entre bajo 2 pulg. y ¼ pulg. para luego acopiar el mineral ya chancado, formando una pila de base cuadrada, sobre un piso previamente impermeabilizado. La altura de la pila puede ir desde 1.5 hasta 5 metros, dependiendo de consideraciones metalúrgicas y sistema de carguío. El piso de la pila se prepara adecuadamente y se impermeabiliza con carpetas de poliuretano, dándole al piso una leve pendiente de alrededor de un 3 %, dirigida hacia una canaleta de recolección de soluciones. La pila se riega por aspersión o goteo desde encima, mediante sistemas de tuberías conectadas a mangueras que alimentan los goteros o aspersores. La gran ventaja de la lixiviación en pilas radica por una parte, en el inventario de soluciones de regadío, la cual es muy inferior que en lixiviación por agitación y en bateas. Por otra parte, los costos de inversión y operación son muy inferiores respecto de los sistemas antes mencionados, pues no se requiere de infraestructura y equipos sofisticados salvo, un buen sistema de regadío y carguío de la pila.

2.4.1 Etapas en la lixiviación en pilas Como tratamiento previo a la lixiviación misma, se puede implementar principalmente dos pretratamientos: un curado ácido para lograr un aumento en la cinética de lixiviación y un proceso de aglomeración para minimizar el efecto adverso que generan los finos en la permeabilidad del lecho.

Curado Ácido Este pretratamiento, tiene como objetivo acelerar la cinética de disolución por aumento del tiempo de contacto entre el agente lixiviante y el mineral. En forma práctica, el proceso de curado ácido consiste en dosificar ácido sulfúrico concentrado o soluciones concentradas de este reactivo al mineral de cobre en una etapa previa al carguío de la pila. De esta forma, se logra la reacción anticipada de las especies oxidadas de cobre, aún las más refractarias, para transformarlas a sulfato de cobre. Por otra parte, el hecho de agregar ácido concentrado al mineral antes de cargarlo en la pila, permite neutralizar en parte las gangas calcáreas y reducir el consumo de ácido durante la etapa de lixiviación, disminuyendo el ciclo de lixiviacion. Otro efecto positivo que se relaciona con el proceso de curado ácido, se relaciona con la evacuación de los gases producto de las reacciones químicas, antes del carguío de mineral en la pila, lo que favorece la precolación de la solución lixiviante a través del lecho de mineral.

17


La cantidad de ácido a dosificar debe ser tal que permita lograr la máxima disolución de la especie de interés, la menor disolución de ganga posible y la menor generación de finos producto de las reacciones químicas.

Ciclo de Lixiviación Se entenderá como ciclo Metalúrgico o de Lixiviación de una pila a módulo, el período de tiempo medido en días, o meses, en que un mineral es depositado en una cancha de lixiviación y es sometido a las siguientes operaciones.

Carguío de la pila Corresponde a la etapa de acopio de mineral sobre una superficie previamente preparada, operación que normalmente se realiza por capas para evitar que las partículas gruesas se depositen en la parte inferior y las finas en la zona superior (segregación del mineral), minimizando de esta forma el riesgo de canalización de la solución lixiviante, situación que genera sectores sin lixiviar y afecta negativamente el porcentaje de extracción de la especie útil. Primera entrante (Refino de Extracción por solvente). Una vez completado el proceso de carguío de la pila es necesario comenzar a irrigar la solución sobre la corona, ya sea empleando aspersores o goteros, esta primera solución de irrigación se conoce como primera entrante y normalmente corresponde a refino proveniente del proceso de extracción por solvente.

Recirculación Una vez que la solución es drenado de la pila, la solución se recircula por un periodo de tiempo para procurar tiempo de contacto entre el mineral y la solución lixiviante y de ser necesario se debe ajustar la cantidad de ácido de la solución para favorecer la cinética de disolución de la especie útil. El periodo de recirculación depende de las concentraciones de cobre y/o ácido libre presente en la solución drenada.

Avance (Drenajes de lixiviación) Alcanzadas las condiciones requeridas de concentración de cobre y ácido libre, se extrae la solución concentrada. Esta extracción se obtiene por desplazamiento, tipo pistón, de la solución concentrada por otra más diluida. Generalmente las primeras soluciones salientes (PLS) van al proceso posterior (SX) por su alto contenido de cobre, mientras que las siguientes pasan a piscinas de ILS o refino desde donde reingresan a la pila. Lavado El lavado corresponde a la etapa de desimpregnación del mineral agotado, y tiene por objetivo recuperar la mayor cantidad de solución extractante y cobre disuelto. El agua de lavado, normalmente, es del orden del 30 a 35% del peso de mineral cargado.

18


Drenaje de lavado El ripio antes de retirarlo como en el caso de una pila renovable o abandonarlo en una pila permanente, se deja en reposo para drenarlo o que percole la mayor cantidad de solución contenida, entre los límites de humedad de precolación y de humedad de impregnación del mineral ya agotado.

Descarga Esta etapa se realiza solamente en las pilas renovables y consiste en retirar el ripio (mineral agotado) para reutilizar la superficie impermeable con una nueva carga de mineral.

2.4.2 Sistemas de Lixiviación en Pilas Desde el punto de vista de la utilización del piso y carpeta de impermeabilización, las pilas se pueden clasificar en:

Pila Permanente o de piso desechable: Es aquella en el que el mineral depositado en la pila, una vez completada la lixiviación no se retira, esto es, el ripio resultante queda en el mismo piso. Este tipo de pila se aplica a minerales de muy baja ley, que tienen una baja recuperación y una cinética de lixiviación muy lenta. También se usa en la lixiviación secundaria de ripios. Es necesario disponer de un amplio espacio. Entre las características se pueden mencionar que se diseñan pilas altas. Se cargan sucesivos lechos de mineral, dependiendo su altura de las necesidades de oxigenación del mineral. Pila Renovable o de piso reutilizable: En esta pila el ripio resultante de la lixiviación es retirado para reemplazarlo por mineral fresco. Se aplica a minerales de baja ley y de alta recuperación, y con una cinética alta de lixiviación. Se utiliza en lixiviación primaria. Entre las características podemos mencionar que se diseñan pilas relativamente bajas para permitir una rápida carga y descarga del material, generalmente hasta unos dos metros de altura.

19


Tabla 2.4.1 : Aspectos comparativos de Tipos de Pilas PERMANENTE Campo de aplicación

Características Generales

RENOVABLE

1.

Minerales de baja ley.

1.

Minerales de alta ley.

2.

Minerales de baja extracción.

2.

3.

Cinética lenta.

Minerales de extracción.

4.

Lixiviación ripios.

3.

Cinética rápida.

4.

Lixiviación primaria de minerales

5.

Pilas relativamente bajas para permitir una rápida carga y descarga de material. Generalmente 2m.

6.

Granulometría fina.

7.

La altura queda definida por el sistema de carga y por la concentración de las soluciones a obtener.

secundaria

de

5. 6.

Amplio espacio disponible Pilas altas para lograr una alta densidad de carga de 2 material/m de pila. Generalmente 5 m o más.

7.

Buena resistencia mecánica de la ganga.

8.

Granulometría gruesa.

9.

Comúnmente diseñadas para cargas sucesivas de mineral en capas.

10. La altura queda limitada por las necesidades de oxígeno en el interior de la pila.

alta

más

2.5 SISTEMAS DE FUNCIONAMIENTO Y CONFIGURACIÓN DE LA PILA Desde el punto de vista de la operación misma, las pilas pueden adoptar las siguientes configuraciones:

Pila Unitaria: Todo el material depositado pasa simultáneamente por las diversas etapas del ciclo de tratamiento, carga, lixiviación, estruje, lavado y descarga. Se carga de una vez la totalidad de la pila y se descarga de una vez al término del ciclo de tratamiento. Se aplica en Plantas de Beneficio de baja capacidad. Operación más simple y flexible. Pila Dinámica: En una misma pila coexisten materiales que están en diversas etapas del ciclo de tratamiento. En cada período o etapa que puede ser diaria o múltiplo de la capacidad diaria, descarga un módulo y carga otro módulo; los cuales se adosan directamente a los respectivos sectores de la pila, con la condición que no haya contacto entre la mena fresca y el ripio agotado. De esta forma la pila queda constituida por “subpilas internas”. Con este sistema se consigue una menor inversión unitaria por mejor aprovechamiento del piso impermeable. Los ciclos de operación son regulables y selectivos. Las concentraciones de las soluciones son muy constantes y regulables durante todo el proceso de lixiviación.

20


Una observación importante es el hecho que este tipo de pila se considera de base cuadrada. Esta aseveración permite concluir que los lados de ellas son iguales, esto es, A = B y a = b, por lo que la ecuación (3.3.4.1) se reduce a: (A - a)/2

V

AP

3

( A2 a 2

a

Ec. 2.3.4.4

A x a)

AP AR A

El volumen de la pila es función del tonelaje ( T ) a tratar y de la densidad aparente (PEA) del mineral (densidad que considera los espacios o huecos del mineral y es función de la granulometría de éste). Por lo que: T Ec. 2.3.4.5 V (m 3 ) PEA Para determinar la necesidad de carpeta, es imprescindible conocer las dimensiones de la base, en este caso “A”. Reemplazando en la ecuación (2.3.4.4) , los valores de “a” y “a2” obtenidos de la ecuación (2.3.4.3), y simplificando , se obtiene: V

AP

3

(3 A

2

6 A ( AP ) tgAR

4 ( AP )2 ) tg 2 ( AR )

Ec. 2.3.4.6

Utilizando el valor del volumen dado por la ecuación (2.3.4.5), reemplazando en la ecuación (2.3.4.6) y arreglando, se obtiene:

A

( AP )2 tg ( AR )

AP x T PEA

( AP )

( AP ) 4 3 tg 2 ( AR )

m

Ec. 3.3.4.7

El resultado considerado, en metros, será el mayor valor positivo entregado por la ecuación (2.3.4.7). Con esta dimensión y el valor de “a” obtenido de la ecuación (3.3.4.3), se pueden determinar la superficie de la base (A2) y la superficie de la corona (a2).

