UNIDAD 2 Conversion

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Procesos Metalúrgicos I

Unidad II

MET ALUR GI A DEL COBR E El cobre fue el segundo o tercer metal conocido por el hombre (antes que el fierro), hace 8000 años a.c. los egipcios fabricaban armas de dichos metales. La obtención del cobre a partir de sus minerales es más reciente (1500 a 2500 años años a.c.). Había transcurrido largo tiempo en la práctica de fundición de minerales de cobre, cuando de casualidad se observó que el metal obtenido en lugares distintos y por lo tanto de minerales o yacimientos diferentes presentaba características por el origen; posiblemente, cuando en algún lugar se le encontró asociado al estaño se obtuvo el bronce (se ha descubierto un espejo egipcio de esta aleación con una antigüedad probable de 1800 años a.c.). América no tuvo edad de bronce, b ronce, paso directamente dire ctamente a la del hierro. El Perú a nivel mundial posee reservas probadas de más de 6%, Chile ocupa el primer lugar con el 20%. En la figura adjunta se ve el consumo Per cápita mundial de cobre entre 1900 y 1990.

Figura 1. Consumo de cobre per cápita mundial.

World copper per capita consumption, 1900 to 1990. Data from the Minerals Yearbook, v. 1, and its predecessors (published by the U.S. Bureau of Mines, 1927-94, and the U.S. Geological Survey, 1900-27, 1995-2001); and U.S. Bureau of the Census, 2000, Historical Estimates of World Population, from their web site at http://www.census.gov/ftp/pub/ipc/www/worldhis.html. (Accessed November 21, 11


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2000) Per capita consumption is defined here as world copper produced from mines, for a given year, divided by the world population for that year.

Figura 2. Producción mundial de cobre

El gráfico anterior muestra el incremento de la producción mundial de cobre en el siglo XX y comienzos del siglo XXI. La estimación de la producción de cobre en el año 2006 es de 15,7 millones de toneladas, y se estima que se incrementará a 16,7 millones de toneladas para el año 2007. La demanda mundial del cobre que se espera para el año 2006 es de 17,7 millones de toneladas. Se estima que se incrementará a 18,5 millones de toneladas para el año 2007 A pesar que la ley mundial promedio de explotación ex plotación ha caído de 6% a 0.5% el precio del cobre apenas se ha triplicado; esto es debido al gigantismo en las operaciones de minado y a los adelantos en las operaciones y procesos metalúrgicos. Esto se observa en el grafico siguiente Historical copper industry ore grades. Data adapted from Groeneveld, Oscar, 1998, Technology -- The technology environment for the 21st century -- the mining industry: In Australia's future: new technology for traditional industries. The Australian Academy of Technological Sciences and Engineering web site at http://www.atse.org.au/publications/symposia/proc-1998p1.htm. (Accessed October 31, 2000.) The trend line was fitted as a third order polynomial.

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2000) Per capita consumption is defined here as world copper produced from mines, for a given year, divided by the world population for that year.

Figura 2. Producción mundial de cobre

El gráfico anterior muestra el incremento de la producción mundial de cobre en el siglo XX y comienzos del siglo XXI. La estimación de la producción de cobre en el año 2006 es de 15,7 millones de toneladas, y se estima que se incrementará a 16,7 millones de toneladas para el año 2007. La demanda mundial del cobre que se espera para el año 2006 es de 17,7 millones de toneladas. Se estima que se incrementará a 18,5 millones de toneladas para el año 2007 A pesar que la ley mundial promedio de explotación ex plotación ha caído de 6% a 0.5% el precio del cobre apenas se ha triplicado; esto es debido al gigantismo en las operaciones de minado y a los adelantos en las operaciones y procesos metalúrgicos. Esto se observa en el grafico siguiente Historical copper industry ore grades. Data adapted from Groeneveld, Oscar, 1998, Technology -- The technology environment for the 21st century -- the mining industry: In Australia's future: new technology for traditional industries. The Australian Academy of Technological Sciences and Engineering web site at http://www.atse.org.au/publications/symposia/proc-1998p1.htm. (Accessed October 31, 2000.) The trend line was fitted as a third order polynomial.

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Figura 3. Leyes de cobre histórico

1.

ESTADÍSTICAS DEL COBRE PRODUCCIÓN MINERA (TM) Año 2005 5320000 1150000 1050000 1000000 930000 675000 640000 580000 530000 450000 420000 400000 1750000 14900000

PAIS Chile Estados Unidos Indonesia Perú Australia Rusia China Canadá Polonia Zambia México Kazajstán Otros países Total

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Producción de cobre por empresas en el Perú (último reporte de mayo 2006)

Figura 4. Producción de cobre del Perú por empresas.

1.1

ESPECIES MINERALES COMERCIALES DE COBRE Las especies minerales de cobre en la mayoría de los casos regulan el procedimiento y el proceso en la planta. Las especies explotables exp lotables son: SULFURADOS Chalcosita Cu2S Covelita CuS Chalcopirita CuFeS2 Bornita Cu3FeS3 Enargita Cu3FeS4 Tenantinita Cu3FeS3 Fematinita Cu3FeS4 Tetraedrita Cu2FeS3

OXIDADOS Malaquita Azurita Crisocola Cuprita Tenorita Chalcantita Brochantita Atacamita

CuCO3(OH)2 CuCO.Cu(OH)2 CuSiO3.H2O Cu2O CuO CuSO4.5H2O CuSO4.3Cu(OH)2 CuCl2.3Cu(OH)

NATIVO Cu

A las plantas metalúrgicas llegan los siguientes tipos de minerales: 1. Sulfuros 2. Sulfuros parcialmente oxidados 3. Mixtos de sulfuros de óxidos (sulfoxidados) 4. Óxidos con trazas de sulfuros 5. Óxidos puros

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Cada yacimiento tiene subclasificaciones, además las gangas determinan el proceso junto con la especie mineral del yacimiento. El mayor porcentaje de la producción mundial de cobre proviene de las especies sulfuradas. Subproductos: La economía de la explotación de un yacimiento de cobre y su posterior tratamiento metalúrgico implica considerar la recuperación de sustancias minerales asociadas al cobre. Hay considerar al proyectar una planta la recuperación de una serie de productos tales como: molibdeno, oro, plata, níquel, cobalto, antimonio, arsénico, renio, zinc, plomo y otros que se consideraban gangas: sílice, calcita, especies minerales de hierro, verniculita, ácido sulfúrico, etc. 1.2

PROCEDIMIENTOS METALÚRGICOS PARA LA EXTRACCIÓN DEL COBRE Cerca del 90% de la extracción de cobre se hace por procesos pirometalúrgicos, los mismos que han tenido importantes avances en la disminución de costos operativos y control de la contaminación ambiental. 1.2.1

PROCESOS PIRO-METALÚRGICOS 

   

1.2.2

Proceso convencional (tostación-fundición-conversiónelectrorefinación) Fundición instantánea (flash smelting) Obtención de mata en horno de cuba (alto horno) Obtención de mata en horno eléctrico Obtención de mata en horno de reverbero

PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS 1. Lixiviación con solución de ácido sulfúrico Natural  In Situ  En pilas (heap leaching)  En percoladores  En agitadores mecánicos y neumáticos  2. Lixiviación con soluciones de ácido sulfúrico más sulfato férrico 3. Lixiviación-precipitación-flotación (LPF) 4. Extracción por solventes Bio-lixiviación  Con soluciones amoniacales   A temperaturas moderadas y presión (para minerales específicos) Con ácido clorhídrico*  Con cianuro  15


1.3

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PIROMETALURGIA El proceso convencional, obtención de matas, se perfecciona en el siglo XX, reemplazando al tedioso proceso de tostación y precipitación de cobre sólido y posterior afino termoquímico. El proceso convencional se aplica básicamente en minerales sulfurados y eventualmente mezclándolos con óxidos. Toda la piro-metalurgia del cobre, se basa en principios físicoquímicos clásicos para la obtención de matas. El procedimiento convencional data de 1879 con el horno de reverbero y de 1880 con los convertidores Pierce-Smith.

Figura 5. Diagrama de flujo de procesos pirometalúrgicos y electrometalúrgicos del cobre.

A consecuencia de la disminución en las leyes de los minerales explotados, se procede a crear fundiciones de gran tonelaje, sin embargo con la crisis energética de 1974 fue necesario crear nuevos procesos pirometalúrgicos.

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Para identificar un proceso debemos conocer los tipos de reactores que este emplea, los más usados actualmente son: 

Horno de Reverbero Es un horno estacionario, de gran tamaño, tiene la figura de paralelepípedo recto, con una bóveda para aprovechar la radiación calorífica, con la finalidad de obtener la temperatura adecuada para formar mata y escoria con diferentes combustibles (carbón pulverizado, diesel 2, gas).



Horno vertical Es un semi prisma recto de base rectangular, llamado clásicamente, de cuba, manga o chaquetas de agua, es un horno eficiente que emplea combustibles sólidos permeables al flujo en contracorriente de los gases, se lo alimenta con concentrados nodulizados (pellets) para minimizar el arrastre de polvo, favorecer condiciones cinéticas y flujo de gases.



Horno de fusión instantánea En este horno el calor es desarrollado por los propios concentrados, debido al valor exotérmico de los sulfuros. Se emplean toberas especialmente diseñadas para hacer que el concentrado entre en ignición, el cual ha sido llevado a una granulometría y humedad adecuadas. Existen variantes en función de las empresas que los fabrican: Outokumpo (Finlandia) e Inco (Canadá).



Reactores de fusión-conversión Son hornos ideados para obtener directamente del mineral, en una sola etapa de procesamiento, utilizando concentrados pulverizados, mata de alto grado, obtener solo mata blanca, obtener mata blanca y cobre blister.

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Figura 6: Procesos principales para la extracción de cobre a partir de menas de sulfuro. Las líneas (-------) indican procesos raros y las (-.-.-.-) indican procesos en experimentación

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Figura 7: Procesos principales para la extracción de cobre a partir de menas de óxidos

1.4

TOSTACIÓN DE CONCENTRADOS DE COBRE Es una oxidación parcial de los concentrados de sulfuro de cobre con aire. Esta operación se lleva a cabo por dos principales razones que dependen del método de extracción de cobre que se siga posteriormente, ya sea la extracción hidrometalúrgica o la extracción pirometalúrgica. En la extracción pirometalúrgica a menudo la tostación se practica previamente a la fundición en horno de reverbero o en horno eléctrico. En este caso los objetivos son: 1. Utilizar el calor de la tostación para secar y calentar la carga antes de ser introducida al horno de fundición y 2. Aumentar la concentración de cobre en el producto de fundición, o sea en la mata líquida.

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En el proceso de tostación real se usan tostadores de hogar y de lecho fluidizado siendo el último la unidad mas moderna. La tostación para la extracción del cobre se lleva a cabo entre 500 y 700 oC. El SO2 es un sub producto de la tostación el cual puede estar en un porcentaje de 5 a 15% y puede ser eficientemente eliminado como ácido sulfúrico. La adaptabilidad de los gases del tostador para la manufactura de ácido sulfúrico puede ser otra razón importante para la tostación, en especial donde es necesario ácido sulfúrico para una operación de tostación. La tostación controlada de los concentrados de cobre da por resultado la oxidación parcial del azufre a SO 2 y la oxidación parcial de los sulfuros de hierro a sulfatos y óxidos de hierro. El gas SO 2 se elimina durante la tostación y los óxidos y sulfatos de hierro se eliminan posteriormente en forma de escoria durante la fundición. Los óxidos y sulfatos de cobre también se forman durante la tostación parcial pero se reduce de nuevo a sulfuros dentro del horno de fundición. Por lo tanto, la tostación da por resultado una eliminación neta de hierro y azufre y esto conduce a un producto de fundición (mata) que es de un grado de cobre considerablemente más alto que el concentrado original. Los calcinados del tostador se cargan en caliente directamente del tostador al horno. Se necesita menos energía para fundir los calcinados del tostador en caliente que para fundir los concentrados húmedos, fríos y los resultados son: a) un ahorro considerable de energía, y b) una mayor velocidad de fundición. La carga del calcinado del tostador en caliente puede incrementar la velocidad de producción de horno de reverbero hasta un 50%. Asimismo, la velocidad de producción del cobre en los convertidores se incremente ligeramente debido a que a) la tostación elimina parte del azufre y b) la tostación/fundición elimina parte del hierro (como escoria), los cuales además tienen que ser eliminados en la operación de conversión. Las reacciones químicas principales durante la tostación son la oxidación de los sulfuros de hierro y cobre para obtener sulfatos y óxidos. Algunos ejemplos de las reacciones totales son: CuFeS2 + 4 O2  CuSO4 + FeSO4 2CuS + 7/2 O2  CuO.CuSO4 + SO2 2CuFeS2 + 13/2 O2  2CuO + Fe2O3 + 4SO2 Oxidación completa Muchas otras reacciones se presentan durante una tostación parcial y es posible tener en el mismo producto tanto óxidos como sulfatos.

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La temperatura de operación del tostador es un factor importante debido a que termine el tipo de producto obtenido. Una estimación buena de la mejor temperatura de operación para un producto dado puede obtenerse de las composiciones de los gases observadas en los tostadores industriales junto con las relaciones de equilibrio conocidos en los sistemas gas-sólido de Cu-O-S y Fe-O-S. La tostación también incrementa la concentración de cobre de la mata Cu2S: FeS producida durante la fundición, siendo esta un factor que disminuye la cantidad de conversión (eliminación de Fe) que se requiera posteriormente. ALGUNOS TIPOS DE TOSTACIÓN 1.4.1

TOSTACIÓN OXIDANTE Con el objeto de eliminar el azufre y oxidar el hierro se suele llevar a cabo una tostación oxidante, aunque, frecuentemente dicha eliminación ha de afectar también al arsénico, antimonio y telurio, ya que prácticamente todas las menas sulfurosas contienen, como impurezas, compuestos de estos elementos. Algunas menas y concentrados ricos pueden tostarse “autógenamente”, es decir, empleando únicamente el calor de

oxidación de los constituyentes de la mena, aunque, por regla general, suele ser preciso aportar calor externo en forma de combustible. Según que interese la formación de óxidos o sulfatos, la operación se designa con los nombres de “oxidante” o “sulfatante”. Las principales reacciones que intervienen son

las siguientes:

2Cu2S + 3O2 → 2Cu2O + 2SO2 2CuO + SO2 → Cu2O + SO3 CuO + SO3 → CuSO4 Cu2S + 3SO3 → Cu2O + 4SO2 2As2S3 + 9O2 → 2As2O3 + 6SO2 2Sb2S3 + 9O2 → 2Sb2O3 + 6SO2 2FeS2 → 2FeS + S2 S2 + 2O2 → 2SO2 2FeS + 3O2 → 2FeO + 2SO2 2SO2 + O2 → 2SO3 FeO + SO3 → FeSO4 La primera reacción, la octava y la novena son muy exotérmicas y producen, respectivamente, 188900, 70920 y 224200 calorías.

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1.4.2

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TOSTACIÓN SULFATANTE. Antes, al explicar la tostación sulfatante, se daban unos límites de temperatura y admisión de aire muy poco concretos. Ahora, parece ser que la dificultad de producir sulfato puede explicarse de un modo completamente distinto, y este nuevo mecanismo introduce algunas dificultades prácticas muy serias en la tostación. Las reacciones fundamentales son las siguientes: CuS + 2O2 → CuSO4 CuSO4 + CuS + O2 → 2CuO + 2SO 2 CuSO4 + CO → CuO + SO2 + CO2 4CuFeS2 + 4CuO + 17O2 → 8CuSO4 + 2Fe2O3 4FeS + 4CuO + 9O 2 → 4CuSO4 + 2Fe2O3 CuSO4 + 2C → Cu + SO2 + 2CO Partiendo de estas reacciones podemos explicar el proceso de tostación de un modo bastante más adecuado, recurriendo a las siguientes generalizaciones: 1. Las reacciones que intervienen en la tostación se orientan principal y concretamente a la formación de sulfatos y no a la de óxidos; tanto los óxidos como el anhídrido sulfuroso son productos son productos secundarios. Probablemente el óxido de hierro actúa como catalizador. 2. El hierro es tal vez el único constituyente de las menas de metales básicos corrientes, que, debido al gran calor de formación de su óxido superior (Fe2O3), cederá fácilmente su radical ácido a los materiales básicos contiguos, a la vez que se transformará completamente a la forma oxidada en el seno de una atmósfera suficientemente oxidante. 3. Normalmente, el sulfato de hierro no se descompone a una temperatura tan inferior a la de descomposición del sulfato de cobre, por lo que únicamente si se realiza una tostación cuidadosamente controlada, se obtendrá sulfato de cobre y óxido de hierro. En efecto, ninguno de estos sulfatos por sí solo se descompone a temperaturas comprendidas entre 700 y 800 oC o aún más altas. 4. A 550oC y más, se inicia la formación de ferrita cúprica (CuO.Fe2O3), y estas ferritas son insolubles en las soluciones lixiviantes ácidas usuales. 5. La segunda reacción se inicia a 400 oC para evitar la formación del cobre “soluble en agua en su totalidad” y los

gases del horno suministran óxido de carbono y carbono para las reacciones tercera y sexta. Esto no se puede evitar en un horno removido del modo usual. 6. De lo anterior se deduce que la sulfatación es difícil y hasta imposible en las condiciones en que hoy operan en los hornos. Debemos: a) Ajustar adecuadamente los constituyentes de la carga para que ésta no tenga ni 22

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exceso ni defecto de azufre; b) Evitar que la carga se mueva mientras exista algo de sulfuro sin oxidar; c) Evitar que los productos de la combustión se mezclen con la mena, y d) Mantener en el horno temperaturas relativamente bajas. En la tostación oxidante estos factores son menos importantes porque la finalidad última es la de eliminar el azufre y convertir el cobre en un óxido, pero en la lixiviación de menas es deseable producir una elevada propo rción de cobre “soluble en agua” (sulfato)

1.4.3

MECANISMO DE LA TOSTACIÓN En el marco de esta discusión, y refiriéndonos a la figura adjunta, consideraremos el proceso de tostación en una partícula de calcopirita (CuFeS 2). En la superficie, los sulfuros cuproso y ferroso se oxidan inmediatamente a sulfatos. A medida que la carga se remueve, esta película de sulfato cuproso entra en contacto con más sulfuro cuproso u óxido de carbono, para formar inmediatamente óxido cúprico, anhídrido sulfuroso y anhídrido carbónico, que se unen a los gases del horno. En éstos, pequeñas cantidades de anhídrido sulfuroso pueden oxidarse a anhídrido sulfúrico. La eliminación del azufre modifica la densidad y porosidad de la película superficial, y estos factores controlarán, ahora, la velocidad a la que las sustancias reactantes penetran en la partícula y la abandonan.

