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17

MINERA ESCONDIDA LTDA.

PLANTA DE OXIDOS

17

18 ABREVIATURAS Y SÍMBOLOS Amp

Amperaje

A/O

Relación acuoso orgánico

BTL

Lixiviación en Batea

CA

Corriente alterna

CD

Corriente continua o directa

cm

Centímetros

E1

Extracción 1

E2

Extracción 2

Efc

Eficiencia de corriente

EW

Electro obtención

Felec

Flujo de electrolito

Fo

Flujo de orgánico

Fpls

Flujo de PLS

G

Gramos

g/L

Gramos por litro

Guar

Goma natural, Aditivo a electro obtención

Greating

Piso plástico antideslizante

h

Hora

hrs

Horas

ILS

Solución intermedia de lixiviación

Kg

Kilogramos

L/T

Litros por tonelada

L/día

Litros por día

m

metro

mm

Milímetro

18

19 mg/L

Miligramo por litro

mV

Mili Volt

m2

Metros cuadrados

m3

Metros cúbicos

Nc

Numero de celdas

L/h/m2

Litros hora metro cuadrado

O/A

Relación orgánico acuoso

OC

Orgáni co cargado

OD

Orgánico descargado

Ppm

Partes por mil

PLS

Solución impregnada de lixiviación

PVC

Polivinil cloro

Picket Fence

Cerca de contención y distribución

Ro

Recirculación orgánica

Ra

Recirculación acuosa

Rf

Refino

Rpm

Revoluciones Por minuto

s

Segundos

SX

Extracción por solvente

t

Tiempo

TL

Lixiviación en tambor

TBL

Lixiviación en Batea

V

Voltaje

v/v

Relación volumen volumen

Weir

Vertedero

19

20

INDICE

Página INTRODUCCIÓN

CAPITULO I

.....................................................................................

ÁREA SECA .............................................................

DESCRIPCIÓN GENERAL LIXIVIACIÓN MINERALES OXIDADOS

10

11 ......

11

CHANCADO

..........................................................................................

13

AGLOMERADO

..........................................................................................

15

APILADO

.....................................................................................................

ETAPA DE REPOSO

...............................................................................

ETAPA DE HUMECTACIÓN RIEGO INICIAL

....................................................................

17 18 19

.........................................................................................

19

LIXIVIACIÓN PRIMARIA

..............................................................................

20

LIXIVIACIÓN SECUNDARIA

...................................................................

20

ABANDONO – DRENAJE Y MUESTREO DE RIPIOS ........................

20

IRRIGACIÓN REFINO – ILS

21

...................................................................

PISCINAS DE ALMACENAJE DE SOLUCIONES LIXIVIACIÓN BACTERIANA

........................................

...................................................................

21 22

ASPECTOS MICROBIOLOGICOS

.............................................

24

MECANISMOS DE LIXIVIACIÓN

........................................................

25

LIXIVIACION INDIRECTA

...................................................................

LIXIVIACION DIRECTA

...................................................................

25 26

DESARROLLO BACTERIANO ........................................................

26

PERSPECTIVAS FUTURAS

27

........................................................

20

21 CAPITULO II

ÁREA HUMEDA

EXTRACCIÓN POR SOLVENTES

........................................................

29

........................................................

29

PROPIEDADES FÍSICA Y QUÍMICAS DE LOS EXTRACTANTES

.............

CARACTERÍSTICA DEL DILUYENTE ............................................ MECANISMOS DE LOS INTERCAMBIOS

............................................

REACTIVOS PLANTA .......................................................................... ÁCIDO SULFURICO

...............................................................

EXTRACTANTE PARA COBRE DILUYENTE

....................................................................................

SULFATO DE COBALTO GUARFLOC

....................................................

..............................................................

....................................................................................

ÁCIDO CLORHÍDRICO.............................................................. EXTRACTANTES ORGANICOS PARA EL COBRE

...................

30 31 32 33 33 33 34 34 35 35 36

PROCESAMIENTO DE SOLUCIONES ...................................................

37

FACTORES QUE AFECTAN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTES .....

38

PARÁMETROS DE EQUILIBRIO

..............................................................

COEFICIENTE DE DISTRIBUCIÓN

...................................................

40 41

ISOTERMAS DE EQUILIBRIO ..............................................................

41

EXTRACCIÓN EN CONTRA CORRIENTE

42

DIAGRAMA Mc CABE-THIELE

........................................

..............................................................

MECANISMOS DE TRANSFERENCIA MASICA

..............................

43 44

FACTORES QUE AFECTAN LA CINÉTICA DE LA EXTRACCIÓN ...... SEPARACIÓN DE FASES

.............................................................

CONTINUIDAD DE FASES

...................................................

VELOCIDAD DE SEPARACIÓN

DE FASES

OPERACIÓN PLANTA DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTE VARIABLES Y CONCEPTOS OPERACIONALES

44 45 46

............................. ........

..............................

47 48 48

21

22 EMULSIÓN Y COALESCENCIA BANDA DE DISPERSIÓN

...................................................

..............................................................

48 49

ARRASTRES .........................................................................

49

BORRA

50

....................................................................................

CARGA MÁXIMA

.........................................................................

TRANSFERENCIA NETA

................................................................

CONTROLES OPERACIONALES PLANTA SX............................... RAZON O/A TOTAL

51 51 51

................................................................

51

RAZON O/A OPERACIONAL .....................................................

52

CONTINUIDAD DE FASES

.....................................................

52

SÓLIDOS EN SUSPENSIÓN

.....................................................

53

TIEMPO DE SEPARACIÓN DE FASES

...........................................

53

BANDA DE DISPERSIÓN

................................................................

54

BANDA DE ORGANICO

................................................................

54

VELOCIDAD DE AGITACIÓN .....................................................

54

ARRASTRE O/A

..........................................................................

55

ARRASTRE A/O.

..........................................................................

56

CAPITULO III

ELECTRO – OBTENCION

...............................

57

LEYES DE FARADAY ...............................................................

58

EL FARADAY ..........................................................................

59

PROCESO ELECTROLÍTICO ....................................................

60

MECANISMOS DE LA ELECTRO-OBTENCIÓN CELDAS ELECTROQUÍMICAS CELDA ELECTROLÍTICA

....................

61

.................................................... ...............................................................

63 63

CELDA GALVÁNICA. ...............................................................

64

CONDUCCIÓN DE CORRIENTE.

65

....................................................

22

23 CONDUCTORES ELECTRÓNICOS CONDUCTORES IÓNICOS

.........................................

....................................................

CONTROLES OPERACIONALES DE EW

.........................................

CONCENTRACIÓN DE COBRE ACIDO

65 66 67

.........................................

69

CONTROL DE TEMPERATURA DEL ELECTROLITO ........

71

DENSIDAD DE CORRIENTE ....................................................

72

EFICIENCIA DE CORRIENTE. ....................................................

72

MANEJO DE ELECTRODOS ....................................................

73

MEDICION DE VOLTAJE

73

..............................................................

MEDICION DE RESISTENCIA DE CONTACTOS DESBORRE DE CELDAS

...................

..............................................................

74 74

ARRASTRES DE ORGANICO ..................................................

75

ADICION DE REACTIVO CATODICO .......................................

75

ADICION DE REACTIVO ANODICO

76

........................................

CONTROL DE SOLUCIONES .................................................. BALANCE DE COBRE.

76

.............................................................

76

BALANCE DE ACIDO .............................................................

77

DOSIFICACIÓN DE SULFATO DE COBALTO ............................

77

PREPARACION Y DOSIFICACIÓN DE GUAR ............................

78

BALANCE DE MATERIALES ............................................................. COBRE EXTRAIDO

.............................................................

COBRE TRANSFERIDO

............................................................

COBRE RE -EXTRAIDO

............................................................

78 78 79 79

COBRE DEPOSITADO ............................................................

79

ECUACIÓN GENERAL DE ELECTRO – OBTENCIÓN ......

80

CAPITULO IV SEGURIDAD

.................................................

81

23

24 PELIGO DE EXPLOSIÓN

............................................................

81

PELIGRO DE INCENDIO

............................................................

82

PELIGRO DE QUEMADURAS ..................................................

82

PELIG ROS ELÉCTRICOS

83

............................................................

PELIGRO QUÍMICOS .............................................................

83

PELIGRO A LA PERSONA.

..................................................

84

.........................................................................

85

.........................................................................

86

MEDIO AMBIENTE NEBLINA ACIDA

PLOMO (BARRO ANÓDICO) .................................................... REF ERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS DIRECCIONES INTERNET

....................................................

...........................................................

86 89 90

INDICE DE TABLAS

Tabla 1ASOCIACIONES MINERALOGICAS COMUNES Tabla 2CONCENTRACIÓN TÍPICA EN SOLUCIONES ÁCIDAS Tabla 3ELECTROLITO VALORES NORMALES DE OPERACION

INDICE DE FIGURAS

Figura 1.

Diagrama General del Proceso ....................................

Figura 2.

Tolva de Vaciado Chancado Primario .........................

Figura 3.

Diagrama Chancado y Almacenaje ..............................

Figura 4.

Diagrama Chancado Secundario y Clasificación ........

Figura 5.

Diagrama Silo y Tambores Aglomeradores .................

Figura 6.

Diagrama Tambor Aglomerador ....................................

Figura 7.

Diagrama Sistema de Apilamiento ...............................

Figura 8.

Diagrama Lixiviación y Almacenaje de soluciones ....

Figura 9.

Diagrama Lixiviación-Extracción por Solventes .........

Figura 10.

Diagrama Extracción por Solventes .............................

24

25 Figura 11.

Graficas de Selectividad y Extracción .........................

Figura 12.

Diagrama McCABE – THIELE ........................................

Figura 13.

Arrastres ...........................................................................

Figura 14.

Diagrama Mixer Settler ....................................................

Figura 15.

Diagrama Electro – Obtención ......................................

Figura 16.

Celda Electrolítica ...........................................................

Figura 17.

Celda Galvánica ..............................................................

Figura 18.

Conducción Iónica y Electrónica ..................................

Figura 19.

Celda de Electro-Deposición Sugerida .........................

25

26

INTRODUCCIÓN

Estamos entrando en el siglo 21, nuestro desarrollo social se fundamente en el eficiente uso que le demos a los recursos naturales que nuestro planeta nos entrega. Dentro de este marco, las empresas, cada vez están exigiendo a sus trabajadores ser más eficientes y multidisciplinarios, realizando continuos cambios de manera de hacer mas eficiente la operación. Teniendo esta exigencia como referencia es que se necesita mayor grado de capacitación del personal que ya se desempeña dentro de una actividad productiva. Atendiendo a lo anteriormente señalado y evaluando en terreno las necesidades de los trabajadores mineros, se decide trabajar en la recopilación de antecedentes Químico - Metalúrgicos del proceso de obtención de cobre a partir de minerales oxidados. Este trabajo da como resultado un libro Técnico Didáctico de fácil manejo y comprensión a todo el personal minero. Mostrara, explicara y dará a conocer cada uno de los fenómenos involucrados en cada etapa de producción. Entregara herramientas de análisis y cálculos de reactivos involucrados en el proceso.

Finalmente deseo expresar mis agradecimientos a todas aquellas personas que fueron un aporte al desarrollo de este libro.

26

27

CAPITULO I ÁREA SECA DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO DE LIXIVIACION DE MINERALES OXIDADOS. El proceso de lixiviación ácida de minerales en esencia no a cambiado a través de los años, quizás solo algunas modificaciones del tipo operativa, para facilitar o mejorar la recuperaciones finales de cobre.

27

28

LIXIVIACIÓN

EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ELECTROOBTENCIÓN

MINERAL MINA

Electrolito rico

COLUMNAS ELECTROLITO

REETRACCIÓN

LAVADO AGLOMERADO

FILTROS ANTRACITA

EXTRACCIÓN 2 LIXIVIACIÓN

ELECTROOBTENCIÓN EXTRACCIÓN 1

PLS

PISCINAS

Electrolito Pobre

CÁTODOS 99,999 % Cu

Figura 1.