22


2.7 VARIABLES Y PARÁMETROS OPERACIONALES A continuación se describen las variables que tienen la mayor incidencia en la operación de Lixiviación en Pilas:           

La granulometría del mineral. Las dosificaciones de agua y ácido en el curado. El grado de aglomeración de los finos durante el curado y el consecuente aumento de permeabilidad. Altura de la pila. El contenido de agentes lixiviantes activos en las soluciones y su subsiguiente regeneración. El ritmo de regado de las soluciones. La duración de los ciclos de lixiviación. Lixiviación y reposo Tasa de riego, Niveles Freáticos Geometría malla de riego Humectación

Optimizando alguna de estas variables, se logra aumentar las expectativas de este proceso, en términos de obtener mejores recuperaciones de los contenidos oxidados del mineral y también un importante avance hacia la lixiviación de los sulfuros secundarios. El Sistema de lixiviación en pilas se utiliza para lixiviar minerales oxidados, mixtos y sulfurados de cobre, con leyes que varían entre 0,8 y 3 % en cobre e incluso superiores. Los ciclos de lixiviación son variables dependiendo del tipo y naturaleza de las especies y ley del mineral, siendo a lo menos de 5 semanas y a lo más de 10 a 12 meses (lixiviación bacteriana de sulfuros). C o m p o r ta m ie n to d e u n m in e r a l % , n ó i c c a r t x e e d e j a t n e c r o P

b a jo l ix iv ia c i ó n

100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

Meses O xi d o

M i x to

S u l fu r o

Figura 3.3.3: Comportamiento de un mineral bajo lixiviación

23


2.7.1 Granulometría del mineral Para que la lixiviación en pilas sea económicamente viable, por ejemplo, para tener un porcentaje de extracción adecuado en un período corto es necesario chancar el mineral a un tamaño óptimo. Del tamaño del mineral depende, principalmente, la velocidad de extracción (cinética de la lixiviación). El tamaño del mineral adecuado varía con el tipo y características del mineral a tratar. En la figura 3.6 se muestran las curvas de velocidad de extracción para diferentes tamaños de un mineral porfirítico de cobre oxidado. En las abscisas se indica el tiempo de lixiviación en días y en las ordenadas el porcentaje de extracción. Con un tamaño de mineral chancado a -25 mm (-1”) se obtiene una extracción del 70 % de cobre en 50 días de lixiviación; con el mismo mineral chancado a -50 mm (- 2”) y a -100 mm ( 4” ) resulta una extracción de 60 y 47 % respectivamente, que corresponde a las pruebas de lixiviación en una columna de 3 m de largo y 30 cm de diámetro; y cuyos datos se observa en la figura 3.6 indicada. De estos resultados se concluye que este mineral requiere un circuito de chancado primario y secundario, para obtener la misma recuperación de cobre. EXTRACCIÓN vs TAMAÑO 90 80

n c h - 1 i m m - 2 5

70 n ó i c c a r t x E %

60

c h - 2 i n m m - 5 0

50 40

4 i n c h m m 0 0 1 -

30 20 10 10

20

30

40

50

Días

Figura 2.3.4: Efecto del tamaño de mineral en la extracción

Las Pruebas Metalúrgicas de Lixiviación en columnas es una técnica usada para la evaluación del factor tamaño versus por ciento de recuperación para ser aplicadas a la lixiviación en pilas.

24


Se puede obtener una extrapolación de los datos obtenidos en columnas para las condiciones de producción a escala industrial. En algunos casos es necesario efectuar pruebas de lixiviación en pilas a escala piloto.

2.7.2 Perfiles de concentraciones en drenaje El perfil o gradiente de concentración de los drenajes depende de todas las variables mencionadas anteriormente, pero se puede apreciar una notoria diferencia entre el perfil de concentración de las soluciones provenientes de la lixiviación de un material oxidado y un sulfuro, siendo las concentraciones de los óxidos muy concentradas y muy estables en comparación a los minerales sulfurados, este comportamiento se relaciona con la mayor cinética de disolución de las especies oxidadas.

Comportamiento de un perfil de concentraciones de drenaje para minerales oxidados y sulfurados. 60 e 50 d n l 40 ó i p c g , a r e r 30 t n b e o c c 20 n o 10 C

0 0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

55

60

65

Días Oxido

Sulfuros

Figura 2.3.5: Perfil de concentración de las soluciones de drenaje de minerales oxidados y sulfurados

La concentración de cobre en las soluciones fuertes varía entre 55 a 15 gpl, dependiendo de la mineralogía del mineral (óxidos/sulfuros), la ley, dosificación de ácido en el proceso de curado, tiempo de curado, altura del lecho y tasa de regado aplicada, entre otras, obteniéndose extracciones superiores al 70% de cobre.

25


2.7.3 Dosificación de ácido en el proceso de curado El ácido sulfúrico concentrado adicionado en el proceso de curado es una variable de alta importancia porque influye directamente en el control químico de la reacción global de lixiviación. La interacción del ácido concentrado más agua genera un alto potencial oxidante que sulfata las especies oxidas presentes en la mena, por otra parte, la adición de ácido permite neutralizar las especies consumidoras de ácido de la ganga (compuestos básicos) y finalmente ayuda como ligante en el proceso de la formación del aglomerado. En la practica existen minerales más consumidores de ácido que otros siendo el rango de consumo de 5 a 80 Kg de ácido por tonelada de mineral, este amplio rango está sobre la base de la presencia de gangas básicas o con presencia de especies mineralógicas del tipo carbonatos, luego la dosificación de ácido en el proceso de curado es de mucha importancia pues si no se neutraliza con energía la ganga en la etapa de curado, el aumento de consumo de ácido será muy alto en la etapa de lixiviación, lo que lleva a aumentar los costos de ácido en el proceso. Con respecto a la extracción de cobre, generalmente es en esta etapa donde el mayor porcentaje es recuperado siendo su rango de extracción entre 10-50% de la recuperación global, el restante porcentaje se recupera en la etapa de lixiviación.

Comportamiento de un mineral oxidado bajo ácido del curado 70 % , n 60 ó i c c 50 a r t x e 40 e d 30 e j a 20 t n e c r 10 o P 0 0

10

20

30

40

50

60

Dosificación de acido aglomerado, Kg/T

Figura 2.3.6: Comportamiento de un mineral oxidado bajo ácido de curado

26


Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación 100 e d % , n e ó j a i t c n c e a r c r t o x P e

80 60 40 20 0 0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

110

Días Cinetica s in c ur ado

Cinetic a c on c ur ado

Figura 3.3.7: Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación 2.7.4 Permeabilidad total de la pila Es la capacidad que tiene la carga de mineral de la pila para dejar escurrir libre y uniformemente la solución lixiviante a través del área transversal total del lecho de la carga. Es la suma de la permeabilidad de los fragmentos individuales de las partículas de roca (porosidad) y de los espacios huecos o vacíos dejados entre estas partículas de la carga de mineral. La permeabilidad de la pila depende de la granulometría del mineral. Hay dos criterios que se deben satisfacer para asegurar una máxima exposición del mineral a la acción de la solución lixiviante:  

La pila debe ser uniformemente permeable al flujo de la solución. La solución debe ser uniformemente distribuida sobre la superficie de la pila.

Una baja permeabilidad o una permeabilidad no uniforme de la pila puede causar los siguientes problemas durante la lixiviación:    

27

Empozamiento de la solución en la parte alta de la pila. Canalización de la solución a través de la pila (vías de escurrimiento preferencial), produciendo zonas crudas que no permiten el ataque de la solución lixiviante. Rebalse de las soluciones por los costados de la pila, sin penetrar por el lecho del mineral. Tiempo excesivamente largo de lixiviación y una baja recuperación.




Altura del lecho

Esta variable esta relacionada con el consumo de ácido y la aireación. En la práctica la concentración de ácido de la solución de riego disminuye cuando este se introduce o profundiza en el lecho, siendo lógico pensar que la avidez química disminuye por la presencia de la ganga en los primeros metros del lecho, consumiéndose y bajando la selectividad química de la lixiviación en los metros finales. Otra consideración que existe en la practica es que a menor altura el oxigeno puede introducirse con mayor facilidad a lo alto del lecho generando oxidaciones y reducciones de las especies de la ganga como la oxidación de las especies mineralógicas de cobre.

Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación bajo distintas altura de pilas 100 e 80 d s % e , 60 n e r o b i c o 40 a r c t 20 x E 0

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

55

60

65

Días 2metros

3,5metros

4,5metros

Figura 2.3.8: Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación bajo distintas altura de ilas

2.7.5 Lixiviación de Sulfuros La química de las especies sulfuradas es más compleja y su disolución es por un mecanismo de óxido-reducción, en consecuencia necesitan de un agente oxidante y condiciones de pH para efectuar su disolución. El agente oxidante más común es el ión férrico, el cual es generado en la lixiviación misma del mineral o por la oxidación del ión ferroso a férrico por la acción de las bacterias que catalizan esta oxidación.

28


Las principales especies sulfuradas de cobre presentes en minerales mixtos de cobre son de enriquecimiento secundario, principalmente calcocita y bornita, de cinética de disolución más rápida respecto de otros sulfuros de enriquecimiento primario, como covelina y calcopirita. Comportamiento de un mineral sulfurado bajo lixiviación (Alto porcentaje de calcosina) 100 e d % , n e ó j a i c t n c e a r c r t o x P e

80 60 40 20 0 0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

Meses Quím ica

Bacterial

Figura 2.3.9 : Comportamiento de un mineral sulfurado bajo lixiviación (alto orcenta e de calcosina 2.8 EVALUACIÓN DEL PROCESO El cálculo de la extracción o recuperación del proceso puede realizarse por análisis de soluciones o por análisis de cabeza y ripios.

Vi , Ci

A,a

T, t

LIXIVIACIÓN

Vr, Cr

% R

S

29

=

V r

* C

r

− V i

*

A a

* C

i

100

x

%R T

=

A *a−T*t A *a

x100


Donde: % RS : Recuperación por soluciones % RT : Recuperación por análisis de cabeza y ripios Vr : Volumen final de solución, l Vi : Volumen inicial de solución, l Cr : Concentración de cobre en la solución final, g/l Ci : Concentración de cobre en la solución inicial, g/l A : Gramos de mineral en alimentación (base seca) a : Ley de cobre en alimentación t : Ley de cobre en ripio. El consumo de ácido puede expresarse en términos del ácido consumido por unidad de mineral o por unidades de cobre extraído. Generalmente se mide en Kg ácido/ tonelada mineral o en Kg ácido/ k g cobre.

CA =

V i

* H

i

− V r

* H

r

CA =

V i * H i

A

− V r

* H

r

A * a * R

Hi : Concentración en g/l de ácido al inicio de la lixiviación Hr : Concentración en g/l de ácido al término de la lixiviación.

2.9 Pila de Lixiviación 2.9.1 Características del mineral de lixiviación oxidado El mineral de lixiviación primero se extrae, se chanca y se aglomera. Luego, se transporta a la pila de lixiviación mediante una serie de correas transportadoras y el apilador lo deposita en la pila de lixiviación. En la etapa de chancado, el mineral es chancado de forma tal que el 80 por ciento de las partículas de mineral tengan menos de 1/2 pulgada de diámetro y el 100 por ciento del mineral tenga un diámetro inferior a ¾ de pulgada. El mineral contiene 0,7 a 1,0 por ciento de cobre soluble. El cobre soluble está presente en forma de un mineral, que se disuelve fácilmente en una solución de ácido sulfúrico. El principal componente de mineral de cobre del mineral es una mezcla de brochantita y antlerita. El cobre en este mineral se disuelve relativamente rápido en una solución de ácido sulfúrico. Los otros componentes de mineral que contienen cobre en el mineral principal son la crisocola [(CuAl)2H2Si2O5.H2O] y cobre nativo oxidado (Cuo2). El cobre en estos minerales se disuelve lentamente en una solución de ácido sulfúrico. La mayor parte de este cobre no se recuperará durante la operación de lixiviación.

30


El mineral también contiene una variedad de minerales arcillosos, tales como ilita, moscovita y sericita. Estos minerales no contienen cobre.

2.9.2 Construcción de la pila de lixiviación La base de la pila es tierra natural compactada con una inclinación general ascendente de 1 a 5 grados, que va de oeste a este. Sobre el suelo, se pone cuidadosamente una capa de tierra especialmente seleccionada. Esta capa ayuda a proteger el único revestimiento de 60 milésimas de pulgada de HDPE (polietileno de alta densidad) que se pone a continuación. Ésta es la barrera impermeable que recoge las soluciones de lixiviación y evita la pérdida de solución hacia el suelo. El revestimiento impermeable se extiende para traslapar un revestimiento similar colocado en las zanjas colectoras de solución que rodean el borde de la pila. Sobre el revestimiento, se coloca una serie de tuberías colectoras de 4 pulgadas. Luego, se coloca otra capa de material cuidadosamente seleccionada. Esta capa tiene aproximadamente 0,6 metros de espesor y es la última capa de preparación antes de colocar el mineral. Entre el mineral y esta capa, se coloca una serie de tuberías colectoras de 6 pulgadas. Las tuberías colectoras recogen la solución de lixiviación que drena hacia el fondo de la pila. Esta solución es dirigida al oeste, hacia las tuberías colectoras principales analizadas más adelante en esta descripción. La pila de lixiviación está construida sobre una superficie preparada especialmente, como se ilustra en la Figura 2.10.

Figura 2.10: Pila de lixiviación y revestimiento

31


La pila de lixiviación está construida en capas. Estas capas también se denominan pisos. Una vez que se ha puesto suficiente mineral en un piso y el piso está debidamente preparado, se colocan las tuberías de distribución de solución sobre la superficie del piso superior. Se conectan las tuberías y comienza el ciclo de lixiviación. La construcción de los pisos es un elemento importante en la operación del área de lixiviación, debido a que la programación del área de lixiviación debe tomar en cuenta el avance de la construcción de los pisos de lixiviación.

2.9.3 Sistema de distribución y recolección de solución 2.9.3.1 Distribución de la solución La solución de lixiviación se distribuye hacia la pila de lixiviación a partir de dos fuentes: la solución de refino y la ILS (solución de lixiviación intermedia). La solución que se usa en cualquier área de la pila en un momento dado depende de un programa de lixiviación predeterminado. Por lo general, la ILS se usa para producir la PLS de mayor ley y el refino, para producir la ILS de menor ley.

Estaciones portátiles de control de flujo Para controlar el flujo de solución hacia la pila, hay cinco estaciones portátiles de control de flujo. Cada estación está dedicada a una faja. Cada estación portátil de control de flujo tiene cuatro líneas que se extienden sobre la pila de lixiviación. Las líneas de solución principales de refino y de ILS van en dirección norte a sur, en el lado oeste de la pila de lixiviación. Las tuberías se colocan en zanjas revestidas con HDPE. La tubería hacia las estaciones portátiles de control de flujo sale de estas líneas principales de solución. Las estaciones portátiles de control de flujo constan de un flujómetro magnético y una válvula de control. Además, hay válvulas de mariposa para aislar el flujo de solución de las líneas principales de refino y de ILS. A medida que la solución fluye hacia la estación portátil de control de flujo, primero se encuentra con el flujómetro magnético. Este instrumento tiene el mismo diámetro interno que la línea de 12 pulgadas que se conecta a las líneas principales de solución. El flujómetro magnético mide el caudal de solución y transmite esta lectura de flujo a la sala de control de SX. Aquí se indica el flujo y se registra el flujo total que pasa por el tubería. También se usa la señal de caudal para el control automático del flujo. Cuando la solución pasa el flujómetro, entra a una sección de tubería de 8 pulgadas. En esta sección de tubería, se instala una válvula de control de flujo. Ésta es una válvula de bola con un actuador accionado eléctricamente. El motor eléctrico que opera al actuador es controlado automáticamente por el DCS, en base a la lectura de flujo del flujómetro magnético. De esta forma, el DCS puede mantener un flujo prefijado por el operador a través de la tubería, ajustando la abertura de la válvula. Una vez que la solución sale de la válvula de control de flujo, entra a otra tubería de 12 pulgadas, que lleva la solución al sistema de distribución de la solución de lixiviación, sobre la pila.

32


Figura 2.11: Tubería principal de solución

Sistema de distribución de solución del bloque Cada línea de la estación portátil de control está dedicada al control del flujo de la solución en un bloque dentro de la faja. Dentro de cada bloque, hay cinco líneas matrices secundarias de 160 metros, equipadas con válvulas de mariposa de 6 pulgadas para aislar y controlar el flujo de la solución. Los tubos de los goteros tienen aproximadamente 45 metros de largo y salen de cada una de estas líneas matrices secundarias. Los tubos de los goteros están separados aproximadamente 0,76 metros. Esto se muestra en la Figura 2.12 y se entregan más detalles en la Figura 2.13.

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Figura 2.12: Vista de planta de la tubería del bloque de lixiviación

Las líneas matrices secundarias constan de tramos cortos de tuberías de cloruro de polivinilo (PVC) que pueden ser transportados por una o dos personas. Las tuberías se unen con acoplamientos de desconexión rápida. Hay una serie de tubos de 1/2 pulgada de diámetro (12 mm de diámetro) conectados a las líneas matrices secundarias, las cuales se extienden por la superficie del bloque. Cada tubo de gotero tiene un grupo de goteros a intervalos de aproximadamente 0,6 metros en toda su longitud. La Figura 3.3.13 ilustra con mayor detalle las líneas matrices secundarias.

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Figura 2.13: Detalle de una matriz secundaria

La operación de los goteros en los tubos de goteros es vital para el éxito de la operación de lixiviación.