Figura 8: Tostación oxidante

1.4.4

TOSTACIÓN AUTÓGENA En todos los procesos de tostación la temperatura debe mantenerse a un nivel que sea lo suficientemente alta para inflamar los sulfuros u otros constituyentes oxidables y mantenerlos por encima del punto de inflamación. Algunas menas y concentrados sulfurosos masivos liberan durante la tostación una cantidad de calor suficiente para mantener esta

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condición, sin ninguna aportación de calor exterior; este proceso se conoce con el nombre de tostación autógena. El límite inferior, en el caso de la tostación autógena con menas de cobre, es de 24 por ciento de azufre. Sin embargo, en la mayoría de los casos este calor no es suficiente y hay que emplear algo de combustible para mantener la temperatura necesaria. La tostación autógena dependerá también del carácter del sulfuro, ya que, por ejemplo, se consigue fácilmente con sulfuros de hierro o de cobre, y difícilmente con los de zinc. 1.4.5

CLORURACIÓN Este método de tostación se emplea para convertir ciertos compuestos metálicos en cloruros, en presencia de cloro o de algún cloruro; se ha empleado en el pasado en conexión con la lixiviación de menas de cobre-plata y, aunque aún ofrece ciertas posibilidades, por regla general ha ido perdiendo importancia.

1.4.6

TOSTADORES Y MÉTODOS DE TOSTACIÓN La tostación de los concentrados de cobre se lleva a cabo en tostadores de hogar múltiples (ver figura), o en tostadores de lecho fluidificado (ver figura). El horno de hogar múltiple es anticuado y ya casi todas las instalaciones nuevas de tostación son de lecho fluidificado debido a sus velocidades de producción altas, su excelente control de temperatura y químico y a la concentración alta de SO 2 en sus gases de salida.

1.4.7

TOSTACIÓN EN HOGAR MÚLTIPLE (O DE PISOS MÚLTIPLES) El tostador de hogar múltiple es un recipiente cilíndrico revestido de material refractario (aproximadamente 6 m de diámetro, 15 m de altura) adaptado con 7 ó 12 hogares refractarios. Los concentrados se alimentan en la parte superior del tostador y se rastrillan en cada uno de los hogares antes de caer al siguiente nivel inferior. A los rastrillos los mueve una flecha central giratoria. El aire para la tostación entra por el fondo del tostador y sube a contracorriente con la carga descendente hasta dejar finalmente el horno a través de un conducto de humos superior. El tostador se calienta primero a una temperatura a la cual los concentrados serán encendidos por el aire. Entonces los concentrados y el aire se introducen en sus direcciones a 24

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contracorriente normales y se lleva a cabo la combustión de los concentrados. Los dos hogares superiores normalmente se utilizan para la desecación y calentamiento de los concentrados, mientras que el encendido y la oxidación ocurren en los hogares inferiores. Las reacciones principales de oxidación son exotérmicas, por ejemplo: CuFeS2 + 4O2 → CuSO4 + FeSO4 ∆Ho298 = -360 000 Kcal(Kgmol CuFeSz)-1 2CuFeS2 + 13/2 O2 → 2CuO + Fe2O3 + 4SO2 ↑ ∆Ho298 = -232 000 Kcal(Kgmol CuFeSz)-1 De tal manera que una vez que el encendido se ha llevado a cabo, el tostador funciona autógenamente. Si los concentrados están excesivamente húmedos se debe quemar un poco de combustible.

Figura 9: Tostador de hogar múltiple o de pisos múltiples

Los tostadores de hogar procesan alrededor de 0,5 a 1,0 toneladas de carga por m2 de hogar por día, lo cual es equivalente a la eliminación de 0,1 a 0,2 toneladas de azufre por m2 al día.

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1.4.8

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TOSTACIÓN EN LECHO FLUIDIFICADO La tostación en lecho fluidificado consiste en la oxidación de las partículas de sulfuro mientras se suspenden en una corriente de aire uniformemente distribuida. Esta tostación se basa en el principio de que el aire inyectado a través de un lecho de sólidos finos tiende a elevar las partículas. A velocidades moderadas, las partículas pueden estar permanentemente suspendidas en un lecho expandido o fluidificado, mientras que a velocidades altas, las partículas se pueden transportar hacia fuera del tostador con los gases de salida. En ambos casos las partículas se rodean por aire de manera que las velocidades de las reacciones de tostación gas-sólido son muy rápidas. El aire se inyecta hacia el interior del tostador por medio de una placa con toberas en el fondo, y los concentrados se agregan en forma de partículas o lodo cerca de la parte superior del tostador. La operación de tostación se inicia al calentar el tostador (normalmente este contiene un lecho inerte de arena o producto calcinado) hasta la temperatura a la cual los concentrados sean encendidos por el aire. Después se agregan los concentrados y el aire, lentamente al principio, para iniciar la tostación y hacer la operación autógena. Las velocidades de reacción en la tostación en el lecho fluidificado son rápidas y los tostadores industriales de cobre tratan del orden de 5 a 50 toneladas de concentrado por m 2 de área de hogar por día. Gas aplanta de ácido Ciclón recuperador de calcina

alimentación

Toberas

75-90 %

aire

Producto 10-25 %

Figura 10: Tostador de lecho fluidificado

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Una consecuencia importante de las velocidades de reacción altas es la eficiencia alta en la utilización del oxígeno por las reacciones de tostación. Esto conduce a que el aire necesario exceda ligeramente al estequiométrico y esto da por resultado concentraciones elevadas de SO 2 en los gases que salen del tostador. Los gases de los tostadores del lecho fluidificado contienen representativamente de 10 a 15 % de SO 2 en comparación de 4 a 6 % en los gases de los tostadores de hogar. La concentración más alta de SO2 es apropiada para la producción de ácido sulfúrico o azufre elemental. 1.4.9

CONTROL DE LA TEMPERATURA El estado de fluidez se asocia con una gran agitación de las partículas dentro del lecho, lo cual da por resultado una trasferencia de calor eficiente y una temperatura uniforme en todo el tostador. Esto a su vez permite un control preciso de la temperatura de tostación. Un problema causado por la eficiencia química alta del lecho fluidificado es que el tostador tiende a estar sobrecalentado por las reacciones exotérmicas de oxidación. Esto no es lo mejor para la tostación del cobre debido a que ello conduce a la sobre oxidación del producto. Sin embargo, el enfriamiento se realiza rápidamente al añadir agua o fundentes inertes (para usar en la fundición posterior) con los concentrados. Las temperaturas altas de los tostadores del lecho fluidificado también pueden conducir a la sinterización y aglomeración, lo cual tiende a contraer el volumen del lecho, pero esto no es un problema significativo a las temperaturas bajas de tostación del cobre de 500 a 700oC.

1.4.10

COMPORTAMIENTO DE LAS PARTÍCULAS DENTRO DEL TOSTADOR Durante la tostación de los concentrados de cobre, el 75 a 90% de los sólidos se sacan a través de la parte superior del tostador con los gases efluentes. Estos se colectan en ciclones situados arriba del tostador. El resto de los sólidos exceden la parte del lecho fluidizado del tostador el cual, se comportara como un fluido. Por lo tanto, el tostador de lecho fluidificado tiene dos partes distintas: 1. Un lecho fluidificado estable que ocupa una cuarta parte del fondo del tostador y en la cual se oxidan las partículas más grandes (de 10 a 25% del concentrado). 2. Un reactor de transporte neumático que ocupa las tres cuartas partes superiores del recipiente y en el cual se 27


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oxidan las partículas más pequeñas a medida que se transportan a la parte superior y hacia fuera del tostador. Esta es una disposición excelente debido a que las partículas grandes, las cuales requieren tiempos de oxidación prolongado, tienen un tiempo de residencia largo dentro de la porción estable del lecho del reactor mientras que las partículas más pequeñas se sacan antes de que tengan tiempo de ser sobre oxidadas. 1.5

FUNDICIÓN DE MATAS Los objetivos de la fundición de matas son formar una fase líquida de sulfuro (mata) la cual contiene todo el cobre de la carga y una fase líquida de escoria sin cobre. La mata posteriormente es oxidada para formar cobre blister impuro (cobre ampollado) y la escoria fundida se deshecha directamente o después de una etapa de recuperación de cobre. La fundición o fusión de matas se lleva a cabo al fundir la carga total del horno a una temperatura aproximada de 1200 0C normalmente con fundente de sílice. La sílice, alúmina, óxidos de hierro, cal y otros óxidos menores forman la escoria fundida; el cobre, azufre, hierro sin oxidar y los metales preciosos, forman la mata. La escoria es más ligera que la mata, y casi inmiscible en ella y se puede retirar con facilidad. Un objetivo importante de la fundición de matas es producir una escoria de deshecho cuyo contenido de cobre debe ser tan bajo como sea posible. Esto se lleva a cabo al mantener la escoria cerca de su saturación con sílice (lo cual fomenta la inmiscibilidad mata-escoria) y el horno lo suficientemente caliente de manera que la escoria se funda y fluya, evitando así condiciones excesivamente oxidantes. Esta última condición es necesaria para minimizar la formación de magnetita sólida (Fe 3O4, temperatura de fusión 1597 0C) la cual crea condiciones viscosas y, posteriormente dificulta la separación de la mata y la escoria. La fundición se realiza con frecuencia en hornos de reverbero. También se usan altos hornos o también hornos eléctricos donde la energía eléctrica no es costosa. 1.5.1

FUNDICIÓN EN ALTO HORNO Aunque el uso creciente de la flotación en espuma para producir concentrados de alto grado ha reducido el uso del alto horno, este aún se usa en diversas operaciones particularmente en África. El alto horno es un aparato del flujo a contra corriente en el cual los materiales de la carga fría bajan por una flecha de manera vertical mientras que los gases calientes 28

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ascienden (producidos al quemar coque y los sulfuros de la carga del aire que se inyecta cerca del fondo del horno). Esta configuración da por resultado desecación, calentamiento y fundición de la carga muy eficientes a medida que esta desciende para formar la mata y la escoria en el fondo del horno. La fundición de los materiales del sulfuro de cobre en el alto horno se efectúa con los trozos de coque metalúrgico y forma parte de la carga (de 5 a 10%). El coque forma parte del combustible y además proporciona permeabilidad y soporte para la carga. Los otros materiales de la alimentación también deben ser trozos para permitir que los gases calientes asciendan por los huecos dentro de la carga. Como consecuencia los materiales cupríferos deben ser menas sólidas (tal como salen de la mina) o concentrados sintetizados o aglomerados. La fundición en alto horno se usó extensamente en el pasado para producir cantidades grandes de mata a partir de menas de sulfuro en trozo. También se usó al mismo tiempo para producir un "cobre negro" no refinado contaminado con hierro, partiendo de menas de óxido. Sin embargo, la disminución de las menas ricas en trozo y el predominio creciente de los concentrados de la flotación por espuma han eliminado poco a poco el alto horno para la fundición de matas. Este horno no es adecuado para tratar en forma directa los concentrados de flotación finamente molidos debido a que salen inyectados rápidamente del horno por los gases de combustión. Sin embargo, dicho horno se usa poco (normalmente con carga sinterizada) en África donde se tratan menas mezcladas de sulfuro-óxido. La carga para el horno consiste en concentrados sinterizados, mena en trozo, fundente de sílice, escoria sólida del convertidor y coque metalúrgico. En general los sólidos son mayores de 1 cm de diámetro para evitar que sean extraídos del horno con los gases ascendentes y asegurar un flujo de gas uniforme a través de la columna de carga. La segunda alimentación importante al horno es el aire que se inyecta (normalmente a temperatura ambiente) a través de toberas cercanas al fondo del horno. Este aire quema el coque y una parte de los sulfuros de hierro de la carga para: 1. Proporcionar calor para el proceso de fundición. 2. Tostar parcialmente los sulfuros, produciendo así una mata de cobre de grado mejorado cuando la carga se funde próxima al fondo del horno.

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Los productos del horno son: 1. Una mata líquida rica en cobre (50 % de Cu). 2. Una escoria líquida que permite el asentamiento de la mata. 3. Gases con alrededor de 5% de SO2. Los gases se cargan con polvo, el cual se recupera en ciclones y precipitadores electroestáticos.

Figura 11: Vista de un alto horno para producir mata de cobre a partir de menas de sulfuro

Debido a que esta tecnología es antigua y cada vez es más obsoleta, no se profundizará más en el tema. 1.5.2

FUNDICIÓN DE MATAS EN HORNO ELÉCTRICO El horno eléctrico es un horno de hogar calentado por medio de energía eléctrica, el cual desempeña las mismas funciones que el horno de reverbero. Este horno se usa en varias localidades donde la energía eléctrica es económica y donde la formación de SO2 de la fundadora debe ser estrechamente controlada. El horno eléctrico y el horno de reverbero son igualmente 30

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apropiados para lograr las temperaturas relativamente bajas (1200 ºC) de la fundici6n de matas de cobre. El horno eléctrico tiene dos ventajas que no deterioran el ambiente sobre el horno de reverbero: 1. Produce cantidades más pequeñas de gases afluentes, debido a la ausencia de productos gaseosos de combustión. 2. Las concentraciones de SO2 de sus gases efluentes son con facilidad controladas al regular la cantidad de infiltración de aire hacia el interior del horno. Con una cantidad mínima de infiltración de aire, la concentración de SO2 puede ser de 0.4%, que es un valor muy bajo, para descargarlo directamente a la atmósfera, mientras que una gran infiltración de aire y oxidación de azufre conduce a concentraciones de SO2 del orden de 5 %. Este gas se mezcla con los gases del convertidor y el SO2 se extrae de ambos como ácido sulfúrico. El horno eléctrico tiene la misma versatilidad que el horno de reverbero y este factor, más las características que no deterioran el ambiente han conducido a su adopción para la capacidad nueva de fundición en diversas áreas susceptibles a ello. La fundición en horno eléctrico es un proceso de electrodo sumergido. El calor para la fundición se genera por el flujo de corriente eléctrica a través de una capa de escoria, entre los electrodos sumergidos. Los hornos eléctricos tienen varias formas, pero para la fundición de matas la forma predominante es rectangular, similar a la de los hornos de reverbero. Las dimensiones de un horno eléctrico grande son del orden de 35 m de largo, 10 m de ancho y 5 m de alto, del hogar a la bóveda. Un horno de este tamaño emplea seis electrodos tipo Soderberg de auto-cocción, 1,8 m de diámetro, equidistantes a lo largo del eje del horno. El flujo de corriente y tensión entre los electrodos son del orden de 30000 A y 500 V respectivamente, lo cual da una potencia nominal total (tres pares de electrodos de aproximadamente 40000 kw. Esta capacidad de potencia da una velocidad de fundición de 1500 a 2300 toneladas de carga seca (calcinado o concentrado más fundentes) por día. Descripción del Proceso La fundición de mata en horno eléctrico es muy similar a la fundición de mata en horno de reverbero. El horno se calienta en forma continua, los materiales de la carga se agregan continuamente, la mata y escoria se producen continuamente a 31


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partir de la carga. La mata y escoria se sangran intermitentemente desde extremos opuestos del horno. El horno sólo se drena parcialmente durante la operación normal y normalmente contiene de 0,6 a 0,8 m de mata profundidad y de 1,0 a 1,4 m de escoria. Las matas y escorias que se producen en hornos eléctricos son similares a las producidas por el horno de reverbero. Las pérdidas de polvo de los hornos eléctricos son pequeñas debido a sus bajas velocidades del gas. Los hornos eléctricos casi siempre se cargan con concentrados secos o calcinados. La carga de concentrados húmedos se evita porque la humedad tiende a causar explosiones de vapor. La carga se coloca a lo largo de las paredes laterales y cerca de los electrodos; normalmente, la superficie de la escoria se cubre con sólidos. Una cubierta de carga completa es ventajosa debido a que crea condiciones óptimas para la transferencia de calor entre la escoria (donde se forma el calor) y la carga sólida. La consiguiente velocidad alta de transferencia de calor conduce a su vez, a una velocidad alta de fundición. La presencia de una cubierta de carga sobre la superficie de la escoria reduce las pérdidas de calor de la escoria a los gases del horno y así se evita el sobrecalentamiento de los refractarios de la bóveda. Los hornos de la fundición eléctrica también tratan escorias recirculadas del convertidor para la recuperación del cobre. La escoria se añade a través de la bóveda o por un canal de acero colado a través de la parte superior de la pared lateral opuesta al agujero de colada de la escoria. La escoria se vierte entre la pared del horno y el primer electrodo para reducir las fluctuaciones de potencia durante la adición y la erosión de la pared del horno.

Figura 12: Corte de un horno eléctrico de arco sumergido para la producción de mata a partir de concentrados de sulfuro seco o calcinados tostados

Para iniciar la fundición en horno eléctrico se colocan vigas de acero y coque sobre el hogar del horno y se llena parcialmente 32

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el horno con escoria triturada. En los electrodos entonces se hace un "cortocircuito" por medio del coque y el acero para proporcionar el calor que funda la escoria. La energía gradualmente se aumenta hasta que se forma un baño de escoria, después de lo cual comienza la fundici6n normal. La fundición también puede empezar con escoria fundida si está próxima 1.5.3

HORNO DE REVERBERO El objetivo de la fusión en los hornos de reverbero es lograr el cambio de estado que permite que el concentrado pase de estado sólido ha estado líquido para que el cobre se separe de los otros elementos que componen el concentrado. En la fusión el concentrado de cobre es sometido a altas temperaturas (1.200 ºC) para lograr el cambio de estado de sólido a líquido. Al pasar al estado líquido, los elementos que componen los minerales presentes en el concentrado se separan según su peso, quedando los más livianos en la parte superior del fundido, mientras que el cobre, que es más pesado se concentra en la parte baja. De esta forma es posible separar ambas partes vaciándolas por vías distintas.

Figura 13: Vista de un horno de reverbero para la producción de mata de cobre a partir de concentrados de sulfuro. En algunas operaciones, el aire de combustión está enriquecido con oxígeno puro.