Diagrama General del Proceso

Este proceso se inicia con el movimiento de mineral oxidado ya identificado en ley y composición mineralogíca de la mena (Ver Tabla 1), es trasladado hacia el chancado primario el cual tiene la finalidad de disminuir el tamaño a no más de 8 pulgadas de diámetro. Posteriormente viene una batería de chancadores secundarios y tamices los cuales dan como resultado final un producto de tamaño menor a 3/4 de pulgadas, que será enviado al aglomerador en el cual se le adicionara agua y ácido, para posteriormente ser trasladado para formar las pilas. Tabla 1.

ASOCIACIONES MINERALÓGICAS COMUNES.

28

29 Una vez formada la pila comienza la etapa de lixiviación del mineral irrigando estos con

OXIDOS

SULFUROS

Especie

Composición

(% Cu)

Antlerita

Cu3SO 4(OH) 4

53,74

Calcosina

Cu2S

79,85

Brochantita

Cu4SO 4(OH) 6

56,20

Covelina

CuS

66,46

Chalcantita

CuSO 4 5H 2O

25,45

Bornita

Cu5FeS4

63,31

Atacamita

Cu2Cl(OH)3

59,51

Enargita

Cu3AsS4

48,40

Crisocola

CuSiO3 2H 2O

36,17

Calcopirita

CuFeS2

34,62

Dioptasa

CuSiO3 H 2O

40,30

Tetraedrita-

(Cu,Fe, Zn,A g) 12,Sb4S 13

45,75

Chenevixita

Cu2Fe2(AsO4) 2(OH) 4H2O

21,08

Tennantita

(Cu,Fe,Zn,Ag) 12,As4S 13

51,55

Turquesa

CuAl 6(PO4) 4(OH) 8 4H 2O

7,81

Pirita

FeS 2

-

Tenorita

CuO

79,88

Molibdenita

MoS2

-

Almagrado

[ Cu2S FeO (OH) nH 2O ]

~ 35

Esfalerita

ZnS

-

Cuprita

Cu2O

88,81

Cobre nativo

Cu°

100

Lixiviabilidad de Minerales de Cobre

Copper wad

[ MnO (OH) CuSiO2 nH 2O ]

~20

Bajo Condiciones Acido Sulfúricas

Malaquita

Cu2CO3(OH) 2

57,47

[ ] Composición aproximada

ALTERACION

Especie

Composició n

(% Cu)

Brochantita Atacamita Antlerita Tenorita Malaquita

Rápidamente lixiviables a temperatura ambiente en solución ácida diluída. Pueden llegar a disolverse completamente. Malaquita aumenta considerablemenete el consumo de ácido.

Crisocola Dioptasa

Lixivian más lento que los sulfatos, pero pueden alcanzar estándares de lixiviación en condiciones de mayor acidez.

Cobre Nativo Cuprita

Requieren sulfato férrico para lixiviar. La cinética para Cu nativo aumenta con agitación, oxigenación e incremento de la temperatura.

Calcosina Covelina Bornita

Requieren de sulfato férrico para lixiviar. Lixiviación parcial de las menas, cinética lenta a muy lenta. Puede ser favorecida con acción bacteriana, aumento de temperatura y oxigenación.

Especie

Composición

Cuarzo

SiO2

Sericita

Si 3O10KAl 3(OH)2

Caolinita

Si 2O5Al2(OH)4

Alunita

(SO 4) 2KAl3(OH)6

Montmorillonita

(Si4O 10) 3(Al,Mg)8(OH) 1012H2O

Clorita

(Si4O 10 )Mg 3 (OH)2 Mg3 (OH) 6

Epidota

(SiO4) 3Ca2(Al,Fe)3(OH)

Biotita

Si 3O10K(Mg,Fe)3Al(OH)2

F. Potásico

Si 3O8KAl

REACCIONES DE DISOLUCION

Calcita

CaCO3

Brochantita

Magnetita

Fe3O 4

Turmalina

( AlSi2O9)3(Na,Ca)(Al,Fe,Li,Mg)3B3Al3(O,OH,F)4

Yeso

SO 4Ca 2H 2O

Crisocola

CuSiO 3 2H 2O + H 2SO4

Anhidrita

SO 4Ca

Tenorita

CuO + H2SO4

Hematita

Fe2O 3

Limonita

FeO(OH) nH 2O

Cuprita

Cu2O + H 2S O4

Göetita

FeO(OH)

Especularita

Fe2O 3

Calcopirita

CuSO4 3Cu(OH)2 + 3H2SO4

Atacamita CuCl 2 3Cu(OH)2 + 3H 2SO4

Malaquita CuCO 3Cu(OH)2 + 2H 2SO 4

4CuSO 4 + 6H2O 3CuSO4 + CuCl2 + 6H 2O CuSO 4 + SiO 2 + 3H 2O

CuSO4 + H2O CuSO4 + Cu + H2O 2CuSO 4 + CO2 + 3H2O

soluciones ácidas de manera de solubilizar el elemento de nuestro interés (Cu), una vez obtenido las soluciones cúpricas estas son almacenadas en piscinas, las cuales son direccionadas a las

29

30 áreas de extracción por solvente donde a estas se les retirara el cobre , para posteriormente las soluciones de lixiviación volver a reiniciar el ciclo de lixiviación. Una vez extraído el cobre de las soluciones de lixiviación éste es concentrado en SX, traspasado a una solución fuertemente ácida, la cual será el medio de trasporte de este elemento en el proceso de electrodepositación, la cual nos dará como producto final un cátodo de cobre de alta pureza.

CuO (s) + H2SO4(ac)

CuSO4(ac) + H 2 O(ac)

(1)

CHANCADO El equipo Chancador primario tiene como finalidad reducir los tamaños del mineral que es alimentado, dejándolo tal solo de un tamaño no mayor a 8 pulgadas. Además, se ayuda de un picador de roca rompiendo las colpas demasiado grandes. El material grueso proveniente del chancador primario, es transportado a la pila de acopio (stock-pile) el cual está dividido en dos zonas, una para minerales con alto nivel de arcilla y otra para minerales con bajo nivel de arcilla. Estos minerales pueden ser mezclados para ser enviados a aglomerado de acuerdo al plan metalúrgico. Figura 2.

Tolva de Vaciado Chancado Primario.

30

31 El mineral del Stock Pile, posteriormente es llevado mediante correas móviles a un sistema de chancados secundarios, junto con harneros que clasifican el tamaño del mineral, entregando finalmente un producto menor a 3/4 de pulgada o 19 mm. Estas fracciones son transportadas al silo de mineral fino. Figura 3.

Diagrama Chancado y Almacenaje

Tolva de Vaciado

Cámara de Descarga

Electroimán Detector de Metales

Alimentador

Pesómetro

Alta Arcilla

Figura 4.

Baja Arcilla

Diagrama Chancado Secundario y Clasificación

AGLOMERADO El mineral fino almacenado en el silo, alimenta a dos tambores rotatorios aglomeradores de 4 m de diámetro por 12 m de largo. En esta etapa se agrega solución de refino y ácido sulfúrico concentrado para producir el aglomerado. El tambor descarga sobre una correa que alimenta la planta de lixiviación. La tasa de Aglomeración es de aproximadamente 20 kg. de ácido sulfúrico por tonelada de mineral y la tasa de agua es de 32 L/T. Las tasas de adición están directamente relacionadas con la cantidad de cobre presente en el mineral v/s los diferentes compuestos que pueden estar consumiendo estos reactivos.

31

32 Las características primordiales en este tipo de mineral es que debe poseer bajo nivel de arcilla, pues este mineral dificulta la permeabilidad, no debe contener sustancias como carbonatos que consuman mucho ácido . Del tamaño de mineral depende la velocidad de extracción de cobre, conocida también como cinética de la lixiviación y la precolación.

3.142 T / h Ácido adición 15 kg / T 15 kg / T x 3142 ton / h = 47.130 kg 47,130 T / 1.83 ton / m3 = 25,75 m 3 ácido al 100% 25,75 m3 / 0,96 = 26,83 m 3 ácido al 96 %

5.400 Toneladas

1.571 T / h 1.571 T / h 5°a7° 3.371 T / h Aglomerado Figura 5.

Diagrama Silo y Tambores Aglomeradores

Ventajas del proceso de aglomeración son : -

Las partículas finas se adhieran a las gruesas formando pellets, con esto reducimos la segregación de finos durante el carguío de pila.

-

Aumentamos la oxigenación de la pila.

-

Mejoramos la recuperación de los elementos de interés.

-

Distribución homogénea de los reactivos lixiviantes.

-

Contacto íntimo entre la solución lixiviante y el mineral.

32

33 -

Se facilita la formación del glomérulo por presencia de sa les disueltas en el líquido aglomerador (Refino).

-

Se obtiene mayor esponjosidad al lecho de mineral, favoreciendo el aumento de la tasa de riego.

Aglomerar con ácido sulfúrico y refino se acelera la cinética de sulfatación debido al calor generado por

Tubo de Aireación Corona Llantas Verticales Llantas Horizontales Chute de Alimentación Motor

Dosificador Pasador Piñón Base de Concreto

la reacción. Figura 6.

5° 6° 7° Chute de Descarga

Diagrama Tambor Aglomerador

Dentro del proceso inicial de lixiviación tenemos una etapa denominada Curado la cual corresponde al tiempo posterior al aglomerado en la cual se producen las reacciones oxido-reducción de compuestos e hidratación del mineral dando finalmente un producto solubilizado de fácil manejo. Cabe recordar que el fenómeno de aglomeración sólo se vera favorecido si en el proceso de armado de la pila este glomérulo sufre el menor daño posible.

APILADO

33

34 El proceso de apilado consiste en la formación de franjas aisladas unas de otras a través de canaletas y material plástico de tal manera de controlar el mejor forma el proceso de lixiviación, estas pilas tienen dimensiones que son características, producto de las propiedades del mineral, generalmente sus alturas se encue

Puente

Alimentador Puente

Apilador Radial

Figura 7

Diagrama Sistema de Apilamiento ntran entre los 5 y 8 metros y sus longitudes varían

y pueden llegar a 1000 metros.

34

35 ETAPA DE REPOSO. Una vez que se ha cargado un módulo de riego se deja en reposo a la espera que se carguen los siguientes módulos hasta completar la denominada franja. Paralelamente en este período el personal de operaciones del área de armado comienza con el montaje del sistema de riego, el que está configurado por una válvula, la matriz secundaria constituida por tuberías de PVC y una malla de goteros de cinta que están separados entre sí por 0,60 m y a una distancia entre líneas de goteros de 0,76 m. ETAPA DE HUMECTACIÓN. Esta etapa de la operación adquiere mucha importancia en el sistema, ya que el objetivo primordial es saturar el mineral con bajo flujo de solución de tal manera que se le pueda devolver la humedad que ha perdido el aglomerado en la etapa de reposo. Además se debe destacar que esta 2

operación se realiza lentamente a una tasa de riego inicial de 5 l/h/m para terminar con una tasa de 8 2

l/h/m . El período de humectación dura aproximadamente 24 hrs con un máximo de 36 hrs , para luego dejarlo nuevamente en reposo hasta que le corresponda entrar al ciclo de lixiviación. Por lo general, la humectación se realiza muy cerca de la siguiente etapa para que el módulo no pierda la humedad que recuperó. Con este procedimiento se han controlado las posibles canalizaciones y se logra reactivar la acción del ácido logrando mayor rendimiento antes de la lixiviación propiamente tal. La solución que se utiliza es refino que tiene 17 gpl de H2SO4 y 0,5 gpl de Cu. RIEGO INICIAL Cuando se habla de riego inicial se refiere a la etapa en que al módulo humectado anteriormente le corresponde ingresar en operación continua de flujo con la solución lixiviante (ILS). La característica principal de esta etapa es que la partida se realiza mediante una rampa de tasas de riego, partiendo los 2 primeros días con 10 l/h/m

2

para ir aumentando a 12 l/h/m

2

los siguientes 2 días y alcanzando la máxima

2

tasa de operación de 15 l/h/m al quinto día aproximadamente. El volumen de soluciones lixiviantes dependerá de los siguientes aspectos: Permeabilidad de la pila, área total de la pila y capacidad de la planta SX y EW. Se deberá tener especial cuidado con la tasa de riego pues un mal manejo de esta puede causar inundación de la pila, restricción del flujo de oxigeno, aumento de costos de bombeo