Principio de operación Goteros a presión El objetivo del gotero es controlar en forma precisa el flujo de solución de lixiviación que va a cada área de la pila de lixiviación. El gotero reduce la presión en el tubo de gotero desde aproximadamente 138 kPa en la entrada del gotero a 0 kPa en el orificio de descarga de la solución. Esto se logra gracias a una serie de orificios perforados en el gotero. El diseño de estos orificios también controla el caudal de descarga del gotero a aproximadamente, 8 litros por hora. En la Figura 3.3.14 se ilustra el gotero a presión.

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Los goteros están insertos en el tubo de goteo a intervalos aproximados de 0,6 metros. El gotero está fijo en el tubo, con la admisión del gotero cerca del centro del tubo. Esto ayuda a reducir la cantidad de partículas que entran al gotero, ya que las partículas tienden a desplazarse por el fondo del tubo de goteo. Si entran partículas al gotero y son muy grandes como para pasar por los orificios, se pueden alojar en el orificio, deteniendo el flujo. Debido al bloqueo, se acumula presión detrás de la partícula. Debido a que el orificio está hecho de un material de silicona flexible y se puede expandir hasta 50 veces su tamaño nominal, a medida que se acumula presión detrás de la partícula, ésta es forzada a pasar por el orificio que se expande y a la siguiente cámara del gotero. Luego, el orificio vuelve a su tamaño y operación normales. Finalmente, la partícula pasa por todos los orificios y es descargada en la pila de lixiviación.

Figura 2.14: Gotero a presión

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Sistema de recolección de solución Se han instalado tuberías colectoras (una tubería colectora secundaria de 24 pulgadas de diámetro y dos tuberías colectoras primarias de 40 pulgadas de diámetro) en el revestimiento de HDPE en una zanja de la base oeste de la pila de lixiviación. Estas tuberías recogen y transportan la solución de lixiviación a las piscinas de solución. Hay un colector de 40 pulgadas para la ILS y un segundo colector de 40 pulgadas para la PLS. Las tuberías y el revestimiento están cubiertos por una capa de drenaje de un tamaño máximo de 500 mm de roca harneada. El sistema colector se muestra en el corte transversal en la Figura 2.15.

Figura 2.15: Corte transversal del sistema colector de solución

Durante la operación normal, fluye un gran volumen de solución a través de la pila. Si el operador deja de agregar solución nueva en la parte superior de la pila, la solución sigue fluyendo fuera de la pila y hacia la piscina durante algún tiempo. Parte de la solución queda atrapada en la pila. La parte que fluye fuera de la pila se denomina drenado de la pila de lixiviación (efluente). Cada piscina de solución de PLS y de ILS tiene una capacidad de 54.000 metros cúbicos y pueden almacenar aproximadamente 16 horas de drenado de la pila de lixiviación.

Operación en las pilas de lixiviación Las soluciones de lixiviación (tanto refino como ILS) son distribuidas en la parte superior de las pilas de lixiviación durante la operación normal. Las soluciones escurren por los pisos y disuelven el cobre del mineral aglomerado. Cuando las soluciones llegan al revestimiento impermeable, son recolectadas en las tuberías colectoras y se envían a las piscinas de solución. Bloques y ciclo de lixiviación

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Tabla 2.3: Terminología de las pilas de lixiviación Término Ancho Profundidad Largo Área Faja Base 160 m 6 m* Variable— Aproximadamente hasta 900 m 144.000 m2 Bloque Ancho superior 6 m* 225 m Normalmente 160 m 36.320 m2 Piso 1.760 m 6 m* Variable— Aproximadamente hasta 900 m 1.584.000 m2 * Los aglomerados son apilados a una altura de 6 m. Después de aplicar las soluciones de lixiviación, el material se compacta y la altura del piso disminuye en cierta medida. La Tabla 2.4 muestra las características de la solución de lixiviación utilizada para lixiviar el mineral.

Tabla 2.4: Características de la solución de lixiviación Constituyente Refino (g/l*) ILS (g/l*) PLS (g/l*) Cobre (Cu++) 0,41 1,0 4,68 Total de hierro (Fe) 10-18 10-18 10-18 Ácido sulfúrico 9 a 10 9 a 10 9 a 10 (H2S04) pH 1,3 1,2 1,5 * Gramos de constituyente contenido en un litro de solución. En base al trabajo de análisis extensivo y a la experiencia operacional, Escondida utiliza un ciclo de 105 días en cada bloque, como se describe más adelante en la Tabla 2.5. Este período no incluye el tiempo de colocación del mineral en un piso. El tiempo para terminar la construcción de un piso varía de 3 a 6 meses, dependiendo del área del piso.

Tabla 2.5: Ciclo de lixiviación Actividad Días Curado de ácido 1 Instalación de tuberías 2 Irrigación de la pila 80 Drenaje sin riego 10 Remoción de las tuberías 2 Compactación y preparación 5 Contingencias 5 Total 105

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El ciclo está diseñado para lograr una recuperación de cobre soluble global del 85 por ciento. Si es necesario, se puede modificar en base a la experiencia y las condiciones de operación actuales. La meta global de la estrategia de control de la distribución de la solución es lograr un flujo relativamente uniforme de solución de lixiviación a través de todos los goteros de la pila de lixiviación. La operación correcta del sistema de distribución de la solución requiere una comunicación y cooperación estrechas entre los operadores de la sala de control y de terreno. Como regla general, cuando se va a alimentar solución a una línea de alimentación de bloque vacía, el operador en terreno abre completamente todas las válvulas de mariposa de 6 pulgadas de la matriz secundaria que va al bloque que se va a lixiviar. Luego, el operador en terreno debe abrir la válvula de mariposa de 12 pulgadas correspondiente de la línea principal de refino o de ILS, dependiendo de la solución que vaya a poner en los bloques de lixiviación. Este procedimiento ayuda a evitar una contrapresión excesiva en los colectores y en las líneas matrices secundarias y permite que escape el aire atrapado.

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CAPITULO III EXTRACCION POR SOLVENTE 3.1 INTRODUCCION El proceso de extracción por solvente, es el paso de un soluto o especie metálica disuelta en una fase acuosa a otra fase liquida, inmiscible con ella, conocida como fase orgánica, con el objetivo de separarla de otras especies de la solución provenientes de lixiviación. Esta operación de extracción requiere necesariamente una reextracción o recuperación de la especie extraída, la cual sirve, al mismo tiempo, para la regeneración del Extractante. Este proceso puede utilizarse para: •

•

•

•

Purificar soluciones, extrayendo selectivamente el elemento de interés y eliminando las impurezas acompañantes. Separar dos o más elementos de una solución , ya sea por extracción o reextraccion selectiva. Concentrar el elemento deseado en una fase acuosa determinada hasta un punto en que el procesamiento posterior sea rentable, y Convertir el metal acuoso a formas que simplifiquen su recuperación posterior.

Desde el punto de vista operativa, por tratarse de un circuito de líquidos, es de fácil manipulación y permite procesar grandes volúmenes, presenta además la posibilidad de incluir otras etapas intermedias se fuese necesario, como por ejemplo, precipitación durante la reextraccion o intercambio iónico como etapa previa.

3.2 CONCEPTOS BASICOS 3.2.1 EXTRACCION POR SOLVENTE. Es un proceso reversible de intercambio iónico líquido-líquido, entre dos fases inmiscibles. La fase acuosa contiene al ion metal y la fase orgánica al Extractante.

3.2.2 FASE DE EXTRACCION. Es una parte del proceso donde ocurre el intercambio iónico, en donde la fase orgánica capta el cobre y sus etapas son:

Mezclamiento: Se realiza mediante una agitación en donde se produce la dispersión y se transfiere el metal desde la fase acuosa a la fase orgánica.

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Separación: Aquí se produce la coalescencia de la dispersión y las fases orgánicas y acuosas se separan. 3.2.3 DISPERCION Y COALESCENCIA. Dispersión: Es una mezcla de dos líquidos inmiscibles distribuidos, en la cual una fase contiene a la otra. Es el resultado de la mezcla de dos fases inmiscibles mezcladas de tal forma que sea una fase homogénea y si no se separa es una dispersión. Coalescencia: Es la mezcla homogénea de dos fases inmiscibles que se separan. 3.2.4 FASE DE REEXTRACCION. Es la etapa en donde el metal captado por la fase orgánica pasa al electrolito (conductor iónico) y sus fases son:

Mezclado: Es en donde la fase orgánica cargada con el cobre se agita con solución agotada (spent) para producir la transferencia de cobre desde la fase orgánica a la fase acuosa (avance). 3.2.5 SOLUCIÓN RICA. Se designa a la fase acuosa proveniente de lixiviación, la cual posee la especie útil a recuperar, en nuestro caso el CU++, con un bajo contenido en ácido.

3.2.6 REFINO ACUOSO. Es la solución resultante del intercambio iónico, con una menor cantidad de la especie útil y con una mayor acidez. Es recirculada a la lixiviación.

3.2.7 ORGÁNICO. Es la fase formada por un solvente o diluyente orgánico (Kerosene) y el Extractante propiamente tal. Así podemos tener:

Orgánico cargado. Cuando quita el metal a la solución rica. Orgánico descargado. Cuando le quitan metal hacia la solución pobre.

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3.2.8 ARRASTRE. Perdida física de fase orgánica en fase acuosa o viceversa, en forma de pequeñas gotitas después de la Coalescencia global de las fases.