El horno reverbero es la unidad más ampliamente usada para la fundición o fusión de matas. Es un horno de hogar calentado por combustible en el cual los concentrados o los productos calcinados del tostador se funden para producir capas separadas de mata y escoria líquidas. Las dimensiones de los 33


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hornos de reverbero varían considerablemente, pero los hornos modernos más comunes (figura 5) son de 33 m de largo (interior), 10 m de ancho y 4 m de alto (del hogar a la bóveda). Los hornos de estas dimensiones tienen una producción del orden de 500 a 800 toneladas de mata (de 35 a 45 % de Cu) y 300 a 900 toneladas de escoria por día. Una fundidora normalmente tiene entre uno y tres de estos hornos. El horno de reverbero también se usa (de manera simultánea con la fundición), para recuperar el cobre de la escoria fundida y reciclada proveniente del convertidor. El uso extenso de los hornos de reverbero se debe a su grado alto de versatilidad. El calor para la fundición lo suministra al quemar el combustible que se quema dentro del horno y el paso de los gases de combustión calientes sobre la carga. Todos los tipos de material, en trozo o finos, húmedos o secos, se pueden fundir fácilmente. En comparación con otros procesos, la fundición en reverbero usa grandes cantidades de hidrocarburos combustibles debido a que usa poco la energía potencialmente disponible de la oxidación de la carga de sulfuros. Por lo tanto, en situaciones donde la versatilidad no es de mayor importancia, existe actualmente preferencia por los procesos que usan la oxidación de los sulfuros para obtener una mayor parte de la energía que necesitan. Ésta es una de las razones que explican el porqué mucha de la nueva capacidad de fundición recientemente instalada sea de tipo flash. Descripción del Proceso La fundición en reverbero es un proceso continuo. El horno se calienta continuamente y la mata y la escoria se produce continuamente a partir de la carga sólida. Los sólidos se cargan de manera intermitente a lo largo de las paredes laterales donde forman "bancos" que sirven como depósitos para una fundición continua, la mata y escoria se sangran intermitentemente desde lugares separados a medida que se forman dentro del horno. Éste sólo se vacía en forma parcial durante el sangrado y, normalmente, contiene alrededor de 0,6 a 0,8 m de profundidad de mata y 0,5 m de escoria. Las dos principales funciones del proceso son: a) la fundición, en la cual la carga sólida se funde para formar mata y escoria; y b) el asentamiento, durante el cual la mata se separa de la escoria y se sedimenta. La fundición requiere la mayor parte de la entrada de calor y de aquí que la mayoría de la carga se coloque a lo largo de las paredes laterales en la primera mitad del horno (a partir del extremo del quemador). El área de asentamiento ocupa la mitad restante del horno, los sólidos se 34

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cargan ligeramente en esta zona para proteger principalmente las paredes laterales. El sangrado de la escoria se lleva a cabo tan lejos como sea posible de la zona de fundición con el fin de que aumente el tiempo disponible para el asentamiento de la mata recién fundida. La mata se sangra por una de las caras laterales del horno. El lugar no es determinante porque la capa de mata se extiende sobre la longitud total del horno, pero el agujero de colada normalmente se sitúa en la zona de asentamiento. La mata se sangra en ollas individuales (6m3, 25 t de mata) según lo requieran los convertidores. La escoria se sangra en el extremo opuesto al quemador del horno (o en una pared lateral adyacente a dicho extremo). Normalmente se sangra a través de un agujero de colada sumergido para evitar que salgan accidentalmente concentrados sin fundir que estén flotando. La escoria se desecha por granulación con agua o se transporta en estado fundido para verterse a corta distancia de la fundadora. El calor para fundir y mantener las temperaturas de los líquidos (de 1150 a 1250 ºC) lo proporciona la combustión de petróleo gas natural o carbón pulverizado en los quemadores situados en un extremo del horno. La flama y los gases calientes provenientes de la combustión se inyectan en toda la longitud del horno de manera que transfieran tanto calor como sea posible a la carga sólida y al baño de mata y escoria. Los gases dejan el horno a una temperatura alrededor de 1250 a 1300 ºC y pasan por un sistema de calderas de calor residual para recuperar la energía. Como se mencionó antes, la mayor parte de los hornos de reverbero tratan escoria reciclada proveniente del convertidor para recuperar su cobre (de 2 a 10% de Cu). La escoria fundida del convertidor se vierte de las ollas al horno por un canal de acero (figura horno reverbero). La escoria se agrega por un extremo del quemador con el fin de proporcionar un tiempo máximo y se asiente a medida que circula a lo largo del horno hacia el agujero de colada. Avances recientes en la fundición en horno de reverbero Los recientes avances más importantes en la fundición en reverbero han sido: 1. la reintroducción de la tostación antes de la fundición. 2. el uso de aire precalentado para la combustión. 3. el enriquecimiento con oxígeno del aire de combustión. mejoramiento en la colección de SO 2. 35


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Mejoramiento en la Captación de SO 2 La concentración de SO 2 en los gases que salen del horno de reverbero está normalmente entre 0. 5 a 1. 5 %. Está demasiado diluida para la eliminación eficiente del SO 2 Y los gases de las fundadoras de reverbero a menudo se expulsan a la atmósfera. Otra posibilidad es que los gases del horno de reverbero pueden mezclarse con los gases de los tostadores, de los convertidores o ambos para lograr una concentración promedio de SO2 de 5% la cual es apropiada para la fabricación de ácido sulfúrico. Sin embargo, la inclusión de los gases diluidos de reverbero aumenta en gran medida el tamaño de la planta de ácido que se debe usar y, por lo tanto, es ventajoso a) reducir la cantidad de gas producido por el horno de reverbero y b) aumentar la concentración de SO 2. Apenas ha sido posible elevar la concentración de SO2 de los gases de reverbero hasta aproximadamente 2 %. Esto se ha llevado a cabo por: 1. Enriquecimiento del aire de combustión con oxígeno. 2. Control rígido del tiro del horno para reducir la infiltración "accidental" de aire hacia el interior del horno. 3. Cierre hermético del horno, sistema de colección de polvo y de los precipitadores electrostáticos. El enriquecimiento con oxígeno reduce la cantidad de nitrógeno en los gases y reduce la cantidad de combustible que debe quemarse por unidad de carga del horno. Ambos factores reducen el volumen de los gases del horno de reverbero y a una velocidad constante de eliminación de azufre de la carga, estos factores aumentan la concentración de SO 2. 1.5.4

FUSIÓN INSTANTÁNEA La fusión instantánea puede ser autógena o no. Su caracterización principal es la rapidez con que se verifica el proceso de fusión al realizarse en un quemador con aire precalentado, enriquecido en oxígeno o bien con oxígeno industrial. El que el proceso de fusión sea autógeno depende de que la generación de calor en el mismo sea lo suficiente para la obtención de una escoria y una mata que se separen en la parte sedimentadora del horno. La generación de calor por combustión del aire enriquecido en oxígeno y precalentado solamente aporta energía para la propia fusión, pero el calor generado no es suficiente para mantener fundido el baño, permitiendo su sedimentación. Por esta razón, es preciso añadir calor mediante quemadores dentro del horno de forma que las reacciones mata-escoria y la separación neta de ambas fases se 36

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pueda llevar a efecto. En la fusión instantánea las etapas de tostación y fusión oxidante se realizan simultáneamente con gran aprovechamiento del calor. En realidad, la única tecnología autógena es el proceso INCO de fusión instantánea que utiliza concentrado seco, práctica general en todas las fusiones instantáneas, para optimizar la combustión en el quemador, pero en este caso el quemador utiliza oxígeno industrial. Además, el diseño del horno es lo suficientemente amplio como para permitir que la escoria no precise tratamiento adicional y se descarte directamente al tener un 0,7% de Cu metal. La alta temperatura del sistema hace que no se presenten más limitaciones que las puramente cinéticas, pero la finura de las partículas y la gran turbulencia de los gases permite la rápida combustión parcial del azufre y la fusión de toda la masa para decantar el horno una mata adecuada y la escoria correspondiente. Los gases, muy concentrados en SO 2, se enfrían al paso por las calderas recuperadoras y se desempolvan antes de pasar a la planta de ácido sulfúrico. Este tipo de fusiones presenta, sin embargo, una desventaja y es el alto contenido de cobre que tienen las escorias, tanto por el alto nivel oxidante como por la existencia en esas condiciones de cantidades elevadas de magnetita (sólida cuando está en exceso) siendo casi imposible vaciar la escoria de cobre y recuperarlo a la mata por la reacción: CuO (dis; escoria) + FeS (dis; mata) =CuS (dis; mata) + FeO (dis; escoria). Teniendo luego lugar la reacción: 2FeO + SiO2 (dis; escoria).

↔

2FeO.SiO2

De escorificación del óxido de hierro con la sílice. Tampoco se produce la destrucción de la magnetita por los sulfuros de hierro de la mata en presencia de la sílice. 1.5.5

EL PROCESO DE FUSIÓN INSTANTÁNEA (FLASH) Los hornos de fundición flash utilizan el calor que se origina en la oxidación de una parte de su carga de sulfuro para proporcionar gran parte o la totalidad de la energía necesaria para la fundición. La ventaja principal de los procesos de fundición instantánea es que sus costos de energía son considerablemente más bajos que los de la fundici6n en horno eléctrico y de reverbero. Los hornos de fundición instantánea también son excelentes desde el punto de vista ambiental 37


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porque producen gases efluentes ricos en SO2 el cual se puede eliminar en forma eficiente como ácido sulfúrico o SO2 líquido. Por estas razones, a este tipo de horno se debe la capacidad nueva de fundición de mata desde 1965. El principal producto de la fundición instantánea es una mata liquida de grado alto (de 45 a 65 % de Cu). La fundición instantánea consiste en la inyección de concentrados secos junto con aire caliente u oxígeno o la de una mezcla de éstos al interior de un horno tipo hogar caliente. Una vez dentro del horno, las partículas de sulfuro reaccionan rápidamente con los gases oxidantes que las acompañan. Esto da por resultado una oxidación parcial controlada de los concentrados y un gran desprendimiento de calor. Las gotas de mata resultantes se asientan a través de la escoria para formar la capa de mata. El proceso de combustión en sí es interesante. Todo el FeS 2, CuS y CuFeS2 liberan vapor de azufre a las temperaturas de fundición y es probablemente la combustión rápida de este vapor la que conduce a las velocidades altas de oxidación y de fundición observadas. Las productividades de los hornos de fundición instantánea son del orden de 8 a 12 toneladas de carga por día/m 2 de área del hogar, la cual es dos a cuatro veces la carga para la fundición en horno eléctrico y de reverbero.

Figura 14: Corte del alto horno de fundición instantánea

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Figura 15: Corte del horno INCO de fundición instantánea con oxígeno

Existen dos tipos básicos de fundición instantánea: 1. El proceso INCO que usa oxígeno comercial y que es completamente autógeno. 2. El proceso Outokumpu el cual usa aire precalentado o aire enriquecido con oxígeno precalentado o a temperatura ambiente. Este proceso no es autógeno a menos que el aire de entrada se enriquezca extensamente con oxígeno. Se usa combustible de hidrocarburos para compensar el déficit térmico (y en un caso de energía eléctrica + combustible).Ambos procesos tratan concentrados secos (provenientes de los secadores instantáneos o del lecho fluidizado) para permitir un flujo continuo de las partículas a través de los quemadores.El producto gaseoso de las reacciones de oxidación del sulfuro es el SO2 y se producen cantidades considerables de éste por las reacciones de la fundición instantánea. Los gases afluentes que se producen por el proceso INCO contienen alrededor de 80% de SO2. El SO2 de las reacciones Outokumpu se diluye con nitrógeno (proveniente del aire de entrada) y con los productos de la combustión de hidrocarburos. Los gases afluentes Outokumpu contienen de 10 a 30% de SO 2. El SO2 del proceso INCO se elimina eficientemente de los gases efluentes del horno de fundición instantánea como SO 2 líquido (el proceso INCO) como ácido sulfúrico (el proceso Outokumpu).

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Ventajas y Desventajas del Proceso Las ventajas principales de los procesos de fundición flash son: 1. Usan la energía proveniente de la oxidación de los minerales de sulfuro y, por lo tanto, sus costos de combustible son bajos. 2. Sus gases de desecho son ricos en SO 2 el cual se elimina eficientemente como SO2 líquido o ácido sulfúrico. 3. Sus velocidades de producción son altas debido a las velocidades rápidas a las cuáles se calientan las partículas de mineral a medida que se oxidan sus superficies. La desventaja principal de los procesos de fundición flash es que el contenido de cobre de sus escorias tiende a ser alto (INCO, 0,7 % de Cu; Outokumpu, 1% de Cu). Esto significa que los hornos de fundición instantánea no se pueden usar eficientemente para recuperar cobre de las escorias del convertidor. Además, las escorias de la fundición instantánea Outokumpu se deben tratar otra vez en un proceso separado para reducir las pérdidas de cobre hasta un nivel aceptable. 1.6

CONVERSIÓN DE LA MATA DE COBRE La mata fundida proveniente de la fundición contiene cobre, hierro y azufre como sus componentes principales y hasta un 3% de oxígeno disuelto. Además ésta contiene cantidades menores de metales como impureza (por ejemplo As, Sb, Bi, Pb, Ni, Zn y metales preciosos, ver tabla adjunta los cuales se encontraban en el concentrado original y no se eliminaron durante la fundición. Esta mata se carga en estado fundido (1100 oC) a un convertidor para su transformación a “cobre blister”.

Tabla de análisis de cargas y productos de un convertidor

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El propósito de la conversión es eliminar el hierro, azufre y otras impurezas de la mata produciendo así un cobre metálico líquido en forma de cobre blister (no refinado 98,5 a 99,5 % de Cu). Esto se logra al oxidar la mata fundida a una temperatura elevada, de 1150 a 1250 oC, con aire. El cobre blister producido posteriormente se refina térmicamente y se electrorrefina para producir un cobre de pureza alta (> 99,99% de Cu). Los análisis representativos de las materias primas y productos del convertidor se indican en la tabla anterior La conversión de la mata de cobre se lleva a cabo casi universalmente en el convertidor cilíndrico Peirce-Smith. La mata fundida se carga al convertidor por una gran abertura o “boca” y s e inyecta aire al interior de la mata por toberas situadas a lo largo del convertidor. Los productos del convertidor son la escoria y el cobre blister. Esto se presenta en diferentes etapas del proceso donde la mata y la escoria se vierten en forma separada por la boca del convertidor al girarlo alrededor de su eje (ver figura adjunta b). Durante la conversión también se producen volúmenes grandes de gases calientes que contienen SO 2, los cuales se colectan por medio de una campana ajustable sobre el convertidor. Los gases contienen de 5 a 15% de SO 2 y en muchos casos el SO 2 se elimina de éstos como ácido sulfúrico. Las reacciones de conversión son exotérmicas y el proceso es autógeno.

Figura 16. Convertidor Peirce Smith

1. Corte del convertidor Peirce-Smith de soplo lateral horizontal para producir cobre blister de la mata

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Figura 17. Etapas de trabajo de un convertidor Peirce-Smith

2. Posiciones del convertidor Peirce-Smith para cargar, soplar y vaciar (escoria o cobre). El mecanismo de rotación también se usa para levantar las toberas fuera de los líquidos en caso de una falla en el soplador u otra urgencia. ETAPAS DEL PROCESO DE CONVERSIÓN La conversión se lleva a cabo en dos etapas distintas tanto química como físicamente en las cuales se necesita la inyección de aire al interior de la fase de sulfuro fundida: 1. La etapa formadora de escoria en la cual el FeS se oxida a FeO, Fe 3O4 y gas SO2. Las temperaturas de fundición de los óxidos FeO y Fe 3O4 son 1385 oC y 1597oC, respectivamente, y el fundente de sílice se agrega durante esta etapa por medio de un cañón de fundente (ver figura anterior a) para que se combine con el FeO y parte del Fe 3O4 como escoria líquida. La etapa formadora de escoria se termina cuando el FeS de la mata se ha oxidado casi completamente, es decir, hasta un punto donde la mata contiene menos de 1% de FeS. La escoria líquida de fayalita (2FeO.SiO 2), saturada con magnetita, se vierte varias veces durante la etapa formadora de escoria. El producto principal de esta etapa es el “metal blanco”, o sea, Cu2S líquido impuro. 2. La etapa formadora de cobre en la cual el azufre remanente se oxida a SO2. El cobre no se oxida apreciablemente por el aire hasta que está casi libre del azufre y por lo tanto, el cobre blister, producto de la conversión, tiene concentraciones bajas en azufre y oxígeno (de 0,02 a 0,1% de S, y de 0,5 a 0,8% de O 2).

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Figura 18: Vistas lateral y frontal de un convertidor Peirce-Smith

En las operaciones industriales, la mata se agrega al convertidor en dos o más etapas, seguida cada etapa por la oxidación de gran parte del FeS de la carga. La escoria resultante se vierte del convertidor después de cada etapa de oxidación y se agrega nuevamente mata. En esta forma, la cantidad de cobre (como mata) dentro del convertidor aumenta poco a poco hasta que existe suficiente para una “inyección” formadora de cobre

final. En este punto, el FeS en la mata se reduce hasta alrededor de 1%, se elimina una escoria final y el metal blanco resultante (Cu 2S impuro) se oxida hasta cobre blister. El proceso de conversión termina cuando el óxido de cobre comienza a presentarse con el cobre líquido. La inyección de aire en las matas fundidas Cu 2S.FeS da por resultado la oxidación preferencial del FeS a FeO y Fe 3O4. Cualquier Cu2O que se forma vuelve a sulfurar hasta transformar al Cu 2S por la reacción: FeS (l ) + Cu2O (l , escoria) ↔ FeO (l , escoria)+ Cu2S (l ) ∆G. 1 200oC = - 30 000 kcal/(kgmol de FeS) La constante de equilibrio de la reacción, o sea =

K

aFeO aCu2S aFeS aCu2O

es 104 (1 200o C, Johansen y colaboradores, 1970) la cual muestra que el FeS forma sulfuros con el Cu 2O casi completamente. Por supuesto, cuando el FeS se elimina durante la conversión, su actividad disminuye y existe una tendencia hacia actividades (y concentraciones) del Cu 2O más altas en las escorias que se producen posteriormente en la etapa formadora de escoria.

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También es posible que se produzca cobre metálico líquido durante la etapa formadora de escoria, pero éste vuelve a formar sulfuros con el FeS según a la reacción: FeS (l ) + 2Cu (l ) + ½ O2 ↔ Cu2S (l ) + FeO (l , escoria) ∆G. 1 200oC = - 43 000 kcal/(kgmol de FeS) -1 2.