35

36 LIXIVIACION PRIMARIA. Esta etapa del proceso, corresponde a la continuación del riego inicial con la diferencia que ya se 2

tiene estabilizada la tasa de riego a 15 l/h/m

la que deberá mantenerse por el período de 40 días de

riego continuo empleando como solución lixiviante la denominada ILS , que tiene 7 gpl de H2SO 4 y 4 gpl de Cu. LIXIVIACION SECUNDARIA. Los tiempos finales de lixiviación deberán ser constantemente controlados y estos van a depender de las leyes medias de la pila. En general esta etapa de lixiviación secundaria se realiza a contar del día N° 41 en adelante hasta completar el ciclo programado para cada módulo en particular. La solución lixiviante que se utiliza en esta oportunidad se denomina Refino y tiene 17 gpl de H2SO 4 y 0,5 gpl de Cu. El riego mixto combina la utilización de los goteros del tipo Cinta de riego con los aspersores y se realiza los últimos 30 días antes de abandonar el módulo. Con ello se ha logrado lixiviar el espacio que estaba quedando sin riego entre las líneas de goteo, mejorando notablemente la recuperación final de cobre. ABANDONO - DRENAJE Y MUESTREO DE RIPIO. Cuando un módulo completa el ciclo de lixiviación, pasa a la última etapa denominada abandono. Este período corresponde a 10 días sin riego, y sólo comienza a drenar o evacuar las soluciones de la franja para quedar con una humedad residual aproximada de 8 % dependiendo del contenido de arcillas que tenga el mineral apilado. Paralelo a este plazo comienza el desarme del sistema de riego que consiste en recuperar las matrices secundarias de PVC para reutilizar este sistema en otra franja mientras que los goteros de cinta son desechados. Completado los 10 días de drenaje comienza la preparación de los caminos para que ingrese el camión de sondajes que efectuará la toma de muestra de los ripios residuales de la franja. Este muestreo dura entre 3 a 5 días , tiempo en el cual se entrega la franja a Operaciones Mina para la preparación y compactación de la superficie de la futura franja de lixiviación.

36

37 IRRIGACIÓN DE REFINO - ILS. El proceso de irrigación de la pila esta pensado en la posibilidad de poder irrigar tanto con Refino como con ILS. El sistema de irrigación para cada modulo tiene 3 extensiones laterales a lo largo del modulo desde las cuales se ramifican las líneas de alimentación. Después de 80 días de irrigación , hay un periodo de 20 días de drenaje y preparación con lo que se forma el ciclo de 100 días , la eficiencia de colección de soluciones serán entre 92% y 98% . PISCINAS DE ALMACENAJE DE SOLUCIONES. Estas unidades están diseñadas para contener las soluciones provenientes de la lixiviación ácida y el proceso de extracción por solvente. Generalmente estas tienen una capacidad que dependerá de la cantidad de módulos en lixiviación en fase estacionaria, de manera de dar un tiempo suficiente de reposo a las soluciones , con lo cual favorecerá la decantación de sólidos generando finalmente un proceso mas controlado Las unidades podrán ser denominadas como : Piscina de Refino. Piscina de PLS. Piscina de ILS. También debemos recordar que todo sistema de lixiviación deberá tener una piscina de emergencia, en la eventualidad de contener soluciones por emergencias.

37

38 Figura 8

Diagrama Lixiviación y Almacenaje de soluciones

Agua Evaporación

Evaporación

Ácido Lixiviación Secundaria

Lixiviación Primaria

Ácido Sulfúrico Refino 28.000 m3 PLS 54.000 m3

ILS 54.000 m3

Emergencia 40.000 m3

Dentro del proceso tradicional de lixiviación ácida también se producen lixiviaciones bacterianas que debido a las condiciones operacionales de la lixiviación tradicional no son tan influyentes en el aporte de cobre LIXIVIACIÓN BACTERIANA. En los últimos tiempos, la Biotecnología se ha convertido en una alternativa viable para la extracción de los valores presentes en las menas, así como para la recuperación de metales presentes en soluciones acuosas contaminantes. En el sector minero metalúrgico, los procesos biotecnológicos han logrado ser aplicados con éxito en la lixiviación de cobre y uranio, y en el pre-tratamiento de sulfuros auríferos refractarios. El empleo de sistemas biológicos en los procesos industriales, conocida como Biotecnología, ha sido usada desde tiempos inmemoriales en la producción de vino, cerveza, pan, en la fabricación de antibióticos, en la industria alimentaría, entre otras aplicaciones. En el sector minero metalúrgico, la biotecnología ha sido utilizada como una herramienta en la disolución y recuperación de los valores

38

39 metálicos contenidos en menas. Mayormente, los procesos microbianos han sido empleados en la lixiviación de cobre y uranio, en el mejoramiento de la extracción de metales preciosos contenidos en sulfuros refractarios, y en el tratamiento de aguas residuales. El enorme potencial que representa el empleo de bacterias en los procesos mineros se grafica con la afirmación que en 1979 brindara el Dr. Richard Manchee al respecto: ..."una planta de extracción de minerales del futuro podría tener el aspecto de una actual de tratamiento de agua: libre de la suciedad y de los montones de escorias asociadas con las operaciones mineras, mientras que bajo el suelo millones de microbios realizarían las tareas que en nuestros días se caracterizan por el rugido de las máquinas, el ruido de los picos y el traslado de mineral". La Lixiviación Bacteriana, también conocida como Biolixiviación, Biohidro-metalurgia o Biooxidación de Sulfuros, puede ser definida como un proceso natural de disolución que resulta de la acción de un grupo de bacterias - principalmente del género Thiobacillus - con habilidad de oxidar minerales sulfurados, permitiendo la liberación de los valores metálicos contenidos en ellos. Por mucho tiempo, se pensó que la disolución o lixiviación de metales era un proceso netamente químico, mediado por agua y oxigeno atmosférico. El descubrimiento de bacterias acidófilas ferro- y sulfo-oxidantes ha sido primordial en la definición de la lixiviación como un proceso catalizado biológicamente. En términos más globales, se puede señalar que la biolixiviación es una tecnología que emplea bacterias especificas para lixiviar, o extraer, un metal de valor como uranio, cobre, zinc, níquel y cobalto presente en las menas o en un concentrado mineral. El producto final de la biolixiviación es una solución ácida que contiene el metal valor en su forma soluble. De otro lado, el término biooxidación es un utilizado para describir un proceso que emplea bacterias para degradar un sulfuro, usualmente pirita o arsenopirita, en la que el oro o la plata, o ambos, se encuentran encapsulados. La tecnología microbiana presenta ventajas sobre los métodos no biológicos, entre los que podemos encontrar: Requiere poca inversión de capital (las bacterias pueden ser aisladas a partir de aguas ácidas de minas). Bajos costos de operación necesarios para las operaciones hidrometalúrgicas en comparación con los procesos convencionales.

39

40 Relativa ausencia de polución o contaminación ambiental durante el proceso. El tratamiento del creciente acumulo de minerales de baja ley en las minas los que no pueden ser económicamente procesados por los métodos tradicionales. http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm ASPECTOS MICROBIOLOGICOS Thiobacillus ferrooxidans: Los microorganismos que son responsables de la disolución de los metales a partir de minerales son, principalmente, organismos quimiosintéticos y autotróficos pertenecientes al género Thiobacillus, aunque como señalamos en un párrafo y tabla anterior, no es la única. De las especies de Thiobacillus que se conocen la que más atención ha recibido es Thiobacillus ferrooxidans, cuya presencia fue demostrada por Colmer y Hinkle, a comienzos de los años 50, en el drenaje unas minas de carbón, que reportaban altos contenidos de ácido y fierro. T. ferrooxidans presenta forma vacilar, gram negativas, de 0.5 a 1.7 µ, algunas cepas tienen flagelos, es quimioautotrófico, capaz de oxidar compuestos inorgánicos como iones ferroso (Fe(II)) y azufre, los que le sirven de fuente primaria de energía. El carbono necesario para su arquitectura celular lo obtiene por fijación de CO2, de manera similar a las plantas verdes . Es aerobio (requiere de O2 como aceptor final de electrones), acidófilo (desarrolla en rangos de pH que varían entre 1.5 y 3.0), y a temperaturas que oscilan entre 25-35ºC. Es considerada como el mayor contribuyente en la producción de aguas ácidas que drenan de depósitos de metales sulfurados, gracias a la capacidad que tienen de oxidar minerales de disulfuro de fierro, generando soluciones ácidas de sulfato férrico. http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm MECANISMOS DE LIXIVIACIÓN Los principales mecanismos involucrados en el proceso de lixiviación bacteriana son: directa e indirecta. http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm LIXIVIACIÓN INDIRECTA Dos reacciones importantes mediadas por T. ferrooxidans son: Pirita FeS2 + 3.5 O2 + H 2O

FeSO4 + H2SO 4 ...............

(2)

40

41 2 FeSO 4 + 0.5 O2 + H2SO 4

Fe 2(SO4)3 + H2O ........... (3)

El sulfato férrico es un oxidante fuerte capaz de disolver una amplia variedad de minerales sulfurados. La lixiviación con Fe2(SO4)3 recibe el nombre de lixiviación indirecta porque se realiza en ausencia de oxígeno o de bacterias y, es responsable de la disolución o lixiviación de varios minerales sulfurados de cobre de importancia económica: Calcopirita CuFeS2+ 2 Fe 2(SO 4)3 Calcocina Cu 2S + 2 Fe2(SO4)3

CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 Sº ........ (4) 2 CuSO4 + 4 FeSO4 + 2 Sº ...........(5)

El mecanismo de lixiviación indirecta depende de la regeneración biológica del sulfato férrico (reacción 3). El azufre (Sº) generado en las reacciones 4 y 5 puede ser convertido en ácido sulfúrico (H2SO 4) por T. ferrooxidans según: 2 Sº + 3 O2 + 2 H2O

2 H2SO4 ..............(6)

Este ácido sulfúrico, así generado, mantiene el pH del sistema a niveles favorables para el desarrollo de la bacteria. LIXIVIACIÓN DIRECTA Las bacterias ferrooxidantes también pueden lixiviar sulfuros metálicos direc tamente sin la participación del sulfato férrico producido biológicamente. El proceso se describe en la siguiente reacción :

MS + 2 O2

MSO4 ..............(7)

donde M representa un metal bivalente. Pirita 2 FeS2 + H2O + 7.5 O 2 Calcopirita 2 CuFeS2 + 8.5 O2 + H2SO 4

Fe 2(SO4)3 + H2SO 4 ...... (8) 2CuSO 4 + Fe 2(SO 4)3+ H2O . (9)

Dado que el fierro siempre está presente en ambientes de lixiviación natural, es posible que tanto la lixiviación indirecta como la directa ocurran de manera simultánea. http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm DESARROLLO BACTERIANO El efecto de ciertos factores ambientales sobre el desarrollo y crecimiento de las bacterias juega un rol importante dentro del proceso de lixiviación bacteriana, es por ello de mucha importancia el control

41

42 de factores, como el pH, la presencia de oxigeno, la temperatura, la influencia de la luz, los requerimientos nutricionales, tamaño de partícula, y el efecto de inhibidores, entre otros. pH: En general los T. ferrooxidans, desarrollan bien en medios ácidos, siendo incapaces de desarrollar sobre Fe 2+ a un pH mayor de 3.0. Normalmente los valores sobre el que los tiobacilos se desarrollan se ubican dentro del rango de 1.5 a 2.5. Oxígeno y CO 2: La disponibilidad de oxígeno es un factor que controla la extracción de metales por bacterias. No se conoce otro oxidante que pueda ser utilizado por los microorganismos en ambientes de lixiviación. El dióxido de carbono es utilizado como fuente de carbono para la fabricación de su arquitectura celular. Nutrientes: Como todos los seres vivientes, T. ferrooxidans requiere de fuentes nutricionales para su óptimo desarrollo, entre las que tenemos fuente de N2 (amonio), de fosfato, de S, iones metálicos (como 2+

Mg ), etc. Magnesio, es necesario para la fijación de CO2 y el fósforo es requerido para el metabolismo energético. Fuente de Energía: Los T. ferrooxidans utilizan como fuente primaria de energía los iones ferroso y azufre inorgánico. El fierro ferroso debe ser suplementado al medio cuando se trata de medios 2+

sintéticos. En caso de utilizar mineral, no es necesario añadir Fe . Luz: La luz visible y la no filtrada tienen un efecto inhibitorio sobre algunas especies de Thiobacillus, pero el fierro férrico ofrece alguna protección a los rayos visibles. Temperatura: El rango sobre el cual se desarrollan se encuentran entre 25ºC y 35ºC. Presencia de Inhibidores: En los procesos de molienda o por acción propia del agente lixiviante se liberan algunos iones que en ciertas concentraciones resultan tóxicas para las bacterias ferrooxidantes afectando el desarrollo bacterial. La literatura señala que los niveles de tolerancia de las bacterias para ciertos metales es Zn

2+

= 15 -72 g/l; Ni

2+

= 12 - 50 g/l; Cu

2+

+

= 15 g/l; Ag = 1ppb; UO2

2+

= 200 - 500 mg/L,

entre otros. http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm PERSPECTIVAS FUTURAS Son numerosas las posibilidades que se presentan para la aplicación de los procesos biotecnológicos en el beneficio de los minerales, algunos de los cuales reseñaremos brevemente en las siguientes líneas.