3.2.9 CARGA MAXIMA. Es la cantidad máxima de la carga útil que el reactivo es capaz de contener, por cada unidad de porcentaje de concentración del reactivo en la fase orgánica. Teniendo en cuenta que el orgánico no se descarga completamente en la etapa de re-extracción, o sea existe una carga circulante de la especie en el reactivo, entonces se trabaja con un concepto de transferencia neta.

3.2.10 TRANSFERENCIA NETA Se define como la cantidad efectiva de la especie útil, que es transportada por el reactivo desde la solución rica al electrolito y se expresa en: g/l / 1% reactivo v/v.

3.2.11 CONTINUIDAD DE FASES Es el mezclamiento de dos fases inmiscibles en donde una de ella debe encontrarse dispersa en la otra. Cuando la fase orgánica esta dispersa en la fase acuosa se habla de continuidad acuosa y si la fase acuosa está dispersa en la fase orgánica se habla de continuidad orgánica. ¿Como saber la continuidad de fases? .- Medir con un tester, si no indica lectura se está en continuidad orgánica. De lo contrario es continuidad acuosa. .- Una forma practica, es observando en una probeta al separarse las fases, el menisco que se forma: Orgánico continúo, se forma un menisco redondeado. Acuoso continúo, se forma un menisco plano.

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Figura Nº 1: Fase acuosa continua

Figura Nº 2: Fase orgánica continua

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3.2.12 RAZON DE FASES Es la proporción de flujos entre fase orgánica y acuosa que ingresan al mezclador. R.F. O/A = F.O / F.A. + R.

3.2.13 SELECTIVIDAD Es la capacidad de un Extractante de captar un metal deseable con respecto a otro indeseable. Es un parámetro que mide la captación de un Extractante ante dos especies distintas a un determinado ph.

3.2.14 CARACTERISTICAS Y DEGRADACION DE UN EXTRACTANTE Las características que debe tener un extractante orgánico son: Selectividad.

Densidad.

Reactividad.

Insoluble en la fase acuosa.

Punto de inflamación.

Tensión interfasal.

Regenerabilidad.

Viscosidad, etc.

La degradación de un extractante es la perdida de características extractivas o de coalescencia por descomposición en su estructura molecular, puede ser por oxidación del grupo activo, por hidrólisis o por ocuparse los sitios activos con algún elemento envenenante que no se extrae en forma normal.

3.2.15 LODOS INTERFACIALES O CRUD Al producirse la dispersión por efecto del mezclamiento, si hay partículas sólidas, sílice o presencia de aire en el sistema, se produce una emulsión estable, que es lo que se denomina CRUD.

3.2.16 ISOTERMA DE DISTRIBUCIÓN Es la gráfica que representa el equilibrio químico entre las fases para una determinada condición de concentración de extractante, ph del medio y concentración de la solución tratada. Estas isotermas se obtienen efectuando la transferencia entre dos licores en estudio utilizando diversas razones de fases y graficando concentraciones de cobre en medio acuoso y orgánico para cada caso.

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3.2.17 EFICIENCIA DE EXTRACCIÓN Y DE REEXTRACCIÓN Eficiencia de Extracción. Es la razón que existe entre la diferencia de concentración de cobre en la fase acuosa sobre la concentración de cobre alimentado por 100, así: Ef. Extracción =

Diferencia Concentración Cobre Acuoso x 100 Concentración de Cu alimentado.

Eficiencia de Reextracción. Es la razón que existe entre la diferencia de concentraciones de cobre en la fase orgánica sobre la concentración de cobre orgánico cargado por cien, así: Ef. Reextracción =

Diferencia Concentrado Cobre orgánico x 100 Concentrado Cobre orgánico cargado.

3.2.18 COEFICIENTE DE DISTRIBUCIÓN Es la razón entre la concentración del metal en la fase acuosa, en el equilibrio. M+m* Ke

=

+

mHR (MRm)o (HR)om

MRm*

+

mH+

(H+m)a (M+m)a

Donde: (HR) o: Es la concentración del extractante no transformado en la fase orgánica. (MRm) o: Es la concentración del compuesto metalquelato formado. D

= Concentración metal fase orgánica = Concentración metal fase Acuosa

K = D

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(MRm) o ( M+m)A

(H+)Am (HR)oA


Despejando el coeficiente de distribución D, se tiene D =

K (HR)om ( H+m)A

Aplicando logaritmo se tiene log D = log K + mpH + mlg (HR)o. El coeficiente de distribución con el PH e indica que la extracción esta afectada por el PH de la solución, así como por la naturaleza del agente de extracción y del metal acuoso. En la figura siguiente se puede observar este efecto y su importancia para la extracción individual de los elementos para la separación de varios metales acuosos.

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El coeficiente de distribución es la variable más importante en el proceso de extracción por solventes, ya que, al variarlo de manera controlada se podrá obtener la separación deseada de los metales.

3.3 EXTRACCION POR SOLVENTES EN LA INDUSTRIA DEL COBRE La extracción por solventes en la industria del cobre se remonta a 1965, su éxito operacional y metalúrgico se ha traducido en la instalación de numerosas plantas industriales, que operan en su gran mayoría con el siguiente circuito.

LIXIVIACION- EXTRACCION POR SOLVENTES- ELECTRO OBTENCION bajo este contexto SX define a un proceso de purificación y concentración de soluciones, generando soluciones aptas para su posterior tratamiento electrolítico y comercialización directa del cátodo obtenido. Su aplicación en la industria del cobre ha posibilitado en beneficio de menas oxidadas que por métodos tradicionales sería antieconómico procesar. Así, ha permitido tratar minerales de Baja Ley (Ripios, desmontes, Lastres) o soluciones diluidas (Aguas de minas, Soluciones Descarte) con niveles variables de impurezas, obteniéndose soluciones concentradas y puras, aptas para electro-obtención. Otra gran ventaja del proceso es la de permitir una operación de electro - obtención con altas densidades de corriente y con eficiencias de corrientes por sobre 90 - 92%, obteniéndose cátodos de alta pureza química y óptima calidad física. Además esta técnica permite separar el cobre de otros valores recuperables eligiéndose en forma adecuada de extractante, el cual puede actuar en forma selectiva y con gran flexibilidad en la operación. Una vez extraído el cobre, puede extraerse otros elementos de valor o bien, pueden ser recuperados previamente estos otros elementos y luego ser extraído el cobre. Un ejemplo típico del primer caso es la extracción de Uranio a partir de soluciones de Lixiviación ya pobres en cobre y el segundo caso se presenta, por ejemplo, cuando en las soluciones obtenidas es la Lixiviación de calcinas de tostación, que contienen cobre y molibdeno, se separa primero el molibdeno y luego puede recuperarse el cobre. Finalmente, el proceso completo de lixiviación Extracción por solvente - Electroobtención no presenta mayores problemas de contaminación ambiental y en particular, un análisis comparativo frente a la alternativa tradicional lixiviación -

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cementación, le otorgaría ventajas debido principalmente al alto costo de la chatarra, mayores consumos de ácido y baja calidad y pureza del producto que se obtiene en cementación.

3.4 ASPECTOS GENERALES DE SX La solución rica de lixiviación (PLS) producida en la lixiviación en pilas está demasiado diluida en contenido de cobre y es demasiado impura para una producción directa de cátodos de alta pureza. La electroobtención de estas soluciones produciría depósitos de cobre impuros, blandos, dendríticos (ramificados o con forma de árbol), que darían como resultado cátodos inaceptables. La electroobtención requiere un electrolito entrante a celda de 43 g/L de cobre (ER). Esto asegura que los iones de Cu++ estén siempre disponibles para depositarse sobre la superficie del cátodo y proporciona un producto de cobre catódico suave, denso, de alta pureza y listo para comercializar. La extracción por solventes proporciona el medio para producir un electrolito puro con alto contenido de Cu++ a partir de las soluciones diluidas impuras de lixiviación. En la extracción por solventes, el cobre (Cu++) contenido en la PLS (fase acuosa) se transfiere a un extractante que se ha mezclado previamente con un diluyente orgánico. La mezcla de extractante y diluyente se denomina fase orgánica. La característica principal del extractante es su selectividad para el cobre; el extractante saca el cobre de la fase acuosa, pero muy poco de lo demás iones. La transferencia de cobre hacia y desde la fase orgánica es una reacción reversible que es controlada por la concentración de ácido sulfúrico en la solución acuosa. Las soluciones de ácido débiles o con bajo contenido de ácido permiten que el cobre se traslade hacia la fase orgánica. Las soluciones altamente ácidas reextraen el cobre de la fase orgánica. La extracción por solventes del cobre consiste en: Contactar el PLS (acuoso) que contiene Cu++ con una fase orgánica específico para el Cu++. De esta manera, el Cu++ es extraído de la solución de fase acuosa hacia el orgánico. Separar por diferencia de gravedad específica la solución de lixiviación de fase acuosa agotada de cobre (refino) del extractante de fase orgánica cargada de cobre. Devolver el refino a las pilas de lixiviación. Lavar la fase orgánica para reducir la transferencia de impurezas. Enviar la fase orgánica cargada para que contacte al electrolito débil de electroobtención que contiene nominalmente 38 – 40 g/L Cu++. Esto reextrae el Cu++ desde la fase orgánica cargada hacia el electrolito, esto debido a la concentración de ácido presente en el EP (180-200 G/L).