CONDICIONES FINALES DE LA ETAPA FORMADORA DE ESCORIA Al final de la etapa formadora de escoria el convertidor contiene: Escoria fundida: Fayalita (2FeO.SiO 2), con 10 a 20% de magnetita sólida (saturada) y hasta 15% de cobre disuelto y arrastrado mecánicamente. Mata fundida:

Principalmente CusS con menos de 1% de FeS

Estas dos fases son inmiscibles y la escoria se separa fácilmente de la mata al ladear cuidadosamente el convertidor. 2.1

ETAPA FORMADORA DEL COBRE El cobre metálico fundido se forma en el convertidor por una combinación de las reacciones: Cu2S(l ) + 3/2 O2 ↔ Cu2O(s ) + SO2 ∆Go. 1200oC = - 54 500 Cu2S(l ) + 2Cu2O(l ) ↔ 6Cu(l ) + SO2 ∆Go. 1200oC = -11 500 Cu2S(l ) + O2 2Cu(l ) + SO2 ∆Go. 1200oC = - 40 200 ↔

Donde las energías libres de todas las reacciones se expresan en kcal por kgmol de SO2. (King y colaboradores, 1973). Estas reacciones comienzan al final de la etapa formadora de escoria y probablemente exista una cantidad pequeña de cobre metálico en el fondo del convertidor antes de que la escoria final sea desechada. Existen tres pasos en la etapa formadora de escoria (Peretti, 1948) como se indica en el diagrama de fases Cu-S (ver figura siguiente).

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Figura 19. Diagrama de fases Cu-S % en peso de S A) Diagrama de equilibrio de fases cobre-sulfuro en el que se muestra la trayectoria de la reacción de conversión (a,b,c,d a 1200 oC).

Figura 20: Esquema del convertidor Peirce-Smith y sus dos líquidos inmiscibles, b) y c), durante la etapa de conversión en la fabricación de cobre.

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1. Cuando primeramente se inyecta el aire al Cu2S, el azufre se elimina como SO2 para dar un “metal blanco” deficiente en azufre, pero no cobre metálico. La reacción total de este paso es: Cu2S + x O2



Cu2S1-X + x SO2

Y tiene lugar hasta que el azufre se reduce hasta 19,4% (punto b , 1200oC, figura A). Parte de este proceso tiene lugar durante la etapa formadora de escoria. 2. La inyección de aire posterior causa la aparición de la segunda fase líquida, el cobre blister que contiene 1,2% de S (punto c ). esto se debe a la composición promedio de los líquidos ahora está en la región de inmiscibilidad líquido-líquido. La fases metálica de cobre blister, es más densa que el Cu 2S deficiente en azufre y esto hace que se sedimente en el fondo del convertidor (figura B) *La inyección adicional de aire da por resultado que el azufre residual sea eliminado del sistema y la cantidad de cobre blister aumente a expensas del metal blanco de acuerdo a la reacción total. Mientras la composición promedio combinada del sistema esté dentro del intervalo de inmiscibilidad, el convertidor contiene metal blanco (19,4% de S) y cobre blister (1,2% de S), cambiando solamente las proporciones. 3. Con el tiempo el sistema se vuelve tan deficiente en azufre que la fase sulfuro desaparece y sólo permanece el cobre blister (1,2% de S). El azufre final se elimina por una inyección adicional y se debe tener mucho cuidado para asegurar que el cobre no sea sobre oxidado a Cu2O. Este tratamiento es necesario porque ya no existe Cu2 S para reducir el Cu 2 O a cobre por la reacción. *

El convertidor de inyección lateral insufla aire a la fase sulfuro (mata) y no al interior del cobre blister (figura B) y está es la razón principal para su uso. Los primeros experimentos con los convertidores Bessemer de inyección por el fondo no dieron buenos resultados porque el cobre líquido se enfriaba con el aire que entrada hasta un grado tal que se solidificaba en el interior de las toberas. 3.

INNOVACIONES RECIENTES EN LA CONVERSIÓN DE COBRE Las innovaciones recientes más importantes en la conversión de cobre han sido:  



La implantación del control automático por computadora; El uso de la flotación en espuma para recuperar el cobre a partir de las escorias del convertidor solidificadas. El enriquecimiento del aire inyectado con oxígeno y la fundición de concentrados dentro del convertidor.

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4.


OPERACIONES DE CONVERSIÓN INDUSTRIALES

Figura 21. Descarga de un convertidor Peirce-Smith

Los convertidores industriales Peirce-Smith convencionalmente de 4m. de diámetro y 9 m. de longitud (interior de la coraza) ambas ± 20%. Se construyen de una coraza de acero de 4 a 5 cm. de espesor, revestidos con ladrillo térmico de magnesita o cromo-magnesita de 25 a 75 cm. Los convertidores de estas dimensiones tratan de 300 a 500 toneladas de mata por día para producir de 100 a 200 toneladas de cobre. Una fundidora normalmente tiene de tres a seis convertidores (uno o más de estos en espera o en reparación, dependiendo de la capacidad del horno de fundición. El aire se inyecta al interior de los convertidores (de 500 a 700 m 3N/min, 1 atm manométrica) a través de una sola línea de toberas de 4 a 6 cm. de diámetro. Existen de cuarenta a cincuenta toberas por convertidor, dependiendo del diámetro y tamaño del mismo. Las toberas consisten en tubos de acero empotrados en el refractario y se conectan al tubo distribuidor lineal del convertidor. Las toberas requieren limpieza periódica (“punzonado”, “punching”)

para eliminar las incrustaciones que se forman en la punta de la tobera y obstruyen el flujo de aire. El “punzonado” se efectúa al introducir una barra de acero a través de la tobera por un sistema mecánico o neumático. Cada tobera se puede equipar su propia barra (a menudo disipada automáticamente automáticamente cuando la presión de aire aumenta debido al bloqueo de la tobera) el punzonado puede efectuarse con dos o cuatro barras montadas sobre un carro móvil detrás del convertidor. Un punzonado adecuado es importante para asegurar un flujo de aire uniformemente distribuido en todas las partes del convertidor. Se instala en el convertidor un mecanismo rotatorio que permite que sea colocado correctamente para la carga, inyección y extracción. Esta capacidad rotacional también permite: a) sacar las toberas de los líquidos en el caso de una falla al inyectar y b) sumergir las toberas hasta la profundidad deseada en los mismos.

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El revestimiento refractario de un convertidor dura de 100 a 200 días después de lo cual el convertidor se saca de servicio para revestirlo nuevamente. Los refractarios se gastan más severamente detrás de de las toberas y esta región región es la que limita la vida útil del convertidor. En general, una inyección fuerte del convertidor para lograr una productividad alta conduce a una vida corta, pero las toneladas reales de cobre producido por revestimiento se pueden, de hecho, aumentar por este tipo de práctica. Los factores principales que determinan la producción de cobre en los convertidores son a) el grado de la mata y b) la velocidad de inyección del aire. La importancia del grado de mata se muestra en la figura 9.4 la cual demuestra que la cantidad de aire necesario para la producción de cobre decrece drásticamente con un grado creciente de la mata. Esto es, por supuesto, porque existe mucho menos FeS para ser oxidado. De ese modo, la conversión de la mata (y producción de cobre, en toneladas por día) pueden aumentar apreciablemente al cargar una mata de grado alto. Las productividades del convertidor también aumentan al elevar la velocidad de inyección del aire. Sin embargo, existe un límite superior para la velocidad de inyección arriba del cual los líquidos se expulsan en gran cantidad del convertidor. En general, las velocidades de inyección se mantienen por debajo de 700 m3N/min. 5.

EFICIENCIA DEL OXÍGENO La productividad del convertidor también depende de la eficiencia con que el aire se utiliza para la oxidación del hierro y azufre. Las eficiencias del oxígeno de los convertidores industriales son del orden de 50 a 75% para el proceso de conversión total donde:

Figura 22. 22. Soplador de oxigeno

La eficiencia del oxígeno se eleva al mantener las toberas sumergidas tan profundamente como sea posible en la mata, lo cual proporciona un tiempo de residencia máximo para el oxígeno. 6.

PÉRDIDAS DE COBRE EN LAS ESCORIAS DEL CONVERTIDOR Las escorias de convertidor contienen de 2 a 15% de Cu lo cual significa que deben sufrir un tratamiento posterior para recuperar el cobre. 48

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Los grandes contenidos de cobre de las escorias de convertidor se deben a: 1. La agitación violenta de la mata y escoria lo cual causa un excesivo arrastre de mata, especialmente cuando las escorias son viscosas debido a la presencia de magnetita sólida; 2. El potencial alto de oxígeno del convertidor, el cual tiende a causar la formación de óxido de cobre.

Figura 23. Diagrama de fases de escorias es corias

6.1

ELIMINACIÓN DE LAS IMPUREZAS DURANTE LA CONVERSIÓN Los elementos principales eliminados de la mata durante la conversión son el hierro y el azufre, pero muchas otras impurezas se eliminan ya sea como vapor o en la escoria. La distribución de los elementos entre el cobre blister, vapor y escoria se estiman en la tabla y las composiciones de los polvos provenientes de los precipitadores electrostáticos de varias operaciones de conversión se muestran en la tabla

Tabla 2: Distribución estimada de impurezas durante la conversión

49


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En resumen, la tabla muestra que el As, Bi, Cd, Ge, Hg, Pg, Sb y Sn se eliminan como vapor durante la conversión, mientras que la mayor parte del zinc se elimina junto con el hierro en la escoria. La mayor parte de los metales preciosos, níquel y cobalto acompañan al cobre blister del cual se recuperan durante la electrorefinación. Los polvos y los vapores de los convertidores contienen suficiente cobre para recircularlos al horno de fundición o al convertidor mismo. Sin embargo, este procedimiento regresa todas las impurezas al circuito y, por lo tanto, algunas fundidoras tratan los polvos para eliminar las impurezas antes de que éstos se recirculen. El bismuto en particular se recupera de los polvos del convertidor porque: a) causa fragilidad en los ánodos de cobre finales y b) puede ser subproducto valioso. 6.2

REFINACIÓN Es la operación final en la que se separan, y generalmente se recuperan, las últimas cantidades de impurezas que aún quedan después de que en los procesos extractivos mayores los elementos constitutivos metálicos de valor se han concentrado y separado en su mayor parte de la gran cantidad de material de ganga asociado. La operación de refinación se considera por lo general separadamente del proceso extractivo, y en muchos casos las dos plantas están alejadas entre sí, embarcándose el metal crudo de la fundición para su tratamiento final a la refinería. Esto resulta práctico a menudo por la gran reducción de volumen que se logra en las operaciones de fundición, al separar la mayoría de las impurezas de ganga en forma de escoria y dejar solo un tonelaje relativamente pequeño de metal semi puro para ser embarcado a la refinería. El tipo de refinación a emplear para la purificación del metal impuro que se recibe de la fundición depende de las diferentes impurezas y de las cantidades a separar, así como de la pureza deseada del producto metálico refinado, sea que se traten de recuperar o no las impurezas como sub-productos. Para lograr esto, existen tres tipos diferentes de refinación: refinación a fuego, refinación electrolítica y refinación química, y en ciertos casos una combinación de refinación preliminar a fuego con refinación electrolítica.

7.

REFINACIÓN TÉRMICA 7.1

PREPARACIÓN DE ÁNODOS: REMOCIÓN DE AZUFRE Y OXÍGENO Cabe la posibilidad de que todo el cobre producido por la fundición de matas se electrorefine posteriormente. Por esta razón, el producto de 50

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cobre líquido de la fundición debe ser apropiado para el vaciado de ánodos fuertes y delgados (de 4 a 5 cm). Esto requiere que el cobre blister de convertidor sea refinado térmicamente para remover la mayor parte de su azufre y oxígeno disueltos. El cobre blister proveniente de la conversión contiene alrededor de 0.05% de azufre y 0.5% de oxígeno disueltos. En estos niveles, el azufre y el oxígeno se pueden combinar durante la solidificación para formar ampollas de SO2 dentro y sobre el metal recientemente vaciado. Esto impide el colado directamente del cobre blister de ánodos fuertes, delgados y de superficie lisa. En términos estequiométricos, la combinación de 0.01% en peso de azufre disuelto y 0.01% en peso de oxígeno disuelto puede producir aproximadamente 3 cm3 de SO2 (1 083°C) por cm3 de cobre.

Figura 24. Eliminación de azufre en la refinación térmica.

El objetivo principal de la refinación térmica es eliminar el azufre del cobre blister líquido para evitar así la formación de ampollas durante la solidificación. Las dos etapas son: 1. Oxidación con aire del azufre para dar SO 2 hasta una nivel de 0.001 ó 0.003% en el cobre. 2. Eliminación del oxígeno que se ha disuelto en el cobre durante la etapa de conversión y refinación anterior a) El oxígeno se reduce desde alrededor de 0.6 hasta 0.05 % mediante la introducción de hidrocarburos en el cobre fundido. En esta etapa (introducción de troncos de madera verde) se reduce la formación de óxido de cobre durante la solidificación. Por consiguiente, en esta etapa se trata de reducir el tenor de O2, S y también, de Fe, y algunas otras impurezas, a fin de obtener las cualidades

51


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químicas y mecánicas óptimas del metal para el proceso ulterior de electrorefinación. Entre los requisitos, los principales consisten en una estructura cristalina, sólida y densa, y una superficie lisa del metal. De esta forma, se facilitará la fabricación de ánodos mecánicamente perfectos, en dimensiones y propiedades superficiales que sufrirán una corrosión uniforme en el baño electrolítico y produzcan un mínimo de retornos o chatarra anódica. Este objetivo se logra mediante una fase de oxidación, seguida de otra de reducción y desgasificación, ambas perfectamente controladas, que no se pudiera haber ejecutado en el convertidor, sin alargar exageradamente el proceso, incluso con posible deterioro de la mampostería, etc. Llamando nuevamente los elementos acompañantes, o de impureza del cobre blister, por el símbolo “m”, se podrá escribir la siguiente ecuación

representativa de la reacción oxidación/reducción. Cu20 + me = 2Cu + meO

Si “me” representa S, es obvio que se debe mantener una atmósfera

oxidante intensa, en que una parte del Cu blister se convierte en Cu2O, para poder eliminar completamente el S, que como sabemos, tiene una fuerte afinidad por el Cu. Esta oxidación se lleva a cabo durante la primera etapa de la refinación térmica, llamada “blowing” o “ensuflado”,

mediante inyección de aire comprimido por lanzas, en el baño de cobre líquido, con escorificación simultánea de otras impurezas oxidables, por adición de fundentes adecuados (SiO2, Na2CO3, etc). Durante la etapa de oxidación, se llega a una saturación del Cu con O2 (hasta aproximadamente 1%), con lo que se puede bajar el contenido de S hasta el orden de 0.001%, produciendo al mismo tiempo una escoria rica en Cu, que será recirculada al horno reverbero.

La segunda etapa, de reducción y desgasificación, se denomina “pooling” o “apaleo”, en vista de la práctica tradicional de utilizar para esta

operación, troncos de madera resinosa (p. Ej. Eucalipto), cuyo contenido de hidrocarburos reduce el contenido de O2 del Cu, mientras que el desarrollo de gases de combustión y de evaporación de la humedad y de las resinas, provoca la expulsión del SO2 disuelto en el Cu.

El consumo de palos de eucalipto para el “apaleo” es del or den de unos

35 kilos/TM de Cu refinado.

Recientemente, se ha comenzado a utilizar gases industriales en vez de palos de madera, para llevar a cabo la etapa de reducción y desgasificación, siendo el gas preferido el NH 3, que a la temperatura a de operación, del orden de 1250 °C, se descompone en N 2 y H 2 (el segundo reduce el O2 del Cu2O, y el N2 ayuda a la desgasificación, por su fuerte

52

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agitación, y por no ser soluble en el Cu líquido). Su consumo es del orden de 0.1 kilo NH3 por TM de cobre.

Figura 25. Operaciones de reducción

Otros gases, como propano, gas natural, metano, etc., no se descomponen con la misma velocidad que NH3, en contacto con el baño de Cu, y solamente pueden ser usados después de su conversión química con H2O o por combustión incompleta, del tipo: CH4 + H2O = CO + 3 H2 CH4 + O2 = CO + H2 + H2O

(gas de agua) (combust. Incompl.)

Es digno de nota el hecho que el control del proceso de refinación térmica no se efectúa con métodos de química analítica, sino mediante pruebas artesanales, tradicionales, llamadas “Pruebas de cuchara”. Estas consisten

en una toma de muestra de metal líquido, en varios estados de oxidación/reducción, en cucharas de fierro fundido, en las cuales se observa el “set” superficial, así como la fractura.

El Cu saturado con 1.0 a 1.5% O 2 presenta un “set” superficial ampolloso y una fractura de color violeta o azul, por la presencia de Cu 2O. A medida que avanza la etapa de reducción, o “poling”, desaparece el color violeta/azul, de la fractura, que es reemplazado por el color rojo típico del Cu. El “set

superficial” pierde su aspecto ampolloso y presenta una

superficie lisa, que en el punto final exhibe una ligera depresión central,

“rechupe” por haberse minimizado el desarrollo de gases (en esta fase,

formación de H2O por reacción del Cu2O con H2 de los gases de apaleo).

El fundidor experto determina el “punto de moldeo” después de un ligero “sobre-apaleo”, en el cual hay un exceso de H2; en este punto hay un

"set" completamente horizontal, y el contenido de O 2 ha bajado hasta 0.9% - 0.95% O2, condiciones óptimas para el moldeo de los ánodos.

53


7.2

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SELECCIÓN DE HIDROCARBUROS PARA LA DESOXIDACIÓN El aire es la elección universal para extraer el azufre del cobre pero varios de los hidrocarburos son aprovechados para la operación posterior de desoxidación, específicamente el gas natural, gas natural reformado, propano, aceite ligero, madera y, en casos aislados, amoniaco. Oudiz (1973), McKerrow y Pannell (1972) y Nulholland (1969) observaron que el uso de troncos de madera es caro y peligroso y concluyeron que la desoxidación con gases es un proceso mucho más simple y más económico. Parece que el gas natural y el propano son igualmente apropiados para el proceso de desoxidación, aunque ambos provocan formación excesiva de hollín y humo en la salida de los gases del horno de refinación. Esta emanación de humo puede ser parcialmente eliminada mediante la introducción de vapor en el baño de cobre, pero es un problema grave de contaminación. El gas natural reformado (CO + H 2) está libre del problema del hollín y ha encontrado gran aplicación, debido en parte a la mejor tecnología reformadora (por ejemplo, Phelps Dodge, Hidalgo, Nuevo México). El amoniaco es un gas desoxidante satisfactorio, pero es costoso y origina vaporización significativa de cobre debido a la formación de un complejo gaseoso cobre-amoniaco. 7.2.1

COLADA DE ÁNODOS

Figura 26. Tornamesa de ánodos

Todos los ánodos de cobre, virtualmente, se vacían en moldes planos y abiertos sobre una gran rueda giratoria. La rueda gira para llevar un molde para el ánodo hasta la posición de vaciado abajo de la corriente de cobre donde se detiene mientras se llena el molde. Cuando el molde del ánodo está lleno, la rueda 54

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gira de nuevo hasta llevar un nuevo molde para ánodo a su posición de llenado y así sucesivamente. Se evita el derrame de cobre entre los moldes durante las rotaciones por medio de un depósito inclinable “tundish” con el cual la corriente de cobre

puede ser interrumpida a voluntad. En algunas fundidoras los ánodos se vacían en pares para aumentar la velocidad del proceso. Normalmente existen veinte a treinta moldes de ánodos por rueda y la velocidad de vaciado es del orden de 25 a 50 toneladas por hora. Los ánodos recién vaciados se enfrían mediante chorros de agua a medida que gira la rueda y se sacan sus moldes (ahora automáticamente, en algunas plantas) después de una media rotación. Luego el molde vacío se rocía con una lechada de cal para impedir que se pegue el siguiente ánodo. El aspecto más importante del vaciado de ánodos (además de la superficie plata descrita es la precisión en el espesor del ánodo (es decir, su peso) el cual debe ser tan uniforme como sea posible. Esta uniformidad asegura que durante la electrorefinación, todos los ánodos dentro de una celda de refinación alcancen el fin de su ciclo de refinación útil al mismo tiempo, y no que mientras algunos estén completamente corroídos otros todavía estén tan gruesos que necesiten refinación posterior. 7.3

REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DEL COBRE

Figura 27. Casa de celdas de una refinería electrolítica de cobre.