42

43 Los microorganismos pueden ser utilizados como agentes floculantes o como colectores en los procesos de flotación de minerales. La capacidad de muchos microorganismos de poder adherirse a superficies sólidas gracias a la interacción existente entre la carga de la pared celular y las condiciones hidrofobicas, modificando la superficie del mineral permitiendo su flotación y floculación (empleado en la separación de las fases sólida y líquida de una pulpa). Por ejemplo, se ha reporta que una bacteria hidrofobica es un excelente floculante para un número de sistemas minerales. Los minerales que han podido se floculados con esta organismo incluye a la hematita, ciertos lodos de fosfatos, floculación selectiva de carbón en menas piritosas, entre otras. Igualmente, este microorganismo es buen colector de hematita, y puede ser empleado en reemplazo del colector químico. Otra área de enorme interés es el empleo de microorganismos heterótrofos, generalmente parte de la flora acompañante de Thiobacillus, como herramienta para la lixiviación de sistemas no sulfurados. Tal es el caso del empleo de un esquema de lixiviación bacterial heterotrófico para menas lateriticas de baja ley y que permitiría incrementar enormemente las reservas económicamente explotables de níquel. También el empleo de heterótrofos en la lixiviación de menas de manganeso, plata y fosfato podría incrementar el número de reservas para estos commodities importantes. Su empleo radica en la enorme ventaja que significa su rápida velocidad de crecimiento, en comparación con los autótrofos. La biodegradación de compuestos tóxicos orgánicos represent a otro rubro importante de aplicación de los procesos biológicos. Debemos recordar que una amplia variedad de sustancias, tóxicas y no tóxicas, pueden ser descargadas al medio ambiente como consecuencia de las operaciones mineras. Muchos de estos compuestos son productos químicos complejos empleados en flotación y en procesos hidrometalúrgicos. Otros incluyen a productos derivados del petróleo empleados de manera diversa en las operaciones mineras. Se reporta la capacidad de especies de Klebsiella y Pseudomonas en la degradación de reactivos de flotación. Asimismo, se reconoce la habilidad de ciertos microorganismos o de sus enzimas de degradar, bajo ciertas condiciones, cianuro empleado en la recuperación de oro y plata. También es de potencial importancia el empleo de ciertas especies vegetales en la prospección geológica de yacimientos minerales como en la limpieza y recuperación de suelos contaminados con iones

43

44 metálicos pesados. Aunque el empleo de plantas u organismos completos escapa a la definición de biotecnología, el uso de estas permitirá centrar su aplicación en áreas donde se tiene depósitos de relaves antiguos o en zonas urbanas caracterizadas por su alto grado de contaminación.

http/www.mobot.org/jwcross/phytoremadiation/biotecnologia.htm CAPITULO II.-

AREA HUMEDA EXTRACCIÓN POR SOLVENTE.

La extracción por Solvente (SX) es un proceso utilizado en la metalurgia extractiva para la separación de diferentes sustancias en soluciones por medio de un reactivo orgánico inmiscible, con una solución acuosa. Sirve para purificar y concentrar metales disueltos en un volumen de solución acuosa menor, pudiendo recuperar el metal especifico extraído por electro- obtención, precipitación química o cristalización. Para el caso especifico del cobre, su mayor aplicación es concentrar el cobre en una solución adecuada para electro-obtención, libre de impurezas nocivas, que permita operar con mayores densidades de corriente y obtener cátodos de alta calidad. Previo a ser extraído el elemento de interés (Cu), esta solución tiene que ser filtrada para separar todos los sólidos suspendidos. La extracción por solvente (SX), aplicada al cobre en una operación que comprende dos etapas principales y una complementaria Figura 9

Diagrama Lixiviación-Extracción por Solventes

ILS

Refino

Extracción E -1

Extracción E-2

R e -Extracción

Orgánico Descargado

Electrólito Rico

PLS

Electroobtencion

Lavado

Agua Descarte

Org .Cargado Org .Cargado Lavado

44

45 La extracción por solvente realiza la doble labor de Purificar y Concentrar las soluciones a) La extracción propiamente tal, en la cual una solución acuosa que contiene cobre se contacta en contracorriente con una fase orgánica inmiscible. La fase orgánica contiene un reactivo que extraerá el cobre de la fase acuosa. El proceso de extracción esta gobernado por las leyes de la química, aplicables a las reacciones involucradas y por los aspectos difusionales y operacionales de mezcla y separación de dos líquidos inmiscibles , de modo que facilite la transferencia de ion deseado desde la solución acuosa al solvente. b) Re-extracción del cobre de esta fase orgánica por una solución acuosa fuertemente ácida. Esta solución absorbe el cobre incrementando su concent ración y es utilizado como electrolito para la electro-obtención. La etapa de re-extracción da como resultado entonces: c)

La producción de una solución acuosa de cobre más concentrada. La generación de reactivo orgánico y que es posible utilizar nuevament e. Etapa complementaria.

Finalmente existe una etapa de lavado, tiene como único objetivo limpiar el orgánico cargado de cualquier impureza sólida o liquida que pudiese este arrastrar de las etapas anteriores. Asegurándonos con esta etapa de entregar un orgánico limpio lo que finalmente dará un producto de alta pureza. PROPIEDADES FISICAS Y QUIMICAS DEL EXTRACTANTE Para recuperar el cobre en forma comercial usando SX, el reactivo debe reunir ciertas propiedades que pueden ser utilizadas como guía para su elección, pero a menudo se encuentra en contraste y no es exagerado decir que no existe sustancia alguna que posea todas la propiedades para un buen efecto. Los requisitos que debe cumplir un reactivo extractante son: -

Extraer el cobre deseado selectivamente desde la solución acuosa que lo contiene.

-

Ser re– extraído por una solución acuosa desde la cual el cobre sea extraído por procesos simples (Electro obtención).

-

Ser estable en el circuito, de tal manera que circule sin que se degrade.

45

46 -

Tener alta capacida d de carga a un pH y una concentración del extractante dado.

-

Alto grado de insolubilidad entre el extractante y el acuoso para evitar pérdida de orgánico en al refino.

-

Baja toxicidad e inflamabilidad, esto con el fin de tener buena condiciones de seguridad y estabilidad química.

-

Baja formación de Borra, el cual entorpece la etapa de separación de fases.

CARACTERISTICAS PRINCIPALES DEL DILUYENTE La función principal del diluyente es disminuir la viscosidad de la fase orgánica y facilitar el contacto entre las dos fases. Debe cumplir las siguientes propiedades: -

Capacidad para disolver el reactivo de extracción.

-

Baja solubilidad en la fase acuosa, para evitar o disminuir al máximo las pérdidas por disolución en ella.

-

Mezclarse bien con el reactivo con el fin de disminuir la viscosidad y facilitar el contacto entre la fases , permitiendo una buena separación de fases en el decantados.

-

Ser estable químicamente.

-

Punto de inflamación alto.

-

Baja toxicidad.

-

Costo reducido.

MECANISMOS DE LOS INTERCAMBIOS. En SX, se distinguen cuatro clases de extractantes de metales caracterizados por su estructura y mecanismo de extracción y la especie extraída. Agente de quelación. Extractantes ión-par.

46

47 Extractantes ácidos orgánicos. Extractante de solvatación o neutros.

Para la extracción de cobre, los agentes de quelación han encontrado su mayor aplicación industrial .Quelación se refiere gráficamente al gancho, es decir, al modo en que el extractante orgánico enlaza al metal iónico.

Diagrama Extracción por Solventes

H

PLS

Lixiviacio n

2

Extracción E-1

Cu

Extracción

+ Cu 2+

+ 2 H+

Re-extracción

Refino Electroobtencion Acuoso Recup. Extracción E-2

Re-Extracción

Electrólito Rico

Figura 10

Agua de Pta. Osm. Rev. Lavado

Orgánico Descargado Agua Descarte Org.Cargado Org.Cargado Lavado

Los extractantes quelantes industrialmente son moléculas

orgánicas que operan reemplazando los

átomos de hidrogeno de dos moléculas de extractante por un átomo de cobre formando un complejo orgánico de cobre. La ecuación se puede presentar de la siguiente manera:

CuSO4 (aq) + 2(R-H)(org)

(R2 Cu)(org) + SO4

(10)

47

48 El sulfato actúa como ligando de coordinación y compite con el extractante por el catión. La re-extracción se realiza con una solución ácida para obtener un electrolito rico en cobre.

(R2 Cu)(org) + H 2 SO4(aq)

CuSO4(org) + 2(R-H)(org) (11)

Martinez.L (1997) Capacitación SX – EW.

REACTIVOS PLANTA ACIDO SULFURICO Es el principal reactivo de Lixiviación y con el cual se produce la disolución del cobre de un medio sólido a un medio acuso. El ácido sulfúrico es ácido muy corrosivo y agresivo. El principal peligro de este radica en las posibles quemaduras que este provoca al estar en contacto con la piel producto de la reacción exotérmica de este el cual en fracciones de segundo puede subir esta de la temperatura ambiente a 290 °C aproximadamente. El ácido es suministrado a la Planta Oxido, vía carros aljibes del ferrocarril con capacidad promedio de 41 toneladas cada uno. El consumo estimado será de 20 Kgs de Ácido/T de mineral tratado. EXTRACTANTE Es el principal reactivo de SX y con el cual selectivamente se recoge el cobre de la solución rica (PLS) y se transporta a una solución pura (Electrolito Rico), la captura y liberación de cobre se realiza a través del contenido de acidez del medio. El extractante es típicamente una compuesto orgánico derivado del petróleo. El extractante es suministrado a la planta de SX/EW mediante contenedores de 1 3

m . El consumo estimado será de 2,1 Kgs de Extractante/T de cobre depositado. DILUYENTE Es un portador de alta eficiencia del reactivo de SX. El diluyente es típicamente una parafina de alta pureza, con un alto punto de fusión y excelentes propiedades de separador de fases. El diluyente es suministrado a la planta de SX/EW mediante camiones estanques y descargado por gravedad en estanques de almacenaje. El consumo estimado será de 30 litros de diluyente por tonelada de cobre depositado.