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Separar por diferencia de gravedad específica la fase orgánica reextraído del electrolito de la fase acuosa enriquecida. Devolver la fase orgánica reextraído (orgánico descargado) para que contacte a la solución rica de lixiviación (PLS). Enviar el electrolito enriquecido (llamado rico y ER) hacia las celdas columnares. Devolver el electrolito parcialmente agotado (denominado débil y electrolito pobre EP) desde la nave de electroobtención hacia la etapa de reextracción para que se contacte con la fase orgánica cargada para el relleno de Cu++. Los efectos de la velocidad del mezclador, el porcentaje de extractante, el tiempo de residencia, el contenido de ácido en la fase acuosa y la temperatura de solución son los siguientes: Una mayor velocidad del mezclador produce una mezcla más íntima. Sin embargo, una mayor velocidad de mezcla produce gotas más pequeñas y por lo tanto, un mayor arrastre y una separación menos efectiva en el decantador. Si todo lo demás permanece constante, un mayor porcentaje de extractante en la fase orgánica mejora la recuperación pero aumenta las pérdidas en el refino debido a una mayor viscosidad. Dado que el volumen de la mezcla se fija con las dimensiones físicas de los cajones mezcladores, un menor flujo produce un mayor tiempo de residencia que, a su vez, produce un alcance más cercano al equilibrio. Sin embargo, puede producir una sobremezcla y por lo tanto, un mayor arrastre. Un mayor contenido de ácido en la fase acuosa tiene efectos diversos en las distintas etapas. Un mayor contenido de ácido en la extracción disminuye la recuperación. Un mayor contenido de ácido en la reextracción mejora la reextracción, pero también aumenta la posibilidad de cristalización del sulfato de cobre. Un alto contenido de ácido en W-1 produce una reextracción no deseada de cobre desde la fase orgánica. La temperatura tiene efectos diversos en las distintas etapas. En la extracción, las menores temperaturas producen una mayor viscosidad y por lo tanto, un mayor arrastre. Las temperaturas menores también reducen la cinética del proceso que disminuye la recuperación. Se debe evitar las temperaturas bajas para impedir la cristalización de los cristales de sulfato de cobre. El proceso de extracción por solventes es continuo y se lleva a cabo en dos mezcladoresdecantadores de extracción, un mezclador-decantador de lavado y un mezclador-decantador de reextracción. El grupo de cuatro mezcladores-decantadores se denomina tren.

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3.5 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO EXTRACCION POR SOLVENTES 3.5.1 DEFINICION La extracción por solventes (SX) es un método de recuperación de cobre que utiliza una solución de fase orgánica especial para recuperar cobre en soluciones diluidas de cobre y ácido (fase acuosa), tales como la solución rica de lixiviación (PLS). La solución rica en cobre de la planta de SX se lleva a la planta de electroobtención (EW), donde el cobre es recuperado como láminas de cobre de alta pureza llamadas cátodos. 3.5.2 OBJETIVO DE LA EXTRACCION POR SOLVENTES El objetivo de la planta de SX es extraer en forma selectiva los iones de cobre desde la solución rica de lixiviación (impura y diluida) en contacto con la fase orgánica. Luego, los iones de cobre son reextraídos desde la fase orgánica a un electrolito adecuado para la electroobtención. La transferencia de iones de cobre hacia y desde la solución de fase orgánica es una reacción reversible, que es controlada por la concentración de ácido sulfúrico en la solución de fase acuosa. En la sección de extracción, la concentración relativamente baja de ácido en la PLS permite extraer los iones de cobre desde la solución de lixiviación PLS hacia la fase orgánica. En la reextracción, la reacción se revierte cuando la fase orgánica cargada se contacta con el electrolito con una concentración alta de ácido y los iones de cobre se reextraen desde la fase orgánica hacia la solución de fase acuosa (electrolito). Para comprender el proceso de SX-EW completo, visualicemos los siguientes tres circuitos interconectados. El cobre se transfiere de un circuito a otro en forma sucesiva: Circuito de solución de lixiviación. Circuito de fase orgánica de la planta de SX. Circuito de electroobtención. En cada circuito de solución de lixiviación, el PLS de la piscina de PLS, se mezcla con una solución de fase orgánica baja en cobre (fase orgánica estéril) en la sección de mezcla de un mezclador-decantador de extracción. La mezcla de las dos soluciones insolubles se llama emulsión o dispersión. Mientras el PLS y la fase orgánica se mezclan, la mayor parte del cobre se transfiere desde el PLS a la fase orgánica. Luego, la emulsión se dirige hacia la sección del decantador del mezclador-decantador, donde se divide gradualmente en dos capas distintas por diferencia de densidades: una capa de fase acuosa más pesada en el fondo y una capa más liviana en la superficie. La capa de fase acuosa, ahora denominada refino, se recircula hacia la piscina de refino. La fase orgánica rica en cobre, ahora denominada fase orgánica cargada, fluye hacia un mezclador-decantador de lavado, el estanque de fase orgánica cargada, y hacia un mezclador-decantador de reextracción.

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En el circuito de Re extracción, la fase orgánica cargada se mezcla con el electrolito débil. Este electrolito débil o electrolito pobre (EP) para poder definir los términos, es una solución baja en cobre y con alta concentración de ácido que proviene de la nave de electroobtención. El EP con la fase orgánica forman una emulsión y bajo la influencia del alto contenido de ácido del EP, la mayor parte del cobre se transfiere desde la fase orgánica cargada hacia el electrolito. Luego, la emulsión se dirige hacia la sección del decantador del mezclador-decantador y nuevamente se divide gradualmente en dos capas distintas. La capa de fase acuosa del fondo, ahora denominada electrolito rico, se transfiere a través del circuito de Re extracción hacia la nave de electroobtención para la producción de cátodos de cobre. La capa de fase orgánica en la superficie, ahora denominada fase orgánica estéril, se recircula para ser utilizada en la etapa de extracción. La cristalización del pentahidrato de sulfato de cobre (CuSO4•5H2O) desde el electrolito de SX es una función de la temperatura, la concentración de cobre y el contenido de ácido sulfúrico libre. Por esto, es importante que la temperatura del electrolito rico se mantenga a 7°C por sobre el punto de cristalización

3.5.3 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO El proceso de extracción por solventes se basa en una reacción reversible de intercambio iónico entre dos fases inmiscibles ; la fase orgánica (que contiene al extractante ) y la fase acuosa (soluciones provenientes de lixiviación). ( Cu++)A + 2(HR)O

( Cu R2 )O + 2(H+)A

Subíndice: O = Orgánico A = Acuoso El sentido de la reacción está controlado por la acidez (pH) de la solución acuosa. En el proceso global de extracción por solventes intervienen dos etapas: de Extracción y de Reextracción o Stripping.

ETAPAS DE EXTRACCION La solución impureza de lixiviación, con baja acidez (pH entre 1,4 y 2,5 ), se contacta en mezcladores con la fase orgánica de muy bajo contenido en cobre (Cu) (Orgánico Descargado ). Debido a la baja acidez de la solución acuosa. El extractante de fase orgánica es un componente químicamente activo del cual se extraen iones de cobre. El extractante saca el cobre (Cu++) de la solución rica de lixiviación por la reacción:

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2RH extractante de fase orgánica estéril

+

Cu++ + SO4– – solución rica de lixiviación de la fase acuosa con bajo contenido de ácido

→

R2Cu Extractante de fase orgánica cargada

+

2H+ + SO4– – refino de fase acuosa

Donde RH es el extractante (ya sea aldoxima, ketoxima, o una combinación de ambos).

LA REACCIÓN Se desplaza hacia la derecha, obteniéndose después que ambas soluciones han pasado por todas las etapas de extracción, una fase orgánica con alto contenido en cobre (orgánico cargado) y una fase acuosa (refino) que ha entregado gran parte del cobre que contenía a la fase orgánica. En las etapas de extracción se transfiere parte del cobre de la fase acuosa al orgánico. Dado que los extractantes que se utilizan son selectivos para el cobre, las impurezas permanecen en la solución acuosa (Fe, Al, Mn, Mg, Zn, Ni, Cl-, No3, etc.). El refino es retornado a lixiviación. Por cada 1gp’1 de Cu++ que se transfiere al orgánico, se regenera en la solución acuosa 1,54 gpl de H2SO4.

ETAPA DE RE-EXTRACCIÓN (STRIPPING) El orgánico cargado obtenido en la etapa anterior se contacta con el electrólito (Spent) que retorna de la electro-obtención a SX. Debido a la alta acidez del electrólito (150 - 200 gpl de H2SO4 ), se produce la reacción inversa, es decir, el cobre de la fase orgánica es transferido a la fase acuosa. De las etapas de Re-extracción (Stripping) se obtienen dos soluciones : un orgánico descargado, que es enviado a las etapas de extracción para iniciar un nuevo ciclo y un electrólito cargado (avance), de alta pureza que es enviado a la electro-obtención para depositar el cobre extraído. La acción de reextracción es lo opuesto a la reacción de extracción que absorbe el cobre. 2H+ + SO4– – electrolito agotado de Cu+, con alto contenido de ácido

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+

R2Cu extractante de fase orgánica cargada

→

2RH extractante de fase orgánica estéril

+

Cu++ + SO4– – electrolito rellenado


3.6 EQUIPOS DE EXTRACCION POR SOLVENTES Los equipos de extracción por solventes más empleados en la industria del cobre son del tipo mezclador - decantador (mixer - settler), existiendo también equipos extractores de columnas y los contactores centrífugos. En los equipos de columna el flujo en contracorriente se logra a partir de la diferencia de densidades entre las 2 fases. La fase más liviana (el orgánico) se introduce por el fondo de la columna, ascendiendo y la fase más pesada por la parte superior. En los contactores centrífugos se emplea la fuerza centrífuga para alcanzar mezclas intensas y van seguidas de un separador de fases. La lenta velocidad de extracción que se logra en los equipos de columna pone una seria restricción a este tipo de equipos. La mayor flexibilidad y seguridad en la operación (cambios de flujo, razones de fases, recirculación) han impuesto a los equipos del tipo mixer - settler en la industria del cobre.