7.4

ELECTROREFINACIÓN Todo el cobre recibe, virtualmente, tratamiento electrolítico durante su producción a partir de la mena. Se somete a: 55


 

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Electrorrefinación de los ánodos de cobre impuros o Separación por electrólisis a partir de soluciones de lixiviación o soluciones de extracción por disolventes. La electrorrefinación se usa para la producción de mucho más cobre catódico que la separación por electrólisis.

La electrorrefinación consiste en la disolución electroquímica del cobre de los ánodos impuros y el depósito selectivo de este cobre disuelto en forma pura sobre cátodos. La electrorrefinación tiene dos objetivos: 



Eliminar las impurezas que dañan las propiedades eléctricas y mecánicas del cobre. La pureza del cobre electrorefinado es mayor del 99.9% de Cu, con menos de 0.004% de impurezas metálicas (incluyendo azufre) lo cual es apropiado para todos los usos industriales, incluyendo las aplicaciones en ingeniería eléctrica. Esta pureza no se obtiene sólo mediante las técnicas de refinación térmica. La electrorrefinación separa las impurezas valiosas del cobre. Estas pueden ser recuperadas después como subproductos metálicos.

Tabla 3. Composiciones de los ánodos y los cátodos en las refinerías modernas.

7.5

PRINCIPIOS DE LA REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DEL COBRE La aplicación de un potencial eléctrico entre un ánodo de cobre (electrodo positivo) y un cátodo de cobre (electrodo negativo), ambos sumergidos en una celda que contenga una solución de sulfato de cobre acidificada, origina que tengan lugar las reacciones y procesos siguientes: 

El cobre del ánodo se disuelve electroquímicamente dentro de a solución, es decir:

56

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Cu ánodo

 Cu

2



2e -

E



0.34 V

(3.1)

Con lo que se producen cationes de cobre más electrones. 





Los electrones producidos por la reacción (3.1) son conducidos hacia el cátodo a través del circuito y suministro de energía externa. Los cationes Cu2+ en la solución emigran por difusión y convección hacia el electrodo negativo (cátodo) Los electrones y los iones Cu 2+ se recombinan en la superficie del cátodo para producir cobre metálico que se deposita sobre el cátodo, es decir,

Cu 2 

 2e   Cu

0

E

 0.34 V

(3.2)

Los efectos finales son la disolución electroquímica del cobre del ánodo; la emigración de electrones y iones de cobre sobre el cátodo; y el depósito de cobre sobre la superficie del cátodo. La reacción electroquímica total es la suma de las reacciones (3.1) y (3.2) Cu

 Cu



Para lo cual el potencial teórico reversible, o sea la diferencia entre los potenciales de electrodo es cero. En la práctica real, la resistencia al flujo de corriente en el electrolito (por transporte de iones) y la resistencia al flujo de electrones en las barras de distribución y conexiones eléctricas deben ser vencidas aplicando una tensión entre los ánodos y cátodos. También existe una sobretensión (≈ 0.06 V) necesaria para el depósito de cobre sobre el cátodo y uno mas pequeño en el ánodo. La tensión en las celdas industriales, es decir, entre los ánodos y cátodos es de 0.25 a 0.3 V. 7.6

COMPORTAMIENTO DE LAS IMPUREZAS DEL ANODO DURANTE LA ELECTRORREFINACIÓN En la tabla 3.1 se indica que las principales impurezas en los ánodos de cobre son el As, Bi, Fe, Ni, Pb, Sb, Se y Te, las cuales deben ser eliminadas. Además, el Au y la Ag generalmente están presentes en cantidades bastante grandes por lo que su recuperación es redituable. Los patrones de comportamiento de estas impurezas durante la electrorrefinación son como sigue: 

Ag, Au y metales del grupo del platino. 57


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El oro y los metales del grupo del platino no se disuelven en el electrolito de sulfato y, por lo tanto, no pasan al electrolito ni se depositan en el cátodo. La plata contenida en el ánodo se disuelve hasta un cierto grado, pero precipita a partir del electrolito como AgCI si se disuelve en el electrolito una pequeña cantidad de NaCI, hasta de 0.05 Kg/m 3 o HCI. Puesto que todos estos metales son más nobles que el cobre (es decir, que se pueden depositar sobre el cátodo a una tensión más baja que la necesaria para depositar el cobre, tabla 3.2, es una suerte que no se integren al electrolito. Cualquier aparición de estos metales en el cátodo se debe a la absorción de pequeñas cantidades de residuos del ánodo. a) S, Se y Te El azufre, selenio y telurio están presentes en los ánodos como compuestos con cobre, plata o con ambos; en formas como por ejemplo Ag2Se, Cu2Se, Ag2Te4 o Cu2S, no se disuelven electroquímicamente en el electrolito. Estos compuestos, por consiguiente, pasan principalmente a los residuos de ánodos de una manera similar a los metales nobles. (3.3)

Tabla 4. Potenciales de electrodo estándar de los elementos importantes en el electrorrefinación

b) Pb y Sn El plomo y el estaño forman sulfatos que son insolubles en el electrolito (PbSO4) y Sn (OH) 2SO4 y por lo tanto, estos no forman parte del electrolito en grado apreciable. c) As, Bi, Co, Fe, Ni y Sb Todos estos metales son menos nobles que el cobre (tabla 3.2) y los que se encuentran en el ánodo tienden a disolverse electroquímicamente junto con el cobre del ánodo. Y aun mejor que este metal. Tienden, por lo tanto, a aumentar paulatinamente dentro del electrolito durante la 58

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electrorrefinación. Estas impurezas deben eliminarse del electrolito o, con el tiempo, contaminarán el cobre catódico, en especial por la absorción de electrolito impuro en los depósitos progresivos del cátodo. En la tabla 3.3 muestra la distribución de las impurezas entre los residuos de ánodo y el electrolito y se indica qué cantidades significativas de As y Sb aparecen en los residuos del ánodo, la mayor parte, probablemente, como resultado de la formación de compuestos con el cobre en el ánodo. El bismuto se comporta de manera similar. Además, se supone que el As, Bi y Sb se combinan en cierto grado para formar precipitados de arsenato, los cuales también se presentan en los residuos del ánodo. La totalidad del As, Bi, Co, Fe, Ni y Sb se disuelve en el electrolito.

Tabla 5. Proporción de impurezas que pasan a los residuos del ánodo y al electrolito según la estimación de Eichrodt y Schloen

7.7

PROCEDIMIENTOS DE LA CASA DE TANQUES 7.7.1

CATODOS ( HOJAS INICIADORAS) El cátodo (hoja de inicio o de arranque) sobre el cual el cobre se deposita electrolíticamente siempre es de cobre de alta pureza, lo cual significa que al final de la electrorrefinación dicho cátodo puede pasar a la fundición directa. Las hojas de arranque se producen en celdas “separadas” especiales

mediante depósito electrolítico de cobre durante 24 h sobre piezas de bruto de titanio o cobre laminado y duro. Las hojas de arranque son de 0.5 a 1 mm de grosor y pesan alrededor de 5 Kg. Los ánodos usados en las celdas son de la composición usual de refinería, pero normalmente son un poco más grandes en el frente para evitar los bordes ásperos en las hojas iniciadoras. Los procedimientos de depósito son los mismos que

59


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los de las celdas de producción excepto por el retiro y desprendimiento más frecuente de los cátodos. La preparación final de las hojas iniciadoras consiste en lavarlas y enderezarlas; luego las hojas se sujetan mediante asas en la hoja de arranque a las barras de soporte de cobre rolado. La hoja completa, entonces, es realzada (grabada en relieve) para aumentar su rigidez. Una innovación importante en la manufactura de las hojas iniciadoras ha sido reemplazar de manera creciente con titanio las piezas de cobre laminado endurecido. El cobre laminado duro requiere considerable lubricación para permitir el desprendimiento de las hojas de inicio depositadas electrolíticamente, pero el titanio forma una delgada capa conductora, adherente, la cual permite la fácil separación y desprendimiento a menudo por medios mecánicos automatizados. Los bordes de las piezas de titanio frecuentemente se cubren con partes cuyos bordes tienen plástico. Estas facilitan el desprendimiento y evitan el depósito electrolítico de cobre entre las dos caras de la pieza. Las operaciones de enderezar, hacer las asas y cargar las celdas ya han sido mecanizadas en muchas refinerías, con lo que hay un ahorro considerable en los costos de producción.

Tabla 6. Intervalos de composición de los electrolitos en las modernas refinerías de cobre. Los electrolitos de la refinación de cobre contienen aditivos orgánicos.

7.7.2

PROCEDIMIENTOS PARA LA ELECTRORREFINACIÓN La electrorefinación comienza al iniciarse el flujo de electrolito a través de la hilera o sección de celdas de la refinería recientemente limpiadas, seguida por la colocación en grupo de 60

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

cobre depositado electrolíticamente que pudieran haber crecido entre los pares ánodo – cátodo por el corto circuito. Al final de un ciclo de ánodo, cada uno de ellos ha sido disuelto electrolíticamente en casi 85%. Los restos de los ánodos sin disolver (desperdicio o chatarra) se retiran de las celdas y después de lavados, se funden y se vuelven a vaciar como ánodos nuevos. Se retira el electrolito de las celdas y los residuos del ánodo se canalizan hacia un sistema de donde se recolectan y desde donde son transportados a la planta de recuperación de metales preciosos, entonces comienza nuevamente el ciclo de refinación. 7.8

CONTROL DE LOS PROCEDIMIENTOS DE REFINACIÓN Los factores técnicos más importantes en la electrorefinación son:  

Pureza del cátodo. Producción 61




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Consumo de energía por toneladas de cátodo.

Las variables más importantes que determinan estos parámetros son:  



Calidad del ánodo (uniformidad en la forma y peso) Condiciones del electrolito (pureza, temperatura, velocidad de circulación) Densidad de corriente del cátodo.

El control del espaciamiento entre los electrodos y la prevención de cortos circuitos también son importantes. 7.9

EL ELECTROLITO Como se muestra en la tabla 3.4, el electrolito contiene de 40 a 50 Kg de Cu por m3, de 180 a 200 Kg de H 2SO4 libre por m3 e impurezas (principalmente Ni, As, Fe y Sb). También contiene abrillantadores y suavizadores de superficie orgánicos. El electrolito se mantiene caliente por medio de intercambiadores de calor a una temperatura entre 60 y 65°C (a la entrada de la celda) la cual cae hasta 55 y 60°C (a la salida de la celda) durante la circulación por las celdas. La circulación a través de las celdas es del orden de 0.02 m 3 /min lo cual significa que una celda cambia su electrolito una vez cada 5 o 6 h. La circulación es esencial para transportar desde la celda las impurezas disueltas, para asegurar concentraciones uniformes del ion cobre en las superficies de electrodo y restituir los aditivos orgánicos.

7.10 INNOVACIONES RECIENTES EN LA ELECTROREFINACIÓN Inversión Periódica de Corriente La innovación reciente más significativa en la refinación de cobre ha sido el uso de la inversión periódica de corriente que ha permitido un aumento en las velocidades de refinación hasta de 1 5 % sin pérdidas excesivas en la pureza del cátodo. El método ha sido probado en muchas refinerías y ha sido instalado un equipo de inversión eléctrica por parte de la industria para que haya capacidad para aumentar rápidamente las velocidades de producción. La producción de cátodos está restringida normalmente por una densidad de corriente limitada del orden de 250 A/m2. Arriba de esta densidad de corriente limitada, los ánodos tienden a pasivarse y se deteriora la pureza del cátodo. Estos problemas se resuelven en gran medida si se invierte periódicamente la dirección de la corriente directa durante cortos intervalos (por ejemplo, 10 s de inversión cada 200), lo que a su vez, permite velocidades de refinación más altas (o sea, densidades de corriente más altas).

62

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Los principales efectos de invertir la dirección de la corriente directa son los siguientes: 

En el ánodo Los iones de cobre adyacentes al ánodo se depositan de nuevo en él, con lo que disminuye así la concentración de los iones de cobre en la superficie del ánodo. Así se eliminan temporalmente las condiciones de saturación de sulfato de cobre en la superficie del ánodo e invierte cualquier tendencia hacia la precipitación del CuSO 4 5H2O sólido. Además, la formación de CuSO4 5H2O sólido parece estar inhibida, aun cuando la dirección de la corriente sea restablecida, debido tal vez a la lenta cinética de formación del sulfato de cobre. En cualquier caso, las pruebas industriales han indicado que la pasivación del ánodo se elimina completamente a densidades de corriente hasta de 270 A/m2 durante 200 s hacia adelante y 10 s de corriente inversa. Se han informado resultados de plantas piloto que indican que puede ser posible operar hasta con 400 A/m2 sin pasivación del ánodo.



En el cátodo La inversión de la dirección de la corriente ocasiona que el cobre se disuelva electroquímicamente en el cátodo, la disolución se presenta especialmente en las áreas más próximas al ánodo (o sea, en nódulos) donde la densidad de corriente está altamente concentrada. El resultado es que los nódulos son disueltos y el depósito en el cátodo se vuelve más plano (y más puro) que con la corriente directa normal. La pureza del cátodo es satisfactoria a densidades de corriente crecientes hasta de 300 A/m2 o 340 A/m2. Es evidente, por lo tanto, que la inversión periódica de la corriente permite una operación con una mayor densidad de corriente sin dañar el rendimiento de la refinación. Se ha hecho un considerable esfuerzo para optimizar las condiciones de la inversión periódica de la corriente y se ha llegado a las siguientes conclusiones: 





La mejor relación tiempo de corriente en un sentido/tiempo de corriente inversa es 20 a 30/1 (la misma densidad de corriente en ambos sentidos) con tiempos de ciclo total entre 1/2 y 3 1/2 minutos. Un aumento en la relación: tiempo en un sentido/tiempo en la dirección inversa conduce a una incidencia en la pasivación del ánodo. Un aumento en el tiempo del flujo inverso de corriente (o sea una disminución en la relación tiempo en un sentido/tiempo en la dirección inversa dar por resultado una eficiencia promedio de corriente en el cátodo más baja debido a que se levanta el material depositado durante el flujo inverso de la corriente. 63


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No se ha informado sobre los efectos de los ciclos de densidad de corriente significativamente diferentes sobre las etapas de flujo en un sentido y flujo en el sentido inverso. La inversión periódica de la corriente da por resultado que el material depositado en él se levante durante el ciclo de inversión lo cual representa un uso negativo de la corriente y energía. Los aumentos en la producción de cátodos mediante aplicación de la inversión periódica de la corriente están acompañados, por lo tanto, por incrementos en el consumo de energía por tonelada de cátodo. Esto no ha permitido adaptar a gran escala este método, pero las nuevas refinerías tienen equipo que se opera con tiristotransformadores de tal manera que la inversión periódica pueda ser aplicada en cualquier momento. 8.

PROCESO PIROMETALURGICO DE UNA PLANTA MODERNA 8.1

EL CONVERTIDOR MODIFICADO TENIENTE (CMT)

Figura 28. Convertidor El Teniente

El proceso del Convertidor Modificado Teniente (CMT), es una alternativa intermedia entre la fusión convencional y la fusión autógena, pues usa el calor de la conversión produciendo en un reverbero, para fundir concentrados en un convertidor modificado. El convertidor modificado se alimenta continuamente con concentrado húmedo y fundente; el aire enriquecido o atmosférico se sopla por las toberas en la mitad contraria a la boca de carguío y evacuación de gases. El producto de alta ley (74-77% Cu) producido es soplado directamente a Wister en convertidores convencionales.

64

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El proceso de fusión y conversión en el Convertidor Teniente se fundamenta en la sucesión de reacciones exotérmicas producto de la reacción del oxígeno del aire con los sulfuros y el aprovechamiento de la energía calórica para la descomposición y fusión de los componentes mineralógicos del concentrado. Las características operativas del CMT son las siguientes: 











Alimentación periódica de mata líquida por la boca del convertidor y sin interrumpir el proceso. La cantidad alimentada depende principalmente del flujo del soplado, nivel de enriquecimiento de oxígeno y concentrado fundido. Alimentación continua y definida (alrededor de 50 ton/hora) de concentrado húmedo más fundente silíceo. Dependiendo de la temperatura del baño se le agrega material frío recirculante. Conversión continua de la mata de reverbero alimentada y de la generada por la fusión del concentrado, mediante el soplado de 24,000 scfm de aire enriquecido con 28 a 30% en oxígeno. Extracción de metal blanco (74 – 75% de cobre) con una frecuencia definida y de escoria (2 - –5% Cu, 22 – 23% en SiO 2 y 16 – 19% en Fe3O4) en forma casi continua dependiendo de la disponibilidad de grúa. El metal blanco es luego procesado en los convertidores convencionales y la escoria retornada al horno reverbero. La temperatura del baño se mantiene entre 2210 y 2250°F y es regulada mediante la variación del enriquecimiento con oxígeno y con la adición de carga fría recirculante. Aproximadamente el 60% de los gases producidos en el reactor son tratados en la Planta de Acido Sulfúrico con una concentración promedio en anhidrido sulfuroso que varían entre 8.5 y 9.1%. El sistema de manipulación de gases consiste en una campana refrigerada, una cámara de enfriamiento evaporativo, un precipitador electrostático caliente y finalmente un ventilador de gases calientes que envía los gases a la Planta de Acido y también el conducto existente que deriva a la chimenea de convertidores.