48

49 SULFATO DE COBALTO El sulfato de cobalto (CoSO4 ) es un compuesto químico que se utiliza principalmente en la etapa de electrodepositación, con el objeto de controlar el sobre potencial anódico, facilitando la limpieza del cátodo producido y disminuyendo la cantidad de nódulos y dendritas excesivas en la depositación. La disminución en la corrosión anódica se traduce en una menor contaminación del cátodo con plomo, el cual es el motivo principal por el cual se adiciona Co. El revestimiento de óxidos formados en ausencia de cobalto es poroso. Una capa de corrosión suelta y porosa permite la difusión de iones sulfatos y OH hacia el metal base, esta difusión favorece la formación de una capa poco adherente, mientras que un film compacto y adherente dificulta la difusión iónica disminuyendo el ataque del metal. El cobalto ejerce una influencia positiva sobre la calidad de las capas formadas sobre el ánodo de plomo, encontrándose estructuras mas uniformes, compactas y de menor espesor cuando se adiciona el elemento al electrolito, lo cual conlleva una disminución drástica de la corrosión del ánodo de plomo. Las cantidades optimas de trabajo para este elemento en planta, se encuentran entre los 100 y 130 ppm. Concentraciones mas altas solo generan mayor gasto por consumo de reactivos y las respuestas son similares. Se adiciona en la solución de recirculación a la nave de electrodepositación. La solución de sulfato de cobalto, con una concentración de 8% , es agregado por bombeo a los estanques de recirculación de electrolito, la concentración normal de CoSO 4 en el electrolito es entre 100 y 130 mg./L. GUARFLOC El Guarfloc es una goma Guar, basada en un agente suavizante para la electrodepositación del cobre. El guarfloc actúa como floculante de las impurezas cristalinas que rodean al cátodo y con ello contribuyen a un depósito catódico más suave y parejo. También se ha determinado que este reactivo eleva levemente el sobrepotencial catódico en unos 5 mv, cuando su concentración en el electrolito es de 45 mg/L. Se agrega en el estanque de electrolito de avance.

49

50 La dosificación de este reactivo varia en las diferentes plantas de 200 a 350 g/L. El reactivo granulado se disuelve en agua, hasta obtener una solución de 0.2% la cual es alimentada a los estanques de recirculación de electrolito ACIDO CLORHÍDRICO Se utiliza un depósito transportable de 1 m3, se adiciona en forma intermitente de acuerdo a lo que indique la operación para mantener una concentración de 15 a 18 ppm de ión cloruro en la celda. El consumo nominal de ácido clorhídrico es de 16 lt/día. Es de suma importancia mantener las concentraciones controladas de este reactivo pues al exceder los 30 ppm este cloruro con las altas corrientes trabajadas , produce gas de cloro el cual ataca en forma inmediata las placas madres causando con esto corrosión de placas madres , favoreciendo con esto el posterior pegado de cobre en la placa. Además concentraciones elevadas favorecen la formación de la capa de sulfato de plomo, en el ánodo NOTA : Todos estos reactivos se utilizan de acuerdo a las característica mineralógicas y metalúrgicas del mineral que es tratado en la planta, esto hace variar las dosificaciones, los puntos de adición y los tipos de reactivos, que son los apropiados para cada condición. EXTRACTANTES ORGANICOS PARA EL COBRE Debemos recordar que el proceso de SX en la hidrometalurgia del cobre , persigue en forma resumida los siguientes objetivos: Transferir selectivamente el cobre desde una solución acuosa hacia un electrolito adecuado para EW Convertir la identidad química del cobre disuelto en otra que sea apta y compatible con la EW del cobre. Los agentes extractantes orgánicos que permite la funcionalidad del proceso de SX para el cobre, se denominan agentes de quelación. Estos agentes, presentan un mecanismo químico basado en el +

intercambio cationico y gobernado por la actividad del ion H . El mecanismo de extracción y reextración, se presenta por el equilibrio

CuSO4 + 2RH

CuR2 + H2SO4

(12)

50

51 O en forma iónica

Cu ++ + 2RH

CuR2 + 2H+

(13)

Los agente quelantes (RH), presentan en su red orgánica hidrogeno que puede ser intercambiado por cobre, cuando la solución acuosa presenta baja acidez (pH 1-3). Sin embargo, cuando la solución acuosa presenta alta acidez (100-180 gr/IH2SO 4 ), la fase orgánica no es capaz de retener el cobre en el quelato (CuR2) y lo transfiere a la fase ac uosa como Cu

++

y recibe el hidrogeno

para

regenerar la molécula (RH) del extractante disuelta en la fase orgánica. Los agentes de quelación utilizados industrialmente para soluciones de cobre , son líquidos orgánicos que son solubles en diluyente parafínico y en conjunto forman la fase orgánica extractante o fase solvente orgánica. Químicamente, los agentes de quelación empleados en los procesos hidrometalúrgicos del cobre se clasifican en : OXIMAS Cetoximas Aldoximas Mezcla (C+A) CETONAS Betadicetonas Las oxiomas, se usan para soluciones ácidas de cobre, mientras que la cetonas se emplean para soluciones básicas amoniacales. PROCESAMIENTO SOLUCIONES ÁCIDAS El proceso de SX para cobre, desde su implantación industrial en 1968, ha sido esencialmente aplicado para procesar soluciones ácidas, obtenidas desde la lixiviación de materiales de cobre mediante ++

el empleo de ácido sulfúrico como agente lixiviante. Estas soluciones ácidas de cobre (Fe , Fe

+++

, Al

+++

,

etc.) y otras impurezas solubles dañinas para la EW (Cl, NO3, etc.). Las concentraciones típicas de cobre y ácidos en soluciones ricas (PLS) provenientes de varias técnicas de lixiviación se muestran en tabla 2:

51

52

Tabla 2CONCENTRACIÓN TÍPICA EN SOLUCIONES ÁCIDAS

Método Lixiviación

Cobre (gr/l)

PH

In situ

0,5 – 2,0

1,8 – 2,1

Botadero

1,0 – 3,0

1,2 - 2,2

Pilas

3,5 – 8,0

1,3 – 2,2

TL

3,0 – 10,0

1,7 – 2,0

BTL

2,0 – 7,0

1,5 – 2,0

FACTORES QUE AFECTAN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTE La SX del cobre se caracteriza por la realización de reacciones químicas entre reactantes de la fase acuosa y en la orgánica. Las fases en contacto son líquidas e insolubles entre sí. El proceso se realiza a temperatura entre (20º - 40º C) y a expresión barométrica del lugar geográfico . El contacto de ambas fases se realiza en etapas múltiples en contra-corriente en equipos mezcladorseparador. La SX como proceso industrial, es un proceso que involucra factores químicos para la transferencia másica y factores físicos de las fases para su mezclado y separación posterior. Los factores que afectan mas significativamente al proceso, los podemos agrupar como sigue: Factores fase acuosa -

Composición química (Cu, Cl, Fe, etc.)

-

pH o acidez

-

Sólidos suspendidos

-

Viscosidad

-

Densidad

-

Tensión superficial

-

Potencial redox

52

53 Factores fase orgánica -

Naturaleza y % (v/v) del extractante

-

Naturaleza y % (v/v) del diluyente

-

Viscosidad

-

Densidad

-

Tensión superficial

-

Solubilidad para quelatos de cobre

Factores operacionales -

Grado mezcla ( cámara agitación)

-

Razón de fase O/A

-

RPM agitador

-

Continuidad de fase en el agitador

-

Tiempo de mezclado

-

Número de etapas (E y S)

-

Flujo específico(m /min/m )

-

Alturas A ; O y banda de dispersión

-

Recuperación deseada

-

Transferencia neta deseada

-

Aproximación al equilibrio en cada etapa (%)

3

2

De acuerdo al listado anterior, el proceso SX esta influenciado por numerosos factores, algunos de ellos mas relevantes que otros sobre el valor de una respuesta o variable dependiente del proceso. La compresión fundamental del proceso , necesita el concurso de fundamentos termodinámicos en situación de equilibrio, los fundamentos cinéticos del proceso y el comportamiento de las emulsiones para la separación y mezclado de fases insolubles. Estos aportes, se expondrán en unidades siguientes.

53

54 PARAMETROS DE EQUILIBRIO Recordemos que los fundamentos termodinámicos de un sistema químico reaccionante, nos permite establecer la espontaneidad de una reacción química, estabilidad de los participantes y el estado de equilibrio final logrado. Para los sistemas de transferencias másica entre dos fases líquidas inmiscibles con reacción química o sea de SX, se describe el estado de equilibrio alcanzado mediante algunos parámet ros típicos como son para el caso del cobre: Concentración de cobre en la fase acuosa, en equilibrio (X*). Concentración de cobre en la fase orgánica, en equilibrio (Y*) Coeficiente de distribución del cobre en ambas fases en equilibrio (D*=Y*/X*) Para extracción ;(S*=X*/ Y* ). Potencial de ion en la fase acuosa, en equilibrio (pH)

Estos parámetros, son fáciles de identificar y para determinarlos en la práctica. El coeficiente

de

distribución, es uno de los mas populares para describir espontaneidad. COEFICIENTE DE DISTRIBUCION En el estudio de el sistema químico de SX para el cobre, mediante el equilibrio de la reacción

Cu2+ + 2RH

CuR2 + 2H+

(14)

Podemos averiguar la espontaneidad en el sentido de extracción, el valor del coeficiente de distribución logrado bajo la condición de equilibrio (cuando la actividad del cobre en ambas fase sea igual). Este coeficiente de distribución o participación, indica la afinidad de cobre para una fase o bien la fuerza química de una fase para atraer y mantener el cobre en ella. Este coeficiente, es análogo ala constante de equilibrio de una reacción química.

54

55 ISOTERMAS DE EQUILIBRIO Las isotermas de distribución son gráficas que representan la concentración de cobre en ambas fases en equilibrio. La línea de eq uilibrio por lo general es una curva cuando se contacta orgánico descargado con una solución rica de cobre y realizar la extracción . Estos diagramas se determinan experimentalmente, mediante contactos de equilibrio entre un acuosos caracterizado y un orgánico de naturaleza y % v/v conocido. Por lo general estos contactos se realizan a diferentes razones de fases O/A para un tiempo adecuado para lograr el equilibrio y a temperatura constante. Una isoterma de equilibrio, presenta información termodinámica muy útil para el proceso de SX como se verá mas adelante en otros diagramas. Desde ya, en la isoterma de extracción se puede obtener la información carga máxima

bajo equilibrio que puede lograr la fase orgánica particular experimentada.

También se puede apreciar que la carga de cobre en el orgánico es directamente proporcional a la concentración de cobre residual en equilibrio de la fase acuosa o refino. El efecto del pH en la selectividad de extracción o bien la factibilidad de separación del cobre respecto a otros cationes contenido en un acuoso, puede apreciarse en la figura siguiente. Se puede apreciar que operando a PH menores de 3 no es posible co-extraer níquel, cobalto ni zinc, pero si se extrae férrico. A pH cercanos a 1, se mejora fuertemente la selectividad del orgánico por cobre, pero la exigencia de extracción de cobre decrece.

55

56

Y*(g/L)

%E

8

100

6

75

4

Acuoso 20°C

Cu2+

50 Ni2+

pH 2.5 2

25

Cu (g/L9 4.0

0

Co2+

Fe3+

Organico LIX-984 10%

Zn 2+

X*(g/L) 1.0

1.5

Figura 11

2.0

2.5

0 1

2

3

4

pH

Graficas de Selectividad y Extracción

EXTRACCION EN CONTRA -CORRIENTE Desde el punto de vista ingenieríl el contacto de la fase acuosa con el orgánico para conseguir los objetivos de la extracción y reextracción puede realizarse por contactos múltiples de flujos. Con el propósito de conseguir altas extracciones del cobre desde la fase acuosa y obtener un orgánico con alta carga o concentración de cobre (utilizar eficientemente el orgánico), se prefiere en la práctica industrial de la SX utilizar el contacto en dos o mas etapas con flujos en contracorriente. DIAGRAMA McCABE – THIELE Otra importante aplicación de la isoterma de distribución es la de servir para predecir el número de etapas en contracorriente que son necesarias en forma ideal para conseguir un

porcentaje de

extracción de cobre deseado. Esto, se basa en una técnica gráfica mediante el empleo del diagrama Mc CABE – THIELE. En este diagrama, se traza la isoterma de distribución o curva de equilibrio o la línea de operación de acuerdo a la transferencia de cobre que se quiere lograr entre ambas fases.. Para trazar la recta de operaciones, generalmente se conoce el punto (Xf ’, Yc ) y la razón de fase A/O a emplear o sea la pendiente de la recta. Mediante el trazado vertical de Xf hasta interceptar la recta, se trazan escalones entre la curva de equilibrio y la recta de operación.