3.6.1 PRINCIPALES INSTALACIONES EQUIPOS MEZCLADORES - BOMBA Estos equipos tienen las siguientes funciones : Aspirar la solución de alimentación y orgánico. Mezclarlos para permitir el intercambio de Cobre entre ambas fases (o entre ambos líquidos). Impulsar la mezcla hacia los agitadores (etapa extracción) y posterior enviado hacia los estanques decantadores, en donde se produce la separación de las fases.

AGITADORES Los agitadores tienen por finalidad agitar estos dos líquidos (orgánico y acuoso ) a objeto de permitir un mejor y óptimo contacto entre ellos y de esta forma mejorar la extracción de Cobre.

ESTANQUES DECANTADORES La finalidad de estos estanques es separar los dos líquidos (fases) que son mezcladores en los equipos anteriormente indicados. Cada uno de estos estanques posee vertederos y salidas diferentes para el orgánico y el acuoso. El objetivo operacional es que ninguno de estos líquidos salga contaminado con el otro. Los estanques decantadores de extracción separan solución de alimentación y orgánico cargado.

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Los estanques decantadores de reextracción separan solución de electrolito fuerte y orgánico descargado.

FILTROS Su función es purificar el electrolito cargado, también llamado solución de avance o solución de electrolito fuerte, mediante la eliminación de los sólidos en suspensión y del orgánico que contiene esta solución. De acuerdo al sentido del flujo, los filtros se ubican a continuación de las etapas de reextracción. Generalmente, estos equipos están construidos en acero inoxidable. En su interior poseen dos medios filtrantes : una capa de arena para atrapar los sólidos y otra de antracita para atrapar el orgánico.

BOMBAS Destinadas a impulsar las soluciones a las diferentes etapas o almacenamiento del proceso. Algunas de estas bombas cumplen funciones de respaldo o stand - by.

VALVULAS Existen numerosas válvulas en las etapas de extracción y reextracción. Su función es regular y/o cortar el flujo de soluciones. La operación oportuna de estos equipos es fundamental en una paralización de la planta, así como en su puesta en servicio.

ESTANQUES ALMACENADORES Existen varios de estos equipos en las plantas destinadas a almacenar soluciones en proceso tales como : orgánico cargado, diluyente, solución de electrolito fuerte, agua, ácido sulfúrico, etc. Mención especial merece el estanque almacenador de solución de alimentación a la planta el que, por sus características de construcción, es más conocido como pozo o laguna de alimentación

3.7 PRINCIPALES SOLUCIONES QUIMICAS INVOLUCRADAS EN EL PROCESO La planta extracción por solventes se caracteriza por manejar solamente soluciones liquidas, no existiendo el manejo de sólidos propiamente tal. El caso del crudo podría ser considerado como una dispersión estable o lodo interfacial, con características de pulpa (liquido + sólido).

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3.7.1 SOLUCION DE ALIMENTACION La solución de alimentación es una solución de sulfato de cobre que contiene otros elementos químicos que son considerados impurezas. Esta solución proviene de la lixiviación que tiene lugar en el botadero o tortas de ripios. Las pilas, insitu, agitación, bacterial, etc. Esta solución contiene 7 a 9 gramos de cobre por litro y su PH es inferior a 2 ( 2 a 4 gramos de ácido por litro ).

3.7.2 SOLUCION DE ORGANICO CARGADO Se da este nombre a una mezcla de extractante y diluyente que contiene Cobre ; este último elemento ha sido extraído de la solución de lixiviación de alimentación. La solución de orgánico cargado es preparada en la planta y su principal característica es que no es soluble en una fase acuosa

3.7.3 SOLUCION DE REFINO La solución de refino es el nombre que toma la solución de lixiviación empobrecida, después que a esta se le ha extraído el Cobre en la etapa de extracción. Esta solución es enviada de vuelta a la zona de lixiviación de ripios a objeto de ser reacondicionada con agua y ácido y reutilizada en la lixiviación de los mismos. La solución de refino posee un PH del orden de 1.0 y el Cobre contenido no supera los 2 gramos por litro. Puede considerarse como solución de salida del proceso de extracción de la planta.

3.7.4 SOLUCION DE ORGANICO DESCARGADO Esta solución se diferencia de la solución de orgánico cargado en que su contenido de Cobre es menor y su condición de descargado surge al salir de la etapa de reextracción. El nivel de Cobre de este líquido es del orden de 5 gramos por litro y no debería contener acuoso ; por lo tanto tendrá un PH neutro.

3.7.5 ELECTROLITO GASTADO O SPENT Es una solución acuosa que proviene de la planta de electrodepositación. Está compuesta casi exclusivamente por Cobre y ácido sulfúrico. Se le utiliza para transferir el Cobre que el orgánico capta de la solución de lixiviación, en la planta SX, pasándolo al electrolito libre de impurezas.

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El nivel de Cobre de esta solución es de 31 a 35 gramos por litro y el contenido de ácido es de 170 a 180 gramos por litro.

3.7.6 ELECTROLITO FUERTE O AVANCE Es una solución acuosa que también contiene solamente Cobre y ácido sulfúrico. Se origina en la salida de la etapa de reextracción. Su nivel de ácido es de 140 a 150 gramos por litro. Esta solución, enriquecida en Cobre, es enviada a electrodepositación, para la obtención de cátodos por el método EW - SX.

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CAPITULO IV ELECTROOBTENCION 4.1 INTRODUCCIÓN La electroobtención es el proceso final en la producción de cobre catódico de alta pureza. En la electroobtención el cobre metálico se recupera desde una solución de sulfato de cobre ácido (CuSO4) mediante el proceso de electrólisis sumergiendo dos electrodos (cátodo y ánodo) en una solución electrolítica de cobre. Solución electrolítica:

Es una solución líquida que tiene la propiedad de permitir el paso de la corriente eléctrica. En la planta la solución electrolítica es una mezcla de agua, ácido sulfúrico y sulfato de cobre. Electrodos: Son planchas metálicas que se usan para hacer pasar la corriente eléctrica por el electrolito. El cátodo inicial (carga negativa), es una plancha de acero inoxidable 316L y el ánodo (carga positiva), es una plancha rolada en caliente de plomo-calcio-estaño. Para realizar la descomposición de la solución de sulfato de cobre, la corriente eléctrica continua (c.c) cierra un circuito; ingresa por el ánodo, atraviesa la solución electrolítica y sale por el cátodo.

4.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN El electrolito rico proveniente de las etapas de extracción por solventes es filtrado y acondicionado para el proceso de electroobtención. Las celdas en cada fila están conectadas eléctricamente en serie y los cátodos individuales están conectados en paralelo en cada celda. El electrolito a EW se bombea desde el tanque de recirculación de electrolito, hacia la línea de alimentación a celdas de electroobtención. La mayor parte del flujo de electrolito (90% aproximadamente), es bombeado directamente a las celdas, la otra parte es derivada al intercambiador de calor (electrolito a EW /agua caliente) para alcanzar una temperatura entre 47 oC a 50 oC. El electrolito se distribuye uniformemente a través de las celdas electrolíticas y sobre las caras de los cátodos gracias al marco distribuidor de electrolito. A medida que el electrolito fluye a través de la celda, el cobre se deposita electrolíticamente sobre la plancha madre (cátodo permanente), y el oxígeno es liberado en forma de gas en el ánodo. El cobre se acumula sobre la superficie de la plancha madre por un período de 5 a 7 días. Al final del ciclo de deposición , las planchas madre se cosechan (se retiran) de las celdas y se llevan a la máquina despegadora de cátodos, donde se separan las láminas de cobre

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catódico de las planchas madre. Estas planchas madre se reparan o pulen si es necesario y se retornan a las celdas de electroobtención para iniciar un nuevo ciclo de deposición de 7 días. Después de que el electrolito fluye a través de la celda, rebosa en el extremo opuesto de la admisión de alimentación a través de un cajón de rebose. El electrolito descargado (electrolito pobre), es recolectado desde el cajón de rebose, a un colector común, para luego fluir por gravedad al tanque de recirculación de electrolito. La energía de corriente continua (DC) para las celdas, es suministrada por dos rectificadores /transformadores, que operan en paralelo para suministrar energía a las celdas. El voltaje normal por celda es de 2 voltios para una densidad de corriente de 280 A/m2, con una eficiencia de corriente del 92% para obtener una calidad de cobre 99,999% de pureza. Los cátodos son conectados a la barra de contacto con carga negativa y los ánodos son conectados a la barra de contacto con carga positiva. Un rectificador de respaldo está en espera, dispuesto para suministrar energía en caso que los rectificadores principales pierdan energía eléctrica. Durante un corte de energía o una condición de parada parcial, el rectificador de respaldo suministrará una corriente baja a las celdas de electroobtención (corriente de protección), para impedir que los ánodos pierdan su capa de óxido de plomo. Si no hay una pequeña carga lenta fluyendo a través del ánodo, el recubrimiento de óxido de plomo se desprenderá, lo cual hace que el ánodo se transforme en pasivo. Si esto sucede, la electroobtención de cobre de los cátodos adyacentes se detiene hasta que la superficie del ánodo sea reactivada. Los ánodos comienzan a degradarse inmediatamente después de que se pierde la energía. Para impedir la degradación, el sistema de energía de respaldo se pone en marcha automáticamente. El generador entrega la energía necesaria para el rectificador de respaldo que proporciona suministro a las celdas de electroobtención durante el corte de energía principal.