La fusión de concentrado en el CMT, se fundamenta, en el aprovechamiento de la energía calórica generada por la oxidación del sulfuro de fierro. Por su parte, la descomposición de los componentes mineralógicos del concentrado entrega como productos los que se indican según las reacciones de descomposición que se señalan a continuación: 2 CuFeS2 chalcopirita del concentrado FeS2 pirita del concentrado 2 CuS covelita del concentrado



 

Cu2S FeS

+

2 FeS

+

½ S2

Cu2S +

½ S2

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½ S2 + azufre libre


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Las reacciones son todas endotérmicas, requieren energía calorífica para su desarrollo, pero es posible aprovechar nuevamente al igual que para la mata, el calor generado por la oxidación del sulfuro ferroso para la formación del óxido ferroso y la magnetita, además de la reacción altamente exotérmica siguiente: S O2 Azufre libre + Oxígeno en aire de soplado



SO2 Anhídrido sulfuroso en los gases

El proceso de fusión – conversión en un Convertidor Modificado Teniente se desarrolla según las siguientes actividades operacionales. 1. Alimentación de mata líquida por la boca de carga, con una frecuencia uniforme, de acuerdo con las condiciones de operación del reactor. 2. Conversión continúa de mata procedente de los Reverberos y del generado por la fusión del concentrado alimentado, mediante el soplado de aire enriquecido con oxígeno. 3. Alimentación continúa de concentrado húmedo más sílica más material frío. 4. Extracción de metal blanco con 75% de cobre y escoria con una frecuencia definida. Estas últimas operaciones se efectúan sin interrumpir el soplado de aire por las toberas y la alimentación de concentrado. 5. Evacuación continúa de los gases en forma similar a un convertidor convencional. 6. La temperatura del baño se mantiene en un rango determinado y puede ser regulada variando el flujo de la carga sólida alimentada. La escoria resultante será retornada a los Reverberos. 8.2

DESCRIPCIÓN DEL CMT Y DE SUS INSTALACIONES El reactor CMT (figura) es esencialmente un cilindro hecho de planchas de acero en 2 3/8” de espesor y ha sido diseñado utilizando el método del

elemento finito, y cuyas dimensiones son 15 pies de diámetro y 65 pies de longitud. El recubrimiento de ladrillo es de 18” de espesor a lo largo de la línea de toberas y escoria, y de 15” en el resto de superficie. El cilindro

descansa sobre dos anillos que se desplazan sobre rodillos, y posee un sistema de transmisión flotante tipo Bogiflex accionado por un motor de 250 hp.

66

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Figura 29: CONVERTIDOR MODIFICADO “EL TENIENTE” (CMT)

8.3

CAPACIDAD La capacidad de un CMT se mide por la cantidad de metal blanco producido por día e indirectamente por la velocidad de procesamiento de la mata recibida de Reverberos y del aprovechamiento calórico del equipo en la fusión de los concentrados. La velocidad de procesamiento del equipo está relacionada con el flujo y enriquecimiento en oxígeno del aire de soplado, con el contenido de cobre en la mata y con la calidad del concentrado. Un resumen de las variables de operación de un convertidor en condiciones normales, es el siguiente: Mata procesada: Tiempo efectivo de soplado: Ley de Mata: Concentrado fundido: Cu en el Concentrado: Metal blanco producido: Ley de metal: Aire de soplado: Aire por la tolva de alimentación: Oxígeno de enriquecimiento: % de oxígeno en el flujo de aire:

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593 toneladas cortas por día 90% 35% Cu 820 toneladas cortas por día 27% (promedio) 493 toneladas cortas por día 75% Cu 26,000 p.c.p.m (standard) 3,250 p.c.p.m (standard) 3,000 p.c.p.m (standard) 30.2




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Coraza (shell) La Coraza o Shell del convertidor está construido de piezas de acero estructural resistente tipo Creep en dos espesores; 3 pulgadas en el área de la boca y 2 3(7 pulgadas en el resto del convertidor.



Refractarios El convertidor está revestido interiormente por ladrillos refractarios de cromo-magnestia de liga directa de 18” en la línea de toberas y de 15” de espesor en el interior del cilindro.



Alimentación El alimentador de concentrado al reactor está ubicado en el sector superior del cabezal opuesto a la boca de salida de gases. La alimentación de la carga compuesta por el concentrado, fundente y material frío, se hace mediante fajas-balanzas desde las respectivas tolvas de almacenamiento, cuyas capacidades son: 300, 150 y 75 toneladas cortas, respectivamente.



Extracción de metal blanco Se hace por una placa de cobre refrigerada con agua con orificio de 3”

ubicada en el tambor por el lado de la alimentación. 

Extracción de escoria Se efectúa por una placa de cobre refrigerada con agua, con orificio de 6” de diámetro ubicada en el tambor por el lado de la boca de salida

de gases. 

Sistema Motriz El sistema motriz del convertidor es de transmisión flotante BOGIFLEX.



Sistema de soplado Compuesto por una línea de aire que viene del compresor ubicado en la casa de Blowers y una línea de oxígeno, que viene de la planta de oxígeno, se unen a la entrada al convertidor. La línea de aire enriquecido con oxígeno termina en el equipo con un repartidor múltiple de 48 tubos de 3” de diámetro que alimentan a las toberas de 2 ½”. La presión del aire en el Blower es de 18 psi y la del oxígeno 30

psi.

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

Sistema de compuertas Cambio en caliente Consiste de 4 sectores en el casco ubicados en la línea de toberas que se pueden sacar con facilidad, permitiendo reparar la parte del refractario y el cambio de toberas en caliente, en necesidad de enfriar el convertidor. El Convertidor Modificado Teniente 4 compuertas con 12 toberas cada una.



Sistema de punzado El convertidor cuenta con dos máquinas punzadoras: automática y mecanizada. El punzado es continuo mientras el convertidor esté soplando.

8.4

SISTEMA DE MANEJO DE GASES DEL CMT 

Chimenea La chimenea del Convertidor Modificado Teniente, está construida con paneles refrigerados con agua. El diseño de la chimenea es para que el nivel de infiltración de aire esté entre 80 – 100%, y que la carga de mata al convertidor sea en posición afuera.



Cámara de enfriamiento Los gases que salen del convertidor a través de la chimenea tienen una temperatura de 1263°F y deben ser enfriados a 650°F para pasar al precipitador electrostático caliente. Con este fin se tiene una cámara de enfriamiento de forma rectangular, que es del tipo Plenum, unida mediante una junta de expansión a la chimenea, en la cual precipitarán partículas sólidas finas y además se inyectará agua atomizada con aire a presión para enfriar los gases.



Precipitador electrostático El precipitador electrostático es una cámara de precipitación de polvo utilizando corriente de alto voltaje. Este equipo está unido a la cámara de enfriamiento mediante una junta de expansión. Todo el polvo que es arrastrado por los gases que salen del convertidor va a ser capturados en este equipo, permitiendo tener los gases limpios y listos para ser tratados en la planta de ácido sulfúrico.

8.5

PLANTA DE OXÍGENO La capacidad nominal de la planta es de 300 tc/día y produce oxigeno gaseoso a baja presión (30 psig) y alta pureza (95 %) para ser usado en 69


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el CMT, los convertidores Pierce Smith y los hornos de reverbero. También produce O2 a alta presión (150 psig) para ser usado en la lanza de apertura de placas del CMT y una pequeña cantidad de O 2 líquido para ser usado en fundición y refinería.

Figura 30. Colada de un convertidor modificando El Teniente

En el esquema original de las operaciones de fundición se contaba con siete convertidores Pierce Smith, cuatro de 13’x 30’ con 44 toberas y tres de 13’ x 35’ con 48 toberas. Con tres hornos de reverbero en operación,

seis convertidores eran requeridos, en caliente, para procesar alrededor de 2600 TC de mata con un grado promedio de 36 % y un tiempo promedio de chimenea de 74 %. Con la operación de CMT el requerimiento de convertidores Pierce Smith se redujo a cinco unidades en caliente, para procesar el metal blanco y la mata remanente de los reverberos no tratada por el CMT. Aproximadamente 18 % de la mata de los reverberos es tratada por el CMT y el 82% es tratada el los convertidores para producir cobre blister. Mediante el proceso de conversión se tratan los productos obtenidos en la fusión, para obtener cobre de alta pureza. Para esto se utilizan hornos convertidores convencionales llamados Peirce-Smith, en honor a sus creadores. El convertidor Peirce-Smith consiste en un reactor cilíndrico donde se procesan separadamente el eje proveniente del horno de reverbero y el metal blanco proveniente del convertidor Teniente. Finalmente se obtiene cobre blister, con una pureza de 96% de cobre.

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Mediante la pirorrefinación o refinación a fuego se incrementa la pureza del cobre blister obtenido de la conversión. Consiste en eliminar el porcentaje de oxígeno presente el este tipo de cobre, llegando a concentraciones de 99,7 % de cobre.

El cobre anódico obtenido en la pirorrefinación es moldeado en ánodos Este es un proceso especial que se aplica en algunas fundiciones, como en la fundición de Caletones, donde el cobre blister es sometido a un proceso final de refinación en un horno basculante, mediante la introducción de troncos de eucaliptus. En este caso, la ignición de la madera permite captar el oxígeno que contiene el cobre blister como impureza y lo transforma en anhídrido carbónico (CO 2), que es liberado a la atmósfera. De esta manera, la pureza del cobre se incrementa a 99,7% y el producto se denomina cobre RAF (refinado a fuego).

Figura 31. Horno de refinación basculante 

Programa de carga típico de un convertidor Convertidores de 13’ x 30’:

1er soplado a escoria 2do soplado a escoria 3er soplado a escoria Soplado a cobre

4 ollas de mata + 1 olla de material frío 2 ollas de mata + 1 olla de material frío 2 ollas de mata Metal blanco de 8 matas + 1 olla de material frío + 2 ollas de metal blanco del CMT

Convertidores de 13’ x 35’:

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1er soplado a escoria 2do soplado a escoria 3er soplado a escoria Soplado a cobre 

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5 ollas de mata + 1 olla de material frío 3 ollas de mata + 1 olla de material frío 2 ollas de mata Metal blanco de 10 matas + 1 olla de material frío + 2 ó 3 ollas de metal blanco del CMT

Procesos Químicos Principales Las principales reacciones de oxidación que ocurren a consecuencia del soplado del baño fundido son las siguientes: Oxidación del Azufre: S2 + 2O2 2 SO2 Oxidación del FeS: 2FeS + 3O2  2FeO + 2SO2 El oxígeno inyectado oxida el azufre pirítico y el FeS mientras que el calor generado por estas oxidaciones funde una nueva carga. 



  

Existen ciertos aspectos generales que hay que tener en cuenta en las fusiones: Secado: En función del porcentaje de humedad tiene incidencia económica. Descomposición de los sulfuros naturales Descomposición de los oxidos Fusión: Debemos tener en cuenta que al fundirse los minerales existen perdidas de cobre en las escorias, que se explica por la siguiente reacción:

Cu2S + FeO == Cu 2O + FeO Por otro lado la presencia de magnetita en el proceso es indeseable, ya que reacciona con el CuS de la mata.

Figura 32. Caracterización fluido-dinámica de la zona de fusión de un convertidor El Teniente

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9.


ESCORIAS METALÚRGICAS Las escorias industriales se han ido formando en los diversos procesos pirometalúrgicos que a continuación mencionamos: 9.1

ESCORIAS DE REVERBEROS En la actualidad hay bastante conocimiento con respecto a la influencia del reciclaje de la escoria de conversión en las pérdidas de cobre en el horno reverbero. Es claro que durante el reciclaje de esta escoria ocurre una reducción de los óxidos de hierro y cobre mediante los sulfuros contenidos en el mate del horno del reverbero. Existe una tendencia, en algunas partes, de tratar a las escorias de conversión separadamente, lo que ha significado una reacción importante de las pérdidas de cobre y mayores tonelajes de producción. En este reactor, las pérdidas mecánicas en las escorias van desde un 65 a un 80% del total, el resto corresponde al cobre oxidado y sulfurizado soluble, y, en el caso del reverbero, la mayor parte del sulfídico.

9.2

ESCORIAS DE HORNO FLASH Y PROCESOS DE FUSIÓN CONVERSIÓN CONTINUOS Cuando se emplea un tratamiento separado de la escoria que generalmente es necesario cuando el grado de las matas es del orden del 60-65% de cobre no se necesita un control tan riguroso de las escorias extraídas del reactor de fusión. Cuando el cobre se produce directamente a partir del concentrado en una sola etapa, las escorias contienen desde 9-12% de cobre. Cerca de la mitad del cobre –en este caso – está disuelto como óxido y el resto atrapado como mata o cobre metálico. Se considera que los costos de tratamiento para recuperar el cobre de las escorias vía molienda seguida de flotación son más altos que la pirometalúrgica o electrometalúrgica, ellos sin tomar en cuenta la posibilidad de emplear molienda autógena. Durante el enfriamiento lento de una escoria, la mayoría del cobre disuelto como óxido se reduce a cobre metálico de acuerdo a la reacción: Cu20 + 3FeO = 2Cu +Fe 3O4 Y aparentemente, para un mismo consumo, la molienda autógena debería entregar colas más bajas, debido a la fragilidad favorable del material obtenido.

73


9.3

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ESCORIAS DE CONVERTIDOR Tal como en el caso de la fusión, las escorias de conversión tienen cobre disuelto como sulfuros y óxidos (mayormente óxidos), mata y cobre atrapados mecánicamente. En algunas fundiciones se practica, hoy en día, el tratamiento de escorias por flotación y se comienza en otras a practicar la limpieza en horno eléctrico.ç En la operación de convertidores, para asegurar una buena escoria, es importante considerar una adición apropiada de fundentes relativas al flujo de aire utilizado. Esta operación cambia de una planta a otra, en algunas se estila agregar el fundente unos minutos después de comenzado el soplado, en otras se agrega inmediatamente comenzado. También la forma de controlar el proceso está aún muy ligada a un operador, mediante el catálogo visual de la escoria y las llamas del reactor.

10. REFINERÍAS METALÚRGICAS 10.1 REFINERÍA LA OROYA En la fundición de cobre de La Oroya, al igual que en otras fundiciones donde se emplea el método convencional de fusión de concentrados, las escorias generadas en los convertidores son retornadas en forma fundida a los hornos de reverberos donde, bajo condiciones relativas de reposo, se recupera por sedimentación la mayor parte del cobre contenido en ellas. Si se tiene en cuenta que estas escorias están constituidas mayormente por óxidos de hierro y silicatos, se encuentra que la mayor parte de lo retornado no reporta mayores beneficios a los reverberos; por el contrario, es causa de problemas en ellos como la acumulación de magnetita en el fondo, restarles capacidad de tratamiento y posiblemente de mayores pérdidas en sus escorias. De ahí que, aunque simple, se haya encontrado que resulta económico reemplazar este procedimiento por uno que permita separar los valores de cobre de la matriz de óxidos y silicatos previo a su recirculación. A estos procedimientos se les da la denominación de métodos de «limpieza» de escorias, existiendo en la actualidad dos comercialmente probados y en uso industrial en varias fundiciones: 1. El de limpieza con horno eléctrico, y 2. El de limpieza por flotación previo enfriamiento, chancado y molienda. Las escorias metalúrgicas de la refinería de La Oroya se almacenan en el lugar denominado Huanchán, allí se encuentran millones de toneladas esperando que una tecnología innovadora recupere sus tenores metálicos y reaprovechar la escoria, propiamente, como materia prima e insumo comercial. 74

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10.2 REFINERÍA SOUTHERN La fundición de Ilo de SPCC provee el cobre blister a la refinería. El cobre blister producido por la fundición excede la capacidad de la refinería, por lo cual el excedente es vendido a otras refinerías alrededor del mundo. La fundición de Ilo procesó 1.18 millones de toneladas de concentrados, igual que en el 2002. La fundición de concentrado de SPCC aumentó en 8.0%, mientras que la fundición de los concentrados de terceros disminuyó en 87,639 toneladas. Como resultado de ello, la producción de cobre blister disminuyó a 314,900 toneladas en el 2003, comparado con 316,500 toneladas en el 2002. La producción total de cobre refinado de SPCC disminuyó 0.8% a 731.4 millones de libras en el 2003 con respecto a las 737.5 millones de libras en el 2002. La producción de la refinería de Ilo alcanzó los 626.1 millones de libras en el 2003, un incremento de 0.8% con respecto al 2002 debido a que ahora hay una mayor eficiencia en la planta. La producción proveniente de la planta de SX/EW disminuyó a 105.3 millones de libras de cobre, una disminución del 9.7% con respecto al año anterior, debido a una disminución en la ley de la PLS. Las escorias producidas son depositadas en el lecho marino. A continuación una información más actualizada proporcionada por Southern Copper, ahora con propietarios mayoritariamente mexicanos “El complejo de Ilo (fundición y refinería) se ubica al sur del Perú a 17

kilómetros al norte de la ciudad de Ilo, a 121 kilómetros de Toquepala, a 147 kilómetros de Cuajone, y a 1,240 kilómetros de la ciudad de Lima. 

Fundición La fundición de Ilo proporciona cobre ampolloso que va a refinería. El cobre ampolloso producido por la fundición excede la capacidad de la refinería y el exceso se vende a otras refinerías en el mundo. La capacidad instalada nominal de la fundición es de 1,131,500 toneladas al año. Estamos en el proceso de modernizar la fundición de Ilo para cumplir con los requisitos del gobierno peruano. El proyecto forma parte de nuestro Programa de Adecuación y Manejo Ambiental, o PAMA, aprobado por el gobierno peruano en 1997. El proyecto modernizará la fundición y tiene como objetivo captar no menos del 92% de las emisiones de dióxido de azufre, para cumplir con los requisitos del PAMA. Durante 2003, 2004 y 2005, se produjo 314,920, 320,722 y 325,623 toneladas, de cobre ampolloso respectivamente, con grados promedio de 99.31%, 99.37% y 99.35%, respectivamente. La recuperación de cobre fue de 96.80% para 2003, 97.23% para 2004 y 97.57% para 2005. 75




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Refinería La refinería consiste de una planta de ánodos, una planta electrolítica, una planta de metales preciosos y una serie de instalaciones auxiliares. La refinería está produciendo cátodos de cobre de grado A con 99.99% de pureza. Se recupera los cienos anódicos del proceso de refinado y se los envía a la planta de metales preciosos para producir plata, oro y selenio. Durante 2003, 2004 y 2005 se produjo 284,006, 280,679 y 285,205 toneladas de cátodos de cobre, respectivamente, con un grado promedio de 99.998% para los tres años. La planta de metales preciosos produjo 111,951 kilogramos de plata refinada y 265 kilogramos de oro en 2003, 118,906 kilogramos de plata refinada y 174 kilogramos de oro en 2004, y 109,894 kilogramos de plata refinada y 184 kilogramos de oro en in 2005. La producción de selenio fue de 47.8 toneladas, 51.9 toneladas y 48.7 toneladas en 2003, 2004 y 2005, respectivamente.”