56

57 Esto se aprecia como ejemplo,. En la fig 12 , donde se han predecido 2 etapas para lograr un refino con Xr y un orgánico cargado con Yc . Figura 12

Diagrama McCABE - THIELE

Yc

E1 Y2

E2

Yd

Xr

X1

Xf

MECANISMO TRANSFERENCIA MASICA. Cuando se contactan las fases orgánicas y acuosa para lograr una transferencia del cobre desde una fase a otra, las concentraciones X e Y empiezan a variar a medida que transcurre el tiempo de contacto. Cuando el sistema alcanza el equilibrio las concentraciones de cobre en ambas fases permanecen constantes como Y* y X*. El mecanismo de transferencia de cobre, como por ejemplo, desde la fase A la fase O, está representado mediante tres pasos o etapas : Transporte de cobre desde el seno de la fase A hacia la interfase. Reacción química en la interfase. Transporte del complejo orgánico de cobre desde la interfase hacia el seno de la fase O. En general la velocidad de transferencia másica, es directamente proporcional al gradiente de concentración en ambas fases , al coeficiente de transferencia de materia y al área interfacial. El grado de agitación, incrementa notablemente el área interfacial. El grado de agitación, incrementa notablemente

57

58 el área interfacial al dispersar una fase en otra, la temperatura al coeficiente

de transferencia y el

alejamiento del equilibrio al gradiente de concentración. En general, el proceso de SX para el cobre es rápido y tiempos de mezclado de 3 – 5 minutos son adecuados FACTORES QUE AFECTAN CINETICA DE EXTRACCION Para lograr una rápida velocidad de transferencia de cobre desde una fase a otra, los factores más significantes que afectan esta velocidad son: -

Temperatura

-

RPM del agitador

-

Tamaño gotas fase dispersa

-

Tensión Superficial

-

Densidad de ambas fases

-

Viscosidad de ambas fases

-

Razón O/A

.

Concentración de cobre

-

Concentración de extractante SEPARACION DE FASES

Los equipos utilizados en la SX, deben realizar tres funciones principales: Poner en contacto y mezclar el acuoso con el orgánico. Crear una emulsión temporal o dispersión de una fase en la otra para incrementar la superficie de interfase y por lo tanto la transferencia másica. Separar la fases de la emulsión temporal para conseguir bajos atrapamientos y arrastres. Los equipos utilizados en la SX del cobre, son los denominados mezclador-separador (mixer-settler), los cuales están compuestos de una a tres cámaras de mezclado con agitación mecánica y el separador es un estanque o piscina rectangular de baja profundidad donde se separan las fases La separación de las fases, y el grado de atrapamientos presentados, es de suma importancia para los objetivos del proceso de SX y su respuesta económica. En la SX del cobre, por lo general los mayores

58

59 problemas encontrados en la operación de plantas están gatillados por deficiencias en la separación de fases como por ejemplo: Perdida de orgánico atrapado en el refino o en electrolito rico. Contaminación del orgánico cargado con acuoso atrapado y como efecto se transfiere contaminantes hacia el electrolito. Contaminación del electrolito rico con orgánico atrapado y la consiguiente tendencia a contaminar los cátodos, como también favoreciendo la degradación de los ánodos. CONTINUIDAD DE FASE La separación de fases, están influenciada por muchos factores, pero uno de alta influencia es la del tipo de dispersión lograda en el mezclado; dispersión de gotas de orgánico en el acuoso (acuoso continuo ) o dispersión de gotas de en la fase orgánica (orgánico continuo). La decisión de operar en una etapa ya sea con orgánico continuo o acuoso continuo debe basarse en varios criterios de análisis como son: Desde el punto de vista de transferencia de masas, conviene dispersar la fase que presenta menor resistencia. La transferencia de masa desde la fase dispersa a la continua promueve la coalescencia. En las etapas donde sale el refino y el electrolito rico, conviene trabajar con orgánico continuo para disminuir los arrastres de orgánico y su pérdida. Para acelerar la separación de fases en el decantador, conviene dispersar en el mezclador la fase más viscosa. Figura 13

EMULSIÓN (O/A)

Arrastres

EMULSIÓN (A/O)

59

60 VELOCIDAD DE SEPARACION La velocidad de separación de fases, tanto para el rompimiento primario y secundario, es directamente proporcional a los siguientes factores. -

Tensión interfacial.

-

Tamaño gotas dispersas.

-

Diferencia de densidad entre fases.

-

Tensión superficial de cada fase.

-

Al reciproco de la viscosidad de la fase continua o externa.

Todos los factores anteriores promueven mecanismos de separación de fases tales como: sedimentación de gotas, agregación de gotas, coalescencia. Etc. La separación o rompimiento de fases es un fenómeno inverso a la emulsión o dispersión. La emulsión se favorece mediante: -

Alta agitación de la mezcla.

-

Razón de la fase alejada de 1/1.

-

Presencia de agentes emulsificadores (sólidos que interfieren la coalescencia de la fase dispersa, tensó activos, modificadores de viscosidad de la fase continua).

-

Ausencia de superficies sólidas mejorables por la fase dispersa (medios o equipos de coalescencia).

Finalmente, cabe hacer mención de la formación de borra (“crud”) en los decantadores. Estas emulsiones estables trifásicas (sólido-acuoso-orgánico) pueden causar problemas operacionales en la separación de fases, de tal manera que hay que controlar la tasa de formación y remoción de borra. Los sólidos que son mejorables por la fase continua o parcialmente por la dispersa promueven la formación de borras. Las partículas sólidas que incentivan la formación de borra en la planta de SX, proviene de las siguientes fuentes de aporte: -

Suspensiones sólidas en la solución acuosa de la alimentación (PLS)

60

61 -

Sólidos generados e la planta de SX (hidrólisis, cambio de pH, etc).

-

Llegada de polvo del ambiente.

-

Sólidos ingresados en el electrolito pobre o de retorno.

OPERACION PLANTA DE EXTRACCION POR SOLVENTE VARIABLES Y CONCEPTOS OPERACIONALES. EMULSION Y COALESCENCIA. En su definición más sencilla, la emulsión es la formación de gotas pequeñas. “La coalescencia es lo inverso, es decir, el aglutinamiento de las gotas pequeñas en gotas grandes”. Estos dos procesos fundamentales en la operación de SX es verificar en el mezclador y decantados, respectivamente. Si bien es cierto, que la emulsión favorece la cinética de intercambio debido a que una distribución de gotas más finas producirán un aumento de la velocidad de reacción o una disminución del tiempo de retención necesario, lo cual significa mayores flujos volumétricos o un reactor más pequeño, pero por otro lado, la distribución de tamaños más finos disminuirán la velocidad de separación de fases, lo cual significa menores flujos o un decantados más grande. Estos efectos, que son opuestos, deben manejarse y balancearse muy bien, de tal modo de optimizar el trabajo del mezclador-decantador BANDA DE DISPERCION Un equipo de SX se compone de una cámara de mezcla y una cámara de decantación. En una cámara de mezcla se produce la reacción de extracción (ó re-extracción), mediante la dispersión de una fase en otra. En la cámara de decantación las fases dispersas se separan pasando cada una a la etapa siguiente en contra -corriente. Cuando la dispersión generada en el mezclados entra a la cámara de decantación forma una zona heterogénea en la interfase entre las dos fases separadas. Esta zona heterogénea se denomina banda de dispersión. EL espesor de esta banda de dispersión es una de las variables de operación más importante del decantador.

61

62 Figura 14

Mezclador Succionador

Diagrama Mixer Settler

Agitadores Auxiliares Weir del Orgánico Weir Acuoso

Semi Refino a etapa 2 de extracción

Fondo Falso PLS A Tk de Orgánico Cargado

Orgánico de etapa extracción2

ARRASTRE La continuidad tiene gran importancia en los arrastres físicos de una fase en la otra después de la separación debido a que normalmente se producen contaminaciones que afectan no sólo a SX propiamente tal, sino también a las operaciones anteriores y posteriores. La cantidad de arrastre es un función del reactivo, del diluyente, del tiempo de residencia, del diseño del decantador, de la velocidad del agitador, de la temperatura. Los arrastres no son tan fáciles de determinar, porque las muestras representativas de las fases son difíciles de obtener en pequeños equipos que son usados para medir arrastres. El arrastre o contaminación (O/A), es el volumen de orgánico (ppm), que es arrastrado por la fase acuoso. Esta contaminación representa una pérdida del reactivo orgánico.

62

63 El arrastre o contaminación (A/O), es el volumen de acuoso (ppm), que es arrastrado por la fase orgánica, esta contaminación debe ser controlada ya que el orgánico cargado, al pasar de las etapas de extracción de re-extracción, produce un aumento en las concentraciones de impurezas en el electrolito. BORRA. La borra es una emulsión estable compuesta de sólidos, acuoso y orgánico y que pueden ser generado incluso en ausencia de sólidos arrastrados. La borra difiere notablemente de una planta de SX a otra. La cantidad de borra generada depende de muchos factores de saber: sólidos en la fase acuosa, la claridad de la fase acuosa, reactivos provenientes de otro proceso y contaminantes que pueden entrar al sistema tales como aceites lubricantes. Una pequeña cantidad de borra no será perjudicial. Incluso tiene un efecto beneficioso en la separación, porque actúa como un coalescedor, una gran cantidad de borra aumentará el consumo de reactivo y si se mueve de un agitador a otro producirá emulsiones más estables, pueden resultar en una operación incontrolada y una emulsificación total de la planta. CARGA MAXIMA. Es la cantidad máxima de ión deseado, que el reactivo es capaz de aceptar, por cada unidad de porcentaje de concentración de éste reactivo en la fase orgánica. TRANSFERENCIA NETA “Se define como la calidad efectiva de la especie deseada, que es transferida por el reactivo, desde el PLS al Electrolito”. Expresa en (gr/l) . O bien es la diferencia entre las concentraciones de la especie deseada del orgánico Cargando o Descargando en gr/ l de cobre por cada unidad de porcentaje de concentración volumétrica del reactivo en la fase orgánica.

Cu (oc)

-

Cu (od)

=

T.N

63

64 Cu (oc) = Cobre en orgánico cargado. Cu (od) = Cobre en orgánico descargado. CONTROLES OPERACIONALES LA PLANTA SX RAZON (O/A) TOTAL Es la razón entre el flujo de orgánico (F0) y el flujo de acuoso (FA) que se alimenta a los mezcladores de cada etapa

O/A Extracción = Fo/FPLS O/A RE - Extracción = Fo/FEL RAZON (O/A) OPERACIONAL

Se define por la razón de los flujos de orgánico y acuoso, pero considerando la recirculación interna de los flujos.

O/A Operacional = Fo+Ro/Fa+Ra En que : Ro

: Flujo recirculación orgánica.

RA

: Flujo recirculación acuosa. CONTINUIDAD DE FASES

En general una planta SX teóricamente debe trabajar con continuidad orgánica y acuosa en a las diferente etapas, partiendo de la base que el flujo principal de salida no debe llevar la otra fase arrastrada, de acuerdo a: E-1 : El flujo de orgánico no debe llevar acuoso, por lo tanto debería trabajar en acuoso continuo. E-2 : El flujo de refino no debe llevar orgánico, por lo tanto debería trabajar en orgánico continuo. Lavado : El flujo de orgánico no debe llevar acuoso, por lo tanto debería trabajar en acuoso continuo.