4.2.1 Electrolito a celdas de EW A medida que el electrolito a EW fluye a través de las celdas de electroobtención, en el proceso se producen varios cambios:   

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El contenido de cobre del electrolito disminuye a medida que el cobre se deposita en los cátodos. La concentración de ácido sulfúrico aumenta, debido a la descomposición del H2O en el ánodo. La temperatura del electrolito aumenta, debido al calor producido por la resistencia y otras ineficiencias.


4.3 ELECTROQUÍMICA DEL COBRE En la electroobtención el cobre metálico se recupera por electrólisis a partir de una solución altamente ácida de sulfato de cobre (CuSO4). El proceso de electrólisis se logra haciendo pasar una corriente eléctrica continua entre los electrodos (ánodos inertes pero conductivos, y cátodos), los cuales están sumergidos en un electrolito rico en cobre (CuSO4, H2SO4 y H2O). La Figura 3.5.2 ilustra el proceso de electrólisis en una celda de electroobtención. El ánodo lleva carga eléctrica positiva y el cátodo, carga eléctrica negativa. Los iones de cobre (Cu++) son reducidos, es decir neutralizados en el cátodo por los electrones que fluyen por él, depositándose una capa de cobre metálico sobre la superficie de la plancha madre de acero inoxidable (cátodo permanente). La reacción de deposición electrolítica en el cátodo es: Cu+2 + 2 e-



Cu0

Ec. 4.1

Donde (e-) denota un solo electrón, necesitándose dos para neutralizar un ión Cu++. Sin embargo, la reacción en el ánodo es completamente diferente. El gas oxígeno se forma en el ánodo inerte por la descomposición del agua. Los iones sulfato (SO4-) se neutralizan en el ánodo formando inmediatamente ácido sulfúrico (H2SO4) y oxígeno (O2) según las reacciones siguientes: H2O



½ O2 + 2 H+ + 2 e-

Ec. 4.2

Reacción global: Cu+2 + H2O  Cu0 + ½ O2 + 2 H+ Ec. 4.3 El oxígeno producido en la reacción anterior escapa como gas en el ánodo. La reacción neta para una celda es: Cu SO4 + H2O



Cu0 + ½ O2 + H2SO4

Ec. 4.4

La ley de la fisicoquímica que gobierna la electrólisis es la Ley de Faraday, la cual se enuncia de la siguiente manera: “Cada 96 500 coulombios que pasan por una celda electrolítica alteran químicamente un equivalente-gramo de material en cada electrodo”. Un equivalente-gramo (eq-gr), se define como el peso atómico de un elemento dividido por su número de valencia (estado de oxidación). En el caso del cobre, un equivalente-gramo es igual a 63,54/2 = 31,77 gramos.

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Un coulombio se define como la cantidad de electricidad que pasa a través de conductores en un segundo cuando una corriente de un amperio está fluyendo. El coulombio también se denomina amperio-segundo. La Ley de Faraday se usa para calcular teóricamente la cantidad de cobre que se depositaría en una celda de electroobtención. Sin embargo, en la realidad el paso de toda la corriente, no deposita el cobre deseado. Por ejemplo, algunos iones H+ pueden ser neutralizados en el cátodo usando energía eléctrica. Algo de energía eléctrica también es consumida por la resistencia del electrolito al paso de la corriente y por otros factores. El resultado es que toda la energía disponible para la celda de electroobtención no se usa exclusivamente para depositar cobre sobre el cátodo. La relación entre la deposición real y la deposición teórica es conocida como eficiencia de corriente. Debido a las fugas o pérdidas de corriente, redisolución del cobre depositado y reacciones electroquímicas secundarias, el cobre realmente depositado es siempre menor que el cobre teórico calculado por la Ley de Faraday. Eficiencia de corriente

Cobre real depositado x 100 Cobre calculado teóricamen te

Figura 4.1: Proceso de electrólisis

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La densidad de corriente es una medida de la intensidad de aplicación de energía eléctrica por unidad de área y está expresada en A/m2. Se calcula dividiendo los amperios que fluyen a través de una celda, entre el área de la superficie de deposición catódica en la celda. La densidad de corriente se utiliza para expresar las ventajas y desventajas entre una producción alta y rápida sin mucha calidad y una producción baja aunque más lenta, pero con excelente calidad de depósito de cobre catódico. Además de la tensión de descomposición deben vencerse la resistencia del electrolito, resistencia de los conductores eléctricos y contactos, y aplicar una sobretensión anódica y catódica para hacer posible el proceso. El voltaje total de celda para electroobtención está en el rango de 2 a 2,5 v, comparado a solamente 0,2 – 0,25 v para la refinación del cobre. Ver Tabla 4.1.

Tabla 4.1.Voltaje total en una celda de electroobtención Potencial de descomposición para producir Cu0 Sobrevoltaje anódico Caída de voltaje en el electrolito (V = I x R) Potencial en el cátodo debido al orgánico y a la polarización Conexiones en el ánodo y cátodo, busbar (barra colectora) y pérdidas por conducción VOLTAJE TOTAL POR CELDA

Voltaje 0,9 0,6 0,05 0,05 0,5 2,1V

La energía eléctrica por tonelada de cobre producido es directamente proporcional al voltaje de celda, es decir: Donde KW / Ton de cátodo V= Voltaje CE = Eficiencia de corriente

V x 8,4 x 105 ( A h Ton 1 ) 1000 x CE / 100

La energía consumida en un proceso de electroobtención es aproximadamente 10 veces la energía consumida en un proceso de electrorefinación, es decir, 200 a 2 500 kWh/t de energía DC (2 100 a 2 700 Kwh de energía AC contabilizado por rectificación).

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4.4 EQUIPOS ASOCIADOS AL PROCESO DE E-W La nave EW contiene celdas individuales monolíticas de concreto polímero con cajones de rebalse integrales. Los ánodos son planchas roladas en caliente y hechas de una aleación de plomo, calcio y estaño. La plancha está unida a una barra de contacto de cobre. Cada ánodo está equipado con espaciadores de plástico tipo ala delta. Las planchas madre están hechas de acero inoxidable 316 L con un área para la deposición de 1 m2 ; tienen aisladores de plástico en los bordes laterales y una barra de cobre sólido soldada en la parte superior, el borde inferior de la plancha esta libre.

Figura 4.2: Esquema general de la nave EW

Celda de electroobtención Las celdas están construidas en concreto polímero (resina de viniliéster con agregado de arena de sílice inerte). Cada una está equipada con un tapón de drenaje ubicado en el fondo y en la parte lateral de la celda (en un extremo de la celda). En la Figura 3.5.4, se ilustra una celda de electroobtención. Periódicamente, las celdas deben drenarse y limpiarse del óxido de plomo que haya decantado al fondo de la celda. Antes de que pueda limpiarse una celda debe cortocircuitarse usando el marco cortocircuitador. Una vez que se ha cortado la energía eléctrica de la celda, los electrodos son retirados y la solución se drena desde

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Fi ura 4.3: Celda Electrolítica Prof. Juan Marchant Leon

la celda, luego se saca el lodo de plomo del fondo y se pone en depósitos de limpieza. Después de que la celda está limpia, se instalan nuevamente los cátodos y ánodos y se llena la celda con electrolito. Una vez que la celda está llena, se retira el marco cortocircuitador y la electricidad fluye nuevamente a través de la celda. Un extremo del electrodo hace contacto con la barra triangular de cobre mientras el otro extremo descansa sobre un material no conductor colocado entre las ranuras de cobre triangulares. La Figura 3.5.5, ilustra la relación del contacto eléctrico de los ánodos y cátodos en la barra de 4.4: cobre. Figura Esquema del contacto ánodo-cátodo

Flujo de corriente en las filas de las celdas Entre los cátodos y ánodos de cada celda fluye corriente continua del rectificador, la misma corriente fluye de una celda a otra a través de todo el circuito. El flujo de corriente va desde los rectificadores hacia los ánodos, a través del electrolito, y sigue hasta llegar al cátodo. En la Figura 3.5.6 se ilustra el sistema de aislamiento eléctrico de un extremo de cada electrodo al terminar cerca de la barra conductora de la celda opuesta. Las barras de suspensión de los ánodos y cátodos puentean las celdas. Sin embargo, cada barra de suspensión descansa sobre un soporte aislado, esto fuerza a la corriente a que fluya a través del electrolito entre los electrodos. A medida que el electrolito fluye a través de la celda, el cobre del electrolito se deposita en el cátodo por electrolisis, lo cual libera

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Figura 4.5: Sistema de aislamiento eléctrico


Hidrometalurgia[1]

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