Figura 33. Cátodos de cobre

11. PROCESOS METALÚRGICOS CON TECNOLOGÍA LIMPIA La producción limpia es especialmente interesante para conseguir el objetivo de reducción de escorias. Consiste en la adopción de medidas de organización que permitan reducir las escorias en su origen y reciclar en el proceso. En cambio, una vía que puede contribuir a valorizar las escorias es comercializarlas como subproductos, encontrándose otra industria que pueda utilizar las escorias como materia prima. El procesamiento de minerales es la fase más compleja y, por lo tanto, más demandante de soluciones tecnológicas para las tareas de preparación del material y su procesamiento hasta la entrega del producto comercial. Los focos de investigación principalmente se orientan a disminuir el consumo de energía en la comminución y en los procesos de separación, hacia una optimización del

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manejo y aprovechamiento del material fino, a procurar una aceleración de las reacciones químicas, a optimizar la eficiencia calórica y maximizar la continuidad de los procesos. También es relevante la preocupación por incrementar el reaprovechamiento de los residuos y disminuir la producción de desechos. 11.1 INVESTIGACIONES HIDROMETALÚRGICAS DE TECNOLOGÍAS LIMPIAS En el contexto histórico podemos ver que nuestro país tuvo el privilegio en América de realizar las primeras experiencias en la hidrometalurgia del tratamiento de aguas de mina en 1637 con Alonso Barba para extraer cobre (29). Pasaron los años hasta que 1848 el químico Pedro Hugón instaló en Arqueta (Cajamarca) una planta de lixiviación (Proceso Augustín). En Hualgayoc en 1890 se iniciaron los primeros ensayos de lixiviación, para que un año más tarde instalarse oficinas de lixiviación en el mismo Hualgayoc y en Bambamarca. En 1892 se instalan plantas de lixiviación con hiposulfito de sodio en San José (Castrovirreyna), Gazuna (Cajatambo) y en Pilancos (Hualgayoc). Nos sigue relatando el Ing. Samamé en su monumental obra del Perú Minero, que la compañía Minera Pataz (El Gigante) empezó con el tratamiento de minerales de oro por el método de cianuración en 1895. Ya en 1897 funcionaban en nuestro país trece (13) plantas de lixiviación. Pasaron los años hasta que en 1945 en nuestro país se comience a producir soluciones de sulfato de cinc a partir de minerales sulfurados. En 1975 se empieza aplicar el sistema de intercambio Iónico en Cerro Verde (30). Desde la década de 1980 emergen plantas hidrometalúrgicas de envergadura tales como: Cajamarquilla, Cerro Verde, planta de agua de mina de Cerro de Pasco, Yanacocha y otros que se están materializando con buenas perspectivas para desarrollar las tecnologías limpias en nuestro país. 11.1.1

PRODUCCIÓN DE ÁCIDO SULFÚRICO El dióxido de azufre de la fundición de metales no ferrosos o de combustiones se recupera en forma muy económica como ácido sulfúrico, y con mayor frecuencia como dióxido de azufre líquido o sales sulfato. El ácido sulfúrico se ha obtenido durante mucho tiempo a partir de los gases más ricos, en fundiciones con acceso a los mercados. Las emisiones de las plantas nuevas de ácido sulfúrico están limitadas a 2 kg de dióxido de azufre y 75 g de niebla ácida por tonelada métrica de ácido fabricado. Se están instalando fundiciones continuas de cobre, como las 77


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de los procesos Outokumpu Oy, Mitsubishi y Noranda, con fin de recuperar gases de dióxido de azufre de gran fuerza adecuados para una conversión eficiente en ácido sulfúrico, lo que reduce la contaminación atmosférica. Las emisiones de las instalaciones nuevas de calderas grandes para vapor, calentadas con carbón, están limitadas en la actualidad a 516 g de SO2 por 100 Mj de combustible quemado. Por lo general, el exceso de SO2 es eliminado en lavadores de colas, y los sulfatos y/o sulfitos resultantes son desechados sin recuperar su contenido de azufre. El proceso de contacto se ha ido modificando en forma gradual para emplear doble absorción (también llamada doble catálisis), lo que aumenta los rendimientos y reduce las emisiones de SO 2 sin conversión en la chimenea. Las normas de los Estados Unidos especifican valores para las emisiones máximas permitidas de SO2 provenientes de plantas de ácido y requieren que todas las plantas nuevas empleen el proceso de doble absorción, o se les adapten sistemas de lavado de los gases de la chimenea para lograr niveles de emisión comparables. Para las plantas en las se quema azufre, las emisiones permitidas son equivalentes al 99.7 % de conversión de SO 2, y para las plantas en las que se utilizan gases de fundiciones, a más o menos entre 99.0 y 99.5 % de conversión. Las conversiones en las que se empleó el proceso de contacto con una sola absorción fueron, por lo general, entre 99.7 y 98%. Aunque en algunas unidades se usan lavadores alcalinos en los gases de cola para mantenerse dentro del límite, en la mayor parte de las nuevas plantas se utiliza la doble absorción. 11.1.2 ABATIMIENTO DEL ARSÉNICO 

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Un problema serio es el almacenamiento del arsénico más que mantener las condiciones ambientales en la planta. El arsénico es empleado para la fabricación de insecticidas y en el tratamiento de la madera. En la práctica industrial, una de las rutas para atrapar arsénico es precipitar desde la solución en presencia del exceso de fierro por adición de cal a pH controlado, formando un producto gelatinoso hidróxido férrico. (Ferrihydrite) Este Material absorbe arsénico y es muy efectivo para remover el As de la solución. En términos de estabilidad la ferrihidrita no es estable respecto a la goethita y esta transformación puede eventualmente ocurrir, lo que puede disolver el As. Se han efectuado una serie de investigaciones de métodos de disposición de Arsénico. Una de las mejores 78

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investigaciones al respecto fueron desarrolladas en el Imperial College con la MIRO (Organización de Investigaciones Industria Minera) El trabajo consistió en estudiar las relaciones entre estructura - estabilidad para un sistema fierro - arsenato sulfato agua mostrando para una temperatura cercana de 100°C, una serie de fases cristalinas de ferro- arsenatos. Esto incluye al bien conocido mineral scorodita FeAsO4. 2 H2O más otras fases no conocidas. La relación de estas fases como una función de la temperatura de precipitación y la relación molar Fe: As. (Swash y Monhemius, 1994) La solubilidad de estas fases, fue determinado con el Test US EPA TCLP, un límite permitido de 5 mg As/l Todas estas consideraciones de abundancia en la naturaleza del mineral Scorodita, que es sometido a todas las inclemencias del clima y la oxidación, sugiere que la precipitación del Arsénico como scorodita es la posible ruta final para la captura del As, de una manera muy apropiada ambientalmente. La captura del Arsénico en el proceso de tostación de la CalConcentrado lo estudiaron Terry, Sanchez y Ulloa (1993) Un Concentrado, con altos contenidos de Enargita Cu3 AsS4 y en una investigación de la conducta de la cal - producto tostado, muestran para condiciones de reacción óptimas, cerca de 85 % de As, fue retenido en los pellets calcinados en la forma de Arsenato de calcio. Trabajos de Wash y Monhemius (1995) ha mostrado que en el mínimo de los casos produce arsenatos de calcio, en donde la solubilidad del arsénico es también alta en estos compuestos.

12. EL PROBLEMA DEL AZUFRE Y POSIBLES SOLUCIONES Más del 80 % del cobre primario del mundo se obtiene de los minerales de sulfuro de manera que el azufre es en alguna forma un subproducto de la mayor parte del procesamiento del cobre. Además, mayor parte del azufre son emanaciones de SO2 gaseoso el cual es dañino para la flora y la fauna si esta presente en el aire aun en cantidades limitadas. En la figura se muestran algunos efectos del SO2. En pocas palabras un concentrado de CuFeS 2 produce casi una tonelada de azufre (2 toneladas de SO 2) por toneladas de cobre extraído.

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Figura 34: Efectos de los gases portadores de SO2 sobre la vegetación. Los efectos dañinos aumentan al incrementarse la concentración de SO2 y el tiempo de exposición

En el pasado y aun ahora, el SO 2 se ha descargado directamente a la atmósfera, pero dicha práctica está prohibida en muchas zonas del mundo. Las normas para la limpieza del aire varían de país a país, pero los requerimientos para controlar las emisiones de las fundiciones de cobre son (U.S. Environmental Protection Agency, oficina para la protección del ambiente): 

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no más del 10 % del azufre que entra a la fundidora puede ser arrojado a la atmósfera. el contenido anual promedio de SO 2 en cualquier parte de la tierra no debe exceder 0.03 ppm (en volumen). el contenido promedio de SO2 en cualquier parte en cualquier día no debe exceder 0.14 ppm.

Ha habido una tendencia a construir chimeneas cada vez más altas (380m, INCO, Sudbury, Canadá) las cuales posiblemente puedan cumplir con los criterios b) y c), pero no cumplen con a). La fundición de cobre se enfrenta con dos principales problemas: Como captar la mayor parte del SO 2 y fijar el azufre en una forma útil y  apropiada por ejemplo, azufre elemental, SO2 líquido o ácido sulfúrico). Que hacer con el producto.  Este último problema surge de la situación de que existen más subproductos de azufre (en todas formas) producidos por las industrias del carbón, petróleo, gas

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natural y metalúrgico que el que puede ser usado con fines industriales o agrícolas. Esta es una situación aparentemente estable con reservas previstas de azufre elemental que se aproxima a 40 millones de toneladas en 1980 sólo en Canadá (Johnson, 1972). Las técnicas hidrometalúrgicas de extracción de cobre a partir de minerales sulfurados evitan el problema de la emisión de SO2. Sin embargo, el azufre entra generalmente a las soluciones de lixiviación como sulfatos (u otros aniones de oxi-sulfuro), los cuales deben ser eliminados para evitar la contaminación del agua, Los procesos hidrometalúrgicos que producen directamente azufre elemental están en investigación y estos podrían probar que son útiles en el futuro. La fijación del SO2 El SO2 (y otros compuestos oxi-sulfuro) pueden ser fijados mediante tres técnicas básicas:   

reducción a azufre elemental; obtención de ácido sulfúrico (o SO 2 líquido); obtención directa de sulfato de amonio (fertilizante) a partir de soluciones de lixiviación amoniacales.

Todos estos productos son apropiados para usarse en la industria o en la agricultura, pero solamente el azufre elemental sólido se puede almacenar con bajos costos a largo plazo, posiblemente en canteras o minas en explotación. Se ha recomendado que los gases de SO2 o las soluciones de sulfato deben ser tratadas con roca caliza o dolomita para formar CaSO4 o MgSO4, pero estos productos tienen un mercado limitado y su estabilidad a largo plazo no es segura. En la tabla siguiente se bosquejan las técnicas para los tres procesos aceptables de fijación de azufre anteriores, asimismo, se señalan las concentraciones de SO 2 necesarias y los efluentes probables. Los métodos para eliminar el SO 2 de los gases de fundición en forma de acido sulfúrico o azufre elemental se explican en las siguientes secciones y las posibles respuestas hidrometalúrgicas al problema del azufre se analizan más adelante.

81


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Tabla 7: Resumen de los principales procesos fijadores de azufre

OBTENCION DE ACIDO SULFURICO El método más común para fijar azufre a partir de los gases de SO 2 es la producción de ácido sulfúrico. Mientras los gases contengan 4 % de SO 2 o más se pueden usar para obtener acido sulfúrico por el proceso estándar de contacto. Niimura y colaboradores han demostrado que con la inclusión de ciclos de calentamiento y refrigeración adicionales, los gases que contienen hasta 2,2 % de SO2 pueden ser tratados, aunque comúnmente no es redituable. El proceso de obtención de ácido consiste en cuatro etapas básicas: 



Purificación del gas . Los polvos son removidos por precipitación electrostática

y se elimina la humedad mediante un lavado con acido sulfúrico diluido (150 C). Conversión . El SO2 se oxida con el contacto de un catalizador (generalmente V2O5) para dar SO3 por la reacción exotérmica. 2 SO2 + O2 ↔ 2 SO3

82

TECSUP – PFR


La transformación normalmente es de casi 99.6 % a 450 C. Los gases muy diluidos requieren un calentamiento previo a esta etapa. 

Absorción . El SO2 es absorbido en H2SO4 al 99 % (resto, agua) para producir

H2SO4 de 99.6 %. El hierro vaciado y los aceros aleados no se corroen a estos altos niveles de ácido, lo cual simplifica el bombeo y recirculación. El control de las concentraciones de ácido se realiza automáticamente empleando la conductividad eléctrica como parámetro de control.



Dilución . El H2SO4 de 99.6 % es sangrado del sistema de absorción y diluido

con agua hasta un H 2SO4 de 93 % el cual es el producido usual del mercado (el H2SO4 de 93 % tiene una temperatura de solidificación particularmente baja (- 37 C) comparada a 10 C para el H2SO4 de 99.6 %). Los gases que dejan la torre de absorción contienen neblina de H 2SO4 la cual debe eliminarse con un precipitador electrostático. Además, los gases contienen hasta 0.2 % de SO 2 (0.1 % con un convertidor de etapas múltiples). Estas últimas trazas de SO2 deben ser lavadas con una solución acuosa o básica, por lo tanto, este azufre no se fija de una manera muy satisfactoria. Sin embargo, el contenido de SO 2 en los gases que salen del horno se reduce hasta menos de 0.01 % lo cual significa que se ha eliminado +99% de los gases de entrada a la planta de ácido. En la figura se representa el diagrama de flujo para una planta de ácido para el tratamiento de gases de bajas concentraciones de SO 2 (≈5 %).

Figura 35. Diagrama de flujo de una Planta de ácido sulfúrico para el tratamiento de gases de baja concentración de SO 2

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TECSUP – PFR

OBTENCIÓN DE AZUFRE Aunque existe un gran mercado para el acido sulfúrico, puede decirse que si los gases de todas las fundiciones fueran hechos ácido habría un grave problema de almacenamiento. Una solución útil en este caso puede ser loa obtención de azufre elemental, el cual tiene características de almacenamiento permanente extremadamente buenas. La Allied Chemical Canadá Limited y la Outokumpu Oy (Finlandia) han producido azufre elemental a partir de gases provenientes del tostador ( de 10 a 13 % de SO 2) sobre una escala industrial completa (500 toneladas por día) y este proceso también ha sido usado para tratar los gases de un horno de fundición instantánea Outokumpu (Selebi-Pikwe, Botswana: World Mining, (1974). La producción de azufre elemental tiene lugar en tres etapas principales:  

Purificación del gas: similar a la obtención de acido sulfúrico (150 C). Reducción catalítica del SO 2 con hidrocarburos (gas natural o carbón) mediante reacciones de este tipo (500 C): 4CH4 + 6SO2 ↔4CO2 + 4 H2O + 4H2S + S2(g) El azufre elemental liquido (30 a40 % del que hay en el gas original) se condensa en este punto si la temperatura de los gases baja a 170 C.



Reacción catalítica Claus: (una o dos etapas) en la cual se produce azufre elemental a partir del SO2 remanente (240 C),2H 2S + SO2 ↔2H2O + 3/2 S 2 (g) y luego se condensa por enfriamiento.

Figura 36: Diagrama de flujo para la recuperación de azufre elemental a partir de fundición

Se estima que alrededor del 90 % del azufre se fija de esta manera, lo cual significa que, con el tiempo, el proceso tendrá que ser mejorado. La tecnología 84

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de la planta Claus representa un avance en las industrias del gas natural y del petróleo; se dispone mediante los cuales los compuestos de azufre sin reaccionar: Se reducen a H2S;  

Son absorbidos; por soluciones de carbonato de sodio; Se oxidan a azufre elemental por vanadato de sodio (Proceso Stretford; Beavon, 1971).

Se estima que mediante estas técnicas, la concentración de SO2 puede ser llevada hasta un 0.03 %. Del análisis anterior se puede observar que el azufre elemental puede ser producido a partir de los gases de SO 2 de las fundiciones. Con la tecnología presente se estima que un gas SO2 de alimentación con una concentración de 5 % o más puede ser tratado con resultados satisfactorios. Regularmente hay muy pocas plantas, en todo el mundo, que producen azufre elemental a partir de gases portadores de SO2. Esto se debe a que se necesita gran cantidad de energía (combustible de hidrocarburos) para la reducción del SO 2 (por ejemplo, alrededor de 500 m3 de CH4 / tonelada de azufre) y la suficiente demanda actual en cuanto al ácido sulfúrico. Concentraciones de SO2 en los gases de fundición La concentración de SO 2 en los gases que entran a una planta de ácido sulfúrico o de azufre elemental determina la cantidad de gas que debe ser tratado por tonelada de azufre fijado. El tamaño de la planta y el costo de fijación de azufre se incrementan cuando disminuye la concentración de SO 2. Además, existen concentraciones de SO 2 mínimas que pueden ser tratadas sin necesidad de agregar etapas a la planta. Por ejemplo, las plantas de contacto estándar para ácido sulfúrico pueden tratar gases que contengan 5 % de SO 2, pero gases con SO2 mas diluido requieren etapas de refrigeración, calentamiento, transformación y absorción para que sea eficiente la fijación de azufre. La tabla siguiente indica las concentraciones de SO 2 en los gases de salida de varios procesos de fundición.

85


TECSUP – PFR

Tabla 8: Concentraciones de SO 2 en los gases producidos por varios procesos de fundición y conversión

Se puede observar que el único proceso de fundición que produce gas con menos de 4 o 5 % de SO2 necesario para las plantas de contacto estándar para acido sulfúrico (o de azufre elemental) es el horno de reverbero. El convertidor también crea algunos problemas porque alrededor de un 30 % de su tiempo de operación se consume en cargarlo y vaciarlo; durante este tiempo nada de SO 2 se entrega a la planta de fijación de azufre. Sin embargo, la mayor parte de las fundiciones tienen más de un convertidor en operación de manera que la programación adecuada reduce el suministro discontinuo de SO 2. Además, los diseños de las plantas de ácido incluyen ahora instalaciones y controles de calentamiento auxiliares que permiten interrupciones temporales en el suministro de SO2. El horno de reverbero es el principal problema en al fijación de azúcar. Niimura y colaboradores han demostrado que el enriquecimiento con oxigeno en el sistema de combustión, además del control del tiro y la reducción de la infiltración de aire pueden dar resultados satisfactorios para llevar la concentración de SO 2 en los gases de reverbero hasta un 2.2 %. Este gas has sido tratado con buenos

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resultados en una planta de contacto modificada para acido, pero parece que no es redituable el proceso. Otra importante dificultad en la fundición es el escape del gas SO 2 dentro de la misma fundición, lo cual no solamente significa riesgo en el trabajo, sino que también causa que el SO 2 sea arrojado a la atmósfera. La cantidad real de azufre arrojado en esta forma no es grande (alrededor de 1 o 2 % del azufre total), pero como se arroja a nivel del suelo puede causar daño en el vecindario cercano a la fundición. Las fugas internas provienen de: 





infiltraciones a través de bóvedas y paredes laterales refractarias de los hornos de fundición, mal unidas; emisiones durante el sangrado de la mata y su transporte entre los hornos de fundición y los convertidores; emisiones cuando el convertidor gira hacia las posiciones de carga o vaciado. Durante este tiempo, las toberas están operando y se esta produciendo SO 2, pero la boca del convertidor esta fuera de la campana de colección de gas.