64

65 STRIPPING : El flujo de electrolito rico no debe llevar orgánico por lo tanto debe trabajar en orgánico continuo. En la práctica, cada planta debe acomodarse a su propia conveniencia, teniendo siempre en cuenta en trabajar con las continuidades que produzcan los menores arrastres posibles. Para el caso en que debido a los altos contenidos de sólidos se produzcan una cantidad excesiva de borra, es preferible trabajar con continuidad orgánica. Así permite mantener la borra en la interfase. El peligro de mantener con continuidad acuosa en E-1 permite que se produzca un arrastre indeseable de borra, por cuanto sobrenada en la superficie y es descargada junto con el orgánico en el estanque de orgánico cargado. Si este estanque no tiene un diseño especial que permita drenar con facilidad los acuosos y las borras, estos contaminantes son transportados por medio de las bandas de orgánico a la etapa de lavado y Stripping, desmejorando en estos la operación porque se aumentan los arrastres debido a las emulsiones estables que se originan. SÓLIDOS EN SUSPENSION Como se ha dicho anteriormente los sólidos en suspensión de la solución PLS y que son productos de las operaciones de lixiviación, son altamente perjudiciales para un circuito de SX, debido a que producen borra y un exceso de éste puede llevar a producir fuertes contaminaciones y perdidas de orgánico, con consecuencia en la calidad del catálogo producido y en los costos operacionales. Para el proceso estable de SX y con el fin de poder mantener la producción y la calidad, los ppm de sólidos en la solución PLS no deben ser nunca superior a 5 ppm. TIEMPO DE SEPARACION DE FASES. Los controles de tiempo de separación de fases, deben llevarse diariamente porque permiten determinar si el orgánico está sufriendo alguna degradación o algunos contaminantes se han incrementado producto de arrastre. El tiempo de separación de fases deberá de fijarse a una pauta determinada, por ejemplo, que siempre debe ser inferior a un minuto. Si supera este valor, el orgánico deberá lavarse y filtrarse de acuerdo a los procedimientos establecidos y que permitan restaurar sus condiciones extractivas en forma óptima. El tiempo de separación de fases está influenciado por:

65

66 -

Velocidad de agitación.

-

Temperatura.

-

Arrastre de aire en los flujos .

-

Degradación del reactivo.

-

PH.

-

Sólidos. BANDA DE DISPERSION.

En los diseños modernos, se han visto la conveniencia de colocar un segundo picket-fence con el fin de asegurar una buena coalescencia. El primer picket-fence actúa más bien como distribuidos homogéneo de los flujos, pero la colocación del segundo en distancia respecto al primero, debe ser de tal forma de poder mantener una alta banda de dispersión, cuyo beneficio es de mejorar los intercambios (cinéticas) y la coalescencia. La banda de dispersión inmediatamente aguas abajo del segundo picket-fence debe ser prácticamente cero. BANDA DE ORGANICO. La banda de orgánico está definida por la velocidad lineal del flujo de orgánico en el decantador y que es de 3 cm/seg. Comúnmente está del orden del 12”(30 cm) y no es conveniente aumentarla debido al peligro de arrastrar orgánico al aumentar la velocidad de salida del acuoso. VELOCIDAD DE AGITACION. El concepto de velocidad de agitación se basa principalmente en la necesidad de mejorar la cinéticas de intercambio, ciertas variables operacionales se desmejoran notoriamente, a saber: -

Aumentar los arrastres O/A y A/O.

-

Aumentar los tiempos de separación de fases.

-

Se producen emulsiones más estables por la alta producción de gotas muy pequeñas de la fase dispersa.

Esto trae como consecuencia un incremento de arrastre no deseado.

66

67 La calidad de la operación de una planta de SX se basa en minimizar los arranques que puedan perjudicar operaciones anteriores y posteriores. Para evitar esto es conveniente y razonable operar con la mínimas RPM en los agitadores, entendiéndose como mínimas las necesarias que no entorpezcan el traspaso de flujos, tanto acuoso como orgánicos de una etapa a otra. Es aconsejable, en beneficio de disminuir los arrastres, sacrificar un poco las cinéticas de intercambio, por cuanto ésta variable se puede controlar aumentando las razones O/A totales y/o aumentando la concentración del reactivo extractante para una misma tra nsferencia neta. ARRASTRE O/A Debe ser determinado periódicamente, su dificultad radica en que es una muestra puntual y no es representativa en el tiempo. Este arrastre debe ser determinado con mayor exactitud por medio de un balance de inventario y análisis de carga máxima en un periodo determinado de tiempo. Sirve para calcular las reposiciones diarias de orgánico que debe efectuarse. Calculando los dos arrastres O/A en el refino y electrolito rico sumados en función del flujo de refino, el arrastre O/A se puede determinar como:

ORGANICO PERDIDO = FRF x 24 x 30 x A x 10-6 En donde: 3

ORGANICO PERDIDO = m /mes. F

3

RF

= Flujo de refino en m /h

A = Arrastre de orgánico en ppm. Luego:

A = orgánico perdido x 10 6 FRF x 24 x 30 ARRASTRE A/O.

67

68 Debe ser determinado periódicamente por medio de balances en base a contaminantes e inventario de electrolito del sistema e inventario de electrolito del sistema. El arrastre de acuoso en el orgánico cargado, salida de E-1 afecta la operación en la etapa de lavado y puede producir arrastres de contaminantes y pérdidas de amoníaco en el balance del flujo acuoso de extracción. El arrastre de acuoso en el orgánico descargado, en la salida de la etapa Stripping, afecta el balance de ácido del electrolito, el inventario del electrolito y pérdida de amoniaco en el balanc e del flujo acuoso de extracción. Ejemplo de cálculo para el arrastre en el orgánico descargado salida de stripping:

En donde:

Electrolito descargado = FO x 24 x 30 x A 10 -6

3

Electrolito descartado = m /mes determinado por balance de inventario. 3

FO = Flujo de orgánico en m /hr A = Arrastre de electrolito en ppm Luego:

A = Electrolito descartado x 106 ppm FO x 24 x 30

68

69 CAPITULO III ELECTRO - OBTENCION

Figura 15

Diagrama Electro – Obtención

Electrolito Pobre

Electrolito Rico

e-

Electrolito Pobre Electrolito entrante a celda

La electroquímica ha sido definida clásicamente como la ciencia que trata los cambios químicos producidos por la corriente eléctrica, y de la producción de electricidad mediante la energía de las reacciones químicas. En términos generales los conductores pueden dividirse en tres clases. La primera, constituida por los conductores metálicos o electrónicos, comprende los metales, aleaciones y algunas sustancias, tales como el carbón. La corriente pasa a través de ellos sin acompañamiento alguno de cantidades ponderables de materia. La segunda es de los conductores electrolíticos. Comprende en general , las soluciones de ácidos, bases y sales, las sales fundidas , algunas sustancias sólidas y los gases calientes. En la conducción electrolítica, el movimiento de la corriente va acompañado siempre de un movimiento de materia. Cuando la corriente abandona el electrolito, no puede llevarse la materia consigo y la deja, por tanto , en libertad. Con ello se producen efectos químicos que constituyen el carácter distintivo esencial entre conducción metálica y electrolítica.

69

70 La tercera clase, la corriente circula parcialmente por conducción metálica y en parte por conducción electrolítica. Mantell.C.L (1980) Ingeniería Electro-Química

LEYES DE FARADAY Si se sumergen dos laminas de platino en un solución diluida de ácido sulfúrico, y se conectan con los dos polos de una batería o con un manantial de corriente continua, se producirá una electrolisis. Podrá observarse que, en la lamina de platino conectada al polo negativo de la batería, se desprende hidrógeno, en tanto que la lamina

conectada al polo positivo del manantial de corriente desprende

oxigeno. Los gases mencionados sólo se desprenden en las laminas de platino, y no a lo largo del trayecto seguido por la corriente a través del electrolito. Las laminas reciben el nombre de electrodos, llamándose cátodo al electrodo negativo y ánodo al positivo. Si producimos electrolisis de una solución de sulfato de cobre, observaremos que se deposita cobre en el cátodo y se desprende oxigeno en el ánodo. Cualquiera que sea la solución, ocurre que la acción química se produce tan solo en los electrodos, puntos de entrada y salida de la corriente en el electrolito. Las investigaciones de Michael Faraday (1791–1867) llevaron al descubrimiento de las relaciones cuantitativas entre la cantidad de electricidad que pasa a través de una solución y la cantidad de materia separada o precipitada en los electrodos. Estas relaciones quedan concretadas con dos leyes que reciben el nombre de dicho físico. La primera ley establece que los pesos de las sustancias desprendidas en los electrodos son directamente proporcionales a la cantidad de electricidad que atraviesa la solución. La segunda ley expresa la relación fundamental entre las cantidades de las diferentes sustancias separadas en los electrodos por una misma cantidad de electricidad. Una misma cantidad de electricidad separa, en los electrodos, el mismo numero de equivalentes químicos de las diferentes sustancias. Mantell.C.L (1980) Ingeniería Electro-Química Para explicar estos fenómenos , supuso Faraday que las moléculas neutras en disolución, de un electrolito, constaban de dos partes cargadas con signos contrarios, a las cuales denomino iones o

70

71 “caminantes”. Los que se desplazan hacia el catod0o fueron llamados cationes y los que se dirigen al ánodo aniones. Cuando circula la corriente, los iones positivos son atraídos hacia el cátodo cargado negativamente, en donde se neutraliza su carga y quedan en libertad. Del mismo modo, los aniones se desplazan hacia el ánodo, en donde son neutralizados. EL FARADAY Un coulomb separa 0.00111800 gramos de plata de una solución salina de dicho metal. Si dividimos el equivalente gramo de la plata (107.88/1) por su propio equivalente electroquímico, se obtendrá: 107.88/0.00111800 = 96.494 coulomb Esta cantidad de electricidad recibe el nombre de Faraday. De acuerdo con la segunda ley de la electrolisis, si pasa un faraday por un conductor eléctrico, se separara en cada electrodo un equivalente de alguna sustancia. El faraday resulta ser en la actualidad, de 96500 coulomb o 26.8 amp/ hora. 1 Faraday de electricidad, es decir, 96486 Amp x seg depositarán el peso atómico de cualquier elemento dividido por su valencia, con el peso expresado en gramos. Este es conocido como el equivalente electro-químico que para el caso del cobre es igual a 31,77 Gr/F = 63,5/ 2 En términos prácticos el factor a usar para el cálculo del peso depositado es:

31,77 x 24 x 60 seg x 60 min = 28,44 x 10-3 Kg/Amp*Dia 96.489 x 1000 Mantell.C.L (1980) Ingeniería Electro-Química

PROCESO DE ELECTROLITICO La definición de electro-obtención puede ser descrita como la depositación de cobre metálico, desde una solución base de cobre, por el paso de una corriente eléctrica. Un proceso de naturaleza electroquímica, como lo es el de electro obtención del cobre, se caracteriza por presentar la realización simultanea de dos reacciones denominadas anódicas y catódicas. En la

71

72 primera sucede una transformación química de oxidación y se liberan los electrones, la reacción catódica involucra un proceso químico de reducción con participación de lo electrones liberados en el ánodo y que viaja por conductores que unen el cátodo con el ánodo. Dado que hay un flujo de electrones o carga, por lo tanto un circuito eléctrico cerrado debe establecerse por el cual circula corriente eléctrica. Si el paso de corriente es interrumpido o alguna reacción cesa, el proceso global o de celda se paraliza. El circuito de un celda electroquímica está compuesto fundamentalmente por cuatro componentes: Ánodo :

Material sólido conductor en cuya superficie se realiza un proceso de oxidación con

liberación de electrones. Ejemplo:

O=

Cátodo :

O2 + 2e

(15)

Electrodo sólido conductor en cuya superficie se realiza un proceso de resolución con los

electrones proveniente de ácido. Ejemplo:

Cu2+ + 2e Electrolito :

(16)

Cu°

Un medio acuoso, con iones de electrones, que permite el flujo de ellos entre los

electrodos.

Conductores : In medio sólido conductor de electrones, que permite el flujo de ellos entre los electrodos.

MECANISMO DE LA ELECTRO-OBTENCION La reacción total se presenta en forma simplificada como:

Energía eléctrica

CuSO 4 + H2 O

Cu0 + H2 SO4 + 1/2 O2 (17)

72

73

La reacción produce una generación de ácido sulfúrico, el cual es usado en el circuito de SX, de acuerdo a:

R2Cu + H2 SO4

CuSO4 + RH (18)

El proceso se realiza mediante ánodos insolubles de plomo y la reacciones principales que se verifican son:

En el cátodo: a.- Cu++ + 2e b.- Fe +++ + e

Volt Cu0

(19)

+0.34

Fe ++

(20)

+0.77

(21)

c.- 1/2 O2 + 2H+ + 2e

H2 O - 1.23

En el ánodo:

d.- H2 O

e.- Fe ++

2H+ + 1/2 O 2 + 2e

Fe +++

(22)

(23)

+ e

Adicionalmente en la solución electrolítica. El oxígeno disuelto puede oxidar iones ferrosos de acuerdo a:

f.- 2Fe ++ + 1/2 O2 + 2H +

2Fe +++ + H2O

(24)

73

74 Sin embargo las reacciones c y f pueden ser ignoradas porque son muy lentas, debido a la limitada solubilidad del oxígeno. También las reacciones b y e pueden algunas veces ser consideradas como cíclicas. Resumiendo podemos decir que con una energía eléctrica, suplida externamente, los efectos netos de una electro-obtención es disminuir el contenido de cobre de un electrolito, liberar el oxígeno y aumentar la acidez. CELDA ELECTROQUIMICA. Los procesos electroquímicos, pueden ser clasificados en dos tipos según sean o no espontáneos. Los primeros suceden en forma natural y la celda se denomina: Galvánica o Pila. Los no espontáneos se realizan por medio de aplicación de corriente externa y se realizan en una celda llamada: Electrolítica. En la figura 10 se ilustran ejemplos de procesos galvánicos y electrolíticos. El proceso de EW del cobre, es un proceso no espontáneo, ya que necesita el aporte de energía eléctrica para ser forzado a ocurrir, en el sentido de izquierda a derecha de la reacción global:

CuSO4 +H2 O + Energía

Cu + H2 SO4 +

½

O2 (25)

En sentido contrario, la reacción es espontáneo (natural y en su desarrollo libera energía, como sucede cuando se lixivia cobre metálico con una solución ácida oxigenada. Los procesos electrolíticos se practican en diversas aplicaciones industriales en nuestra vida cotidiana, entre las más populares se cuenta: Electro refinación de Metales (Cu, Pb, Au, etc). Electro obtención de metales (Cu,Zn, Ni,Co, etc). Recubrimiento electrolítico (cromado, niquelado, etc). Electrólisis de agua (en oxigeno e hidrógeno). Recarga batería Automóvil. CELDA ELECTROLITICA. Una celda electrolítica debe contar con una Fuente de Energía Eléctrica que permite forzar a las reacciones a ocurrir en el sentido no espontáneo.

74

75 La fuente energética debe proporcionar corriente continua o directa(C.D) a la celda, permitiendo el flujo forzado de electrones entre en ánodo o polo positivo y el cátodo donde son consumidos. En forma simple, la fuente de energía actúa como bomba impulsora de electrones que fluyen por los conductores y los electrodos. La fuente energética puede ser: una batería, un generador de CD o un rectificado que transforma CA en CD. Figura 16

Celda Electrolítica

+ e (+) Ánodo

H 2O

Batería

e (-)

O2 Neblina

P L O M O

H2O

Cu+2

CuSO 4 1/2 O2 + 2H + + 2e CuSO4

Cátodo

Cu+2 + 2e

Cu0

2Cu +2 + SO4-2

CELDA GALVANICA. Una celda galvanica es aquella en donde la reacción es espontánea, para generar corriente eléctrica o flujo de electrones. En este proceso galvanico la energía química se transforma en energía eléctrica.

75

76 Figura 17

Celda Galvanica

I Corriente

I

e

e

-

+

Pb CuSO4

Cu +2 + 2e

CuSO4

Cu0

Cu°

Cu°

Cu +2 + 2e

CONDUCCION DE CORRIENTE En la realización de un proceso electrolítico, debe existir un circuito cerrado de circulación de corriente eléctrica constituido por: conductores externos, electrodos y electrolito. Los primeros transportan corriente entre las fuentes y los electrodos, los electrodos permite el paso de corriente entre los electrodos por migración de iones que poseen carga eléctrica. La conducción de corriente por lo tanto, sucede por un medio conductor de electrones (conductor sólido) y por de un electrolito (conductor líquido) que es un medio conductor de iones. CONDUCTORES ELECTRONICO. Este tipo de conductores, denominado de primera clase, presentan conductancia de electrones. La mayoría de los metales, el grafito y algunos compuestos (Pb0 2’ MnO2’ etc) presentan este tipo de conducción y su conductibilidad decrece con el aumento de la temperatura.

76

77 CONDUCTORES IÓNICOS. Se denomina de segunda clase y reciben el nombre de Electrolito, debido a que los transportadores de la corriente son iones que están disueltos en el electrolito, por lo tanto hay una transferencia de masa asociada a la conductibilidad. Las soluciones acuosa salinas, soluciones ácidas, soluciones básicas etc. Son ejemplos de conductores de este tipo. La conductividad del electrolito se incrementa al aumentar la temperatura. La habilidad de un medio conductor para conducir la corriente, está determinada por la movilidad ya sea de iones en el medio. Cada material presenta una conductividad especifica, que depende de su naturaleza y composición. Figura 18

Conducción Iónica y Electrónica

S d CONDUCCION ELECTRONICA ELECTRONES

METAL

v S d CONDUCCION IONICA ELECTROLITO

IONES

v CONTROLES OPERACIONALES DE EW. La EW es la etapa final en la producción de cátodos de cobre de alta pureza. El proceso ocurre al pasar una corriente eléctrica a través de las celdas de EW las que contienen electrolito rico en cobre. El cobre se deposita en ciclos de 5 días en la superficie de los cátodos de acero inoxidable dispuesto para este objetivo . El cobre depositado en los cátodos es removido por una maquina despegadora .

77

78 El electrolito fluye a cada celda a razón de 10,9 m3/h. En la celda el cobre se deposita en los cátodos de acero inoxidable al pasar

corriente directa entre los ánodos de plomo y el cátodo. El

Amperaje nominal por celda es 33.000 Amper con una densidad de corriente de 280 Amp/m2 cátodo. Los cátodos son retirados después de 5 días por un cargador que toma desde las celdas 20 unidades a la vez y los traslada a la máquina despegadora de cátodos, aquí son lavados con agua caliente y se les remueve cualquier residuo electrolítico. La capacidad de la máquina despegadora es de 350 cátodos por hora. La neblina ácida es controlada usando bolitas plásticas de polipropileno en la superficie de las celdas. Un sistema de ventilación de aire forzado arrastra la neblina fuera del área, para mantener un nivel de ácido permisible en el ambiente de la nave. El sistema de ventilación contempla 110 unidades ventiladores. En este proceso se utiliza los siguientes reactivos: Sulfato de cobalto, Sulfato Ferroso, Guarfloc, Ácido Clorhídrico. Uno de los mayores problemas de contaminación del cátodo, radica en el elem ento plomo el cual contamina el cobre en forma física, esto se debe principalmente a las cascarillas de oxido de este elemento, desprendidas después de un proceso de degradación de Plomo. Este fenómeno a través de los años, a sido estudiado, determinándose que la velocidad de degradación depende de varios factores, como intensidad de corriente ,contaminantes en el electrolito, cambios bruscos de intensidad, cortes de corriente. Todos estos fenómenos dan como resultado una velocidad de degradación del ánodo, la cual se ve reflejada en la borra anódica depositada en la celda en un determinado tiempo. Otro aspecto importante de destacar es el echo de que esta borra aun cuando su peso especifico es alto, se encuentra como un sólido suspendido dentro de la celda, formando zonas con gradientes de concentración , que van en aumento cuando nosotros descendemos desde la superficie del liquido hacia el fondo de la celda , este fenómeno es independiente del tiempo que la celda lleva sin ser lavada, solo cambian las concentraciones a las diferentes alturas, a una misma altura se presenta mayor concentración en celdas con mas tiempo sin ser lavadas. Esto puede ser explicado tomando la celda como una unidad de recepción de reactivos los cuales junto con los fenómenos físico-químicos dentro de

78

79 esta, favorecen la suspensión de sólidos. Debemos recordar que estamos agregando goma guar para el crecimiento cristalino, pero esta macromolécula hidratada también cumple la función de floculante dentro de la celda, la cantidad de oxigeno generado en el ánodo depende de la intensidad de corriente , este también favorece la suspensión de sólidos, otro factor físico que colabora con este fenómeno es el efecto capilar que se produce entre cátodo ánodo , favorecido con la fuerza de empuje en el mismo sentido, ejercida por el electrolito entrante a la celda.( L.Martínez. Febrero 2000). Dentro de las consideraciones que a futuro se deben de considerar, es el echo de modificar la forma estructural de la celda, con esto se podrá lograr el descarte de sólidos en línea, sin la necesidad actual de bajar corriente,

aislar la celda, invertir la polaridad

lo que da como resultado final, la

degradación acelerada del ánodo, además de una baja real en la producción de cobre. Figura 19

Celda de Electro Deposición Sugerida

Celda Alternativa

Por otra parte las propiedades micro estructurales de los depósitos están fuertemente correlacionados con las propiedades mecánicas y eléctricas y el atrapamiento de impurezas, lo que también puede ocasionar una desvalorización del cátodo. http://.cec.uchile.cl/~cabierta/revista/10/paper/

79

80 CONCENTRACIONES DE COBRE Y ACIDO. La conductividad del electrolito se ve incrementada con la concentración de ácido y disminuye con el aumento de concentración de iones metálicos (Cu++, Fe++, Ni++, etc…). A su vez la calidad de cobre depositado es función directa de la concentración de cobre en el electrolito. A valores inferiores a 30 gr/l de cobre en el electrolito la calidad baja notoriamente. La concentración de cobre que debe operarse en un circuito electrolítico es la del electrolito pobre, que para el diseño de la planta es del orden de 38 gr/l, valor que puede sustentar cualquier variación producto de la extracción. La concentración de cobre del electrolito rico es del orden de 50.0 gr/l y es balanceado automáticamente de acuerdo al cobre extraído en la planta de SX. Por la ecuación que se verifica en la electro-obtención, a saber:

CuSO4 + H2 O

Cu0 + 1/2 O 2 + H2 SO4

(26)

Se determina que por 1 kilo de cobre depositado que se producen 1,54 Kg de Acido Sulfúrico. Por lo tanto la concentración de ácido en el electrolito se expresa como una función de ácido generado por el cobre depositado más el ácido libre y se denomina Ácido Equivalente, calculado de modo:

H+eq = Cu +2 x 1.54 + H+libre En donde: + eq

H

Cu

+2

+ libre

H

= Ácido equivalente (gpl) = Concentración de cobre en el electrolito (gpl). = Ácido libre, que es determinado por análisis químico.

80

81 Por diseño de la planta el ácido equivalente es igual a 210 gpl de acuerdo a :

Electrolito Pobre Rico

Cu2+ (gpl) 38 - 40 50 - 52

H+libre (gpl)

H+eq (gpl)

178 - 180 163 - 160

240 240

Es importante destacar que la determinación del ácido equivalente debe ser revisado y analizado cuidadosamente, por cuanto el intercambio ácido del extractante se ve afectado fuertemente en su transferencia neta por ésta concentración y por lo tanto éste nivel de acidez equivalente debe buscarse experimentalmente. Esto se explica por el hecho que a mayores concentraciones de cobre en el electrolito y para un mismo valor de ácido equivalente, el nivel de concentración del ácido libre, que es el que actúa en el intercambio en la etapa de re-extracción, baja . Para evitar fluctuaciones de las concentraciones de cobre y ácido en los electrolitos, la reposición de agua y ácido debe efectuarse siempre durante las 24 horas del día, con el fin de mantener una transferencia neta estable y un refino bajo. CONTROL DE TEMPERATURA DE ELECTROLITO. La temperatura es una variable muy importante en el proceso electrolítico, debido a: -

Mejora la conductividad del electrolito.

-

Baja la viscosidad.

-

Mejora la calidad del depósito.

-

Baja los niveles de contaminantes, específicamente, el azufre.

Debe ser mantenida entre 48 – 50ºC.

81

82 DENSIDAD DE CORRIENTE Se define como la intensidad de corriente que fluye a través de una área determinada de electrodo.

Dc = Amp/m Amp 2 Área En