Las fugas de horno de fundición y las emisiones de convertidor son las fuentes más importantes de SO2 y pueden ser al menos parcialmente resueltos: 



sellando herméticamente el horno de fundición y operando a una presión ligeramente negativa (por ejemplo, la atmósfera que rodea al horno de fundición instantánea INCO revestido de acero no contiene SO 2), manteniendo un fuerte tiro en las campanas de colección de gas arriba del convertidor o, posiblemente, usando el convertidor de tipo sifón Hoboken.

Si los procesos de fabricación continua de cobre mediante los cuales se lleva a cabo la obtención de este en un depósito sellado dan resultados satisfactorios en la industria, ayudaran a resolver estos problemas. También es posible extraer los gases que escapan de la fundición como se ha hecho en la Fundición Toyo. Esta fundición consiste en edificios cerrados que permiten colectar las fugas de gas mediante campanas en varias partes de la fundición. Los gases se depuran con agua seguida por una precipitación electrostática en húmedo. El agua para estas etapas es neutralizada con cal y el precipitado es recirculado a la fundición para recuperar el contenido metálico de los polvos que también están presentes en los gases de fundición. Entre 1 y 2 % del azufre que entra a la fundición se fija de esta manera. Este procedimiento es costoso por lo que es preferible, de ser posible, reducir las fugas de SO 2 en su origen. RESUMEN DE LA SITUACIÓN DE LA PIROMETALURGIA DEL SO2 Es factible fijar técnicamente arriba del 95 % del azufre que entra a una planta pirometalúrgica. Esto es particularmente cierto si el horno de fundición es eléctrico, de fundición instantánea o, en el futuro, de tipo de fabricación continua de cobre. El convertidor Hoboken de tipo de sellado también representa ventajas para mejorar la colección de SO2. Con extraordinario cuidado será posible evitar que el 99 % del azufre que entre a la fundición pase a la atmósfera. 87


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El SO2 se fija más fácilmente como H2SO4 y se dispone de técnicas para tratar gases que contengan hasta 2 % de SO 2. Aun los gases de descarga proveniente de las mejores plantas de acido contienen del orden de 0.1 % de SO2, lo cual solamente puede ser recuperado con un lavado con soluciones básicas. Los productos de estos sistemas depuradores son pequeñas cantidades de sulfatos básicos (CaSO4, MgSO2, Na2SO4) los cuales son solubles en agua y, por lo tanto, no son buenos almacenadores de azufre. Pueden recircularse al horno de fundición (después de someterlos a evaporación) para mantener esta parte de la corriente de azufre en un circuito cerrado; en ocasiones, tales sulfatos pueden ser vendidos como subproductos. El azufre elemental es la mejor forma para almacenar permanentemente el azufre. La producción de azufre elemental a partir de gases que contienen 5 % de SO2 es técnicamente posible, pero las plantas hasta la fecha no han operado con menos de 10 % de SO 2. Las plantas de azufre elemental han podido fijar solamente el 90 % de su admisión de azufre, pero la tecnología existente de la planta Claus puede elevarla hasta más del 95 %. Respuestas hidrometalúrgicas al problema del azufre Los sulfuros de cobre pueden ser sometidos a tres procesos hidrometalurgicos básicos: 





tostación de sulfuros (para obtener sulfatos u óxidos) seguida por lixiviación en ácido sulfúrico diluido. En este caso, el azufre es expulsado principalmente en una corriente continua de gases de tostador (10 a 15 % de SO2). lixiviación de sulfuros para desintegrar al cobre en forma de cationes y al azufre como aniones de oxi-sulfuro (por ejemplo, los procesos Sherritt Gordon o Arbiter de lixiviación con amoniaco-oxigeno. lixiviación de los sulfuros para disolver el cobre en tanto que el azufre sólo queda parcialmente oxidado, es decir, en su estado elemental.

Como se subrayo en el estudio anterior, en lo futuro seria mejor producir gran parte del subproducto como azufre elemental, así que la ruta c), lixiviación y producción directa de azufre elemental, merece una considerable atención. 13. PROCESO TOSTACIÓN- LIXIVIACIÓN En el proceso de tostación – lixiviación la mayor parte del azufre se extrae como SO2. Esto tiene la ventaja de que se produce una sola corriente continua de gas de tostador con alto contenido de SO 2 (10 a 15 %), y no diversas corrientes de gas en las operaciones de fundición. En esta forma, el SO 2 se recupera fácil y casi completamente en concentraciones apropiadas para la fabricación de ácido o de azufre elemental. Desde un punto de vista teórico, la oxidación del azufre a SO2 seguida por la reducción a azufre elemental (y no oxidación directa de S 2- a So) es una etapa de retroceso pero utiliza directamente tecnología ya probada. Entonces, el planteamiento tostación- lixiviación se continuará usando en pocas localidades, principalmente donde coexisten menas de sulfuro y óxido. 88

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13.1 LIXIVIACIÓN COMPLETA DE SULFUROS La lixiviación a presión con amoniaco – aire el (proceso Sherritt Gordon; Evans, 1974; Boldt y Queneau, 1976) ha sido usada extensamente en los concentrados de níquel – cobre. También se han propuesto procesos similares para los concentrados de cobre y varios de ellos han sido sometidos a extensas pruebas en planta piloto, especialmente el proceso Arbiter de lixiviación amoniaco- oxigeno atmosférico * (Kuhn y colaboradores, 1974). El principal problema con estos procesos es que la totalidad de los azufres de los minerales de cobre entra a la solución de lixiviación como aniones oxi- sulfuro (por ejemplo, SO4 -2). Estos aniones pueden ser eliminados con el tiempo de las soluciones de lixiviación y el azufre debe ser fijado en una forma útil o almacenable. Los métodos de lixiviación (a presión) ácido sulfúrico – oxigeno también enfrentan problemas similares (Vizsolyi y colaboradores, 1967). El método más común de recuperar el azufre disuelto es formar un sulfato de amonio. Este producto se usa como fertilizante en agricultura y es, por consiguiente, un subproducto que tiene mercado. Sin embargo, parece que el tamaño del mercado es algo restringido y como el sulfato de amonio siendo soluble en agua no se almacena bien, la cantidad de azufre que puede ser fijada en esta forma es limitada. Otro subproducto es el yeso (CaSO4) el cual es usado en el revoque o enlucido de muros, papel enyesado para muros y cemento. En general, los mercados para estos subproductos no son grandes y el problema de recuperar en una forma útil o fácilmente almacenable los aniones oxi- sulfuros disueltos parece restringir la viabilidad de los procesos que disuelven el azufre en esta forma. 13.2 PROCESOS (HIDROMETALURGICOS) DE AZUFRE ELEMENTAL Las rutas hidrometalúrgicas más promisorias para la lixiviación directa de minerales sulfurados de cobre son aquellas en las cuales el azufre es producido directamente como azufre elemental. Un resumen de estos procesos aparece en la tabla siguiente. Se puede observar que tres de estos planteamientos alcanzan altas recuperaciones de azufre elemental (lixiviaciones en cloruro férrico, cloruro cúprico y acido oxi sulfúrico), y que dos producen a pequeña escala (1979). Además de estos procesos, también es posible descomponer electroquímicamente ánodos compactados de concentrado de cobre que, bajo potenciales apropiadamente controlados, son corroídos para formar metales en solución mas azufre elemental, es decir, similar al proceso INCO con ánodo de mata-níquel.

89


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Tabla 9: Procesos hidrometalúrgicos para la producción directa de azufre elemental como subproducto

Para resumir, la producción hidrometalúrgica directa de azufre elemental como subproducto de la extracción de cobre esta en intensa investigación. Otro planteamiento para la fijación de azufre es la tostación – lixiviación en la cual gran parte del azufre es expulsado en forma de SO2 en una sola corriente continua de gases de tostador apropiada para la fabricación de ácido o azufre elemental. 14. CONCLUSIONES Y RESUMEN El problema del azufre es el aspecto mas controvertido de la extracción del cobre. Se esta forzando a las fundiciones a desechar sus hornos del reverbero y utilizar en su lugar hornos eléctricos y de fundición instantánea y esto ha conducido a la construcción de nuevos tipos de convertidores, por ejemplo, el convertidor Hoboken. Además, parte del impulso para crear procesos de fabricación de cobre en una etapa ha sido proporcionado por el deseo de tener una sola corriente continua de gas con alta concentración de SO 2. Los procesos hidrometalúrgicos que producen directamente azufre elemental como subproducto también están en intensa investigación. Las fundiciones dentro de zonas de baja densidad de población continúa descargando su SO2 directamente a la atmósfera. El argumento de los operadores de fundición es que el gas SO 2 cambia naturalmente hasta una forma inocua, es decir, partículas de (NH4) 2SO4, y que poco o ningún daño es causado mientras los gases sean dispersados mediante los altos cañones de chimenea. Esto puede ser cierto mientras los vientos sean fuertes pero en condiciones de aire estacionario o inversiones de temperatura, el SO 2 puede causar daños significativos. Fijar una gran parte del azufre en los gases de fundición es

90

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medianamente simple y parece que la tendencia hacia la reducción de la descarga de SO2 deberá continuar. Varias formas de azufre son producidas como subproductos de las industrias de carbón, petróleo, gas natural y de los metales base. Tal parece que el azufre producido por estas fuentes continuara excediendo la demanda industrial. Por consiguiente, habrá un exceso de azufre, y deberá estar en forma apropiada para almacenarlo durante mucho tiempo, es decir, en forma de azufre elemental. Las técnicas para fijar el azufre elemental a partir de los gases de fundición ya están establecidas, pero los costos son muy altos y tendrían que reflejarse en el precio de venta del cobre. No obstante, esta claro que se debe subrayar la creación de procesos que produzcan azufre en su forma elemental. 15. RESUMEN DEL CAPÍTULO Y PROBLEMAS

TOSTACIÓN FUNDENTES MENA O CONCENTRADO

HORNO

AIRE

HUMOS (GASES Y POLVOS)

CALCINA

FUSIÓN DE MATA FUNDENTES CALCINA ESCORIA DEL CONVERTIDOR

HUMOS

HORNO

ESCORIA

AIRE

MATA

91


TECSUP – PFR

CONVERSIÓN FUNDENTES MATA HUMOS

HORNO

AIRE

ESCORIA

METAL IMPURO

PROBLEMA NO1 1. Se Tiene 1 TM de mata con 40% de cobre. Se pide calcular:    

Contenido de fierro y azufre. Aire consumible y SO2 producido en la primera etapa de conversión. Aire consumible y SO2 producido en la segunda etapa de conversión. Peso de arena necesaria para escorificar el hierro. La arena contiene 90% SiO2.

Solución: 

COMPOSICIÓN DE LA MATA En 1000 Kg de mata Por lo tanto

Peso Cu2S Peso de FeS

:

Peso Cu

= 400 x =

1000 - 501

Contenido de Fe = 499 x

92

159 127

56

=

400 Kg

=

501 Kg

=

499 Kg.

=

310 Kg

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88 Se sabe

:

Peso Mata

=

Fe + Cu + S

Reemplazando

:

1000

=

318 + 400 + Peso S

=

282 Kg

Peso S



Luego la composición de la mata es: Cu = 40% Fe = 31,8% S = 28,2% 

AIRE Y SO2 EN LA ETAPA I: FeS

+

3/2 O2

3/2 (22,4) m3 X1

88 499 Vol aire

=

Vol O2 0,21

FeO



190,5 = 0,21

X1 =

=

+

SO2

190,5 m3 O2

907 m3 aire /TM mata

También: 88 499 

22,4 X2

X2 =

127 m3 SO2

AIRE Y SO2 EN LA ETAPA II: Cu2S

+

O2

159 501 Vol aire

22,4 X1 =

Vol O2 0,21

2Cu



X1 = 70,6 0,21

=

93

=

+

SO2

70,6 m3 O2

336,2 m3 aire /TM


TECSUP – PFR

También: 159 501 

22,4 X2

70,6 m3 SO2

X2 =

EL FIERRO ESTÁ EN FORMA DE FAYALITA (2FEO.SIO 2) 2FeO

+

SiO2

2(56) 318

2FeO.SiO2



60 X1

X1

=

170 Kg SiO2 /TM (teórico)

Pero la arena contiene 90% de SiO 2: Peso arena =

170 0,9

=

189 Kg arena /TM

PROBLEMA NO 2 1. En una fundición de Cu. Se obtiene una mata de 40% de Cu. 10 TM de esta mata se carga, por cada ciclo, a un convertidor que produce Cu blister:  





Las leyes de Fe y de S de la mata. La cantidad de oxígeno, en m 3, necesario para oxidar todo el Fe y S de la carga. El volumen total de aire en m 3, para llevar a cabo la reacción anterior suponiendo que debe utilizarse un exceso de 20% sobre el volumen teórico y que dicho aire contiene además 5% de humedad. El tonelaje de fundente de cuarzo para escorificar el Fe contenido, considerando que la escoria estará formada por 2FeO.SiO 2. Y que el fundente de cuarzo contiene 90% de SiO 2. Explicación: en la conversión de una mata de Cu que se compone solamente de Cu2S y de FeS en determinadas proporciones dadas por su ley de Cu, tienen lugar las siguientes reacciones: Cu2 S + O2  2Cu + SO2 FeS + 3/2 O2



FeO + SO2

2 FeO + SiO2



2FeO.SiO2

94

TECSUP – PFR


Solución: 

Se tiene 10000 Kg de mata de Cu

El peso de Cu en la mata WCu (mata)

: =

WCu (mata) 10000

=

W (mata) 40 100

x

=

Peso de Cu2S en la mata

:

WCu2S (mata)

=

Peso de FeS en la mata

:

WFeS (mata)

= 10000

Peso de S en la mata

:

WS

=

WS (mata) % Fe mata = WS

=

159 127

x

+

=

5007,9 Kg.

- 5007,9 = +

4992,1

(WFeS- WFe) =

2825,3 Kg.

(Wmata- WCu(mata) – WS(mata) ) Wmata

x

100

=

31,75

WS(mata) Wmata

x

100

=

28,25

=

1007,9

4000 Kg.

1817,4

% S mata



4000

(WCu2S- WCu)

=

Ley Cu mata 100

x

De las reacciones de oxidación tenemos el volumen teórico de oxígeno requerido:

VO (por el Cu2S)

=

5007,9

x

22,4 159

= 705,52 m3

VO (por el FeS)

=

4992,1

x

3/2 x22,4 87,9

= 1908,24 m3

Volumen teórico de oxígeno requerido

95

:

VO teórico

=

2613,76 m3




TECSUP – PFR

El volumen teórico de aire seco requerido será: V aire (teórico seco)



=

VO(teórico) 0,21

=

12446,48 m 3

V aire (real seco) que incluye el exceso

=

V aire (teórico seco) 0,8

=

15558,1 m 3

V aire (real húmedo)

=

V aire (real seco) 0,95

=

16376,95 m 3

De acuerdo a la reacción de escorificación de FeO:

WFeO

=

WFeS

x

71,9 87,9

=

4083,41 Kg

WSiO2

=

WFeO

x

60 2x 71,9

=

1703,78 Kg

WSiO2 0,9

=

1839,09Kg

WFundente

=

PROBLEMA Nº 3 En la operación de un convertidor, la carga es de 30 ton de mata conteniendo 40% Cu. El fundente usado contiene 7% Cu, 16%, Fe, 5% S, 49% SiO 2, 6.3% FeO, 4% CuO. Después de la primera escorificación, nuevamente es adicionada, en igual peso al FeS oxidado en la 1era etapa. El tiempo de formación de Cu blíster es de 2 hr. Calcular: 1. 2. 3. 4.

El peso total de fundente usado y el peso total de escoria producida. El peso de cobre blister formado, suponiendo que es Cu puro. Los metros cúbicos de aire usado en la escorificación y en la conversión final. El tiempo total de inyección de aire y el volumen de aire por minuto.

Solución: FeS + 3/2 O2 →FeO + SO2

Cu2S + O2 →2Cu + SO2

1. El peso total de fundente usado y el peso de escoria producido W Cu2S = 30000 * 0,42 * 159,1/127,1 = 15772,3 Kg WFeS = 30000 – 15772,3 = 1 4227,7 Kg 96

TECSUP – PFR


2da Mata

WCu2S = 14227,7 * 0,42*159,1/127,1 = 7480,1 Kg WFeS = 14227,7 – 7480,1 = 6747,6 Kg WFeO = (14227,7 + 6747,6) * 71,85/87,85 = 17155,1 Kg

Composición de sulfuros en el fundente % Cu2S = 7 * 159,1/127,1 = 8,76

% S Cu2S = 1,76

% S FeS = 5 – 1,76 = 3,24

% FeS =3.24 * 87,85/32 = 8,89

Fundente disponible % Fe en escoria = 63 * 55,85/71,85 = 48,97 % % SiO2 para escorificar Fe del fundente = 16 * 28/48,97 = 9,15 % SiO2 disponible = 49 – 9,15 = 39,85 Fundente utilizado para el FeO de la mata W SiO2 = 17155,1 * 28/63 = 7624,49 Kg W fundente = 7624,49 / 0.3985 = 19132,97 Kg W escoria = 19132,97 * 0,49/0,28 = 33482,97 Kg 2. Peso de Cu blister producido, suponiendo 100% Cu en el blister Balance de Cu WCu blister = (WCu mata + WCu fundente – WCu 19132,97*0,07 – 33482,7* 0,04)

escoria

) = (44227,7 *0,42 +

WCu blister = ( 19914,94 Kg – 1339,31 Kg ) = 18575,63 Kg 3. Los m3 de aire usado el la escorificación u en la conversión final WFeS oxidado = WFeS mata + WFeS fundente = (14227,7 + 6747,6) + 19132,97 * 0,0889 = 22676,22 Kg De reacción, el oxigeno requerido para escorificación V O2 escorificado = 22676,22*(3/2*22,4)/87,85 = 8672,98 m3 El oxigeno requerido para la conversión

97

UNIDAD 2 Conversion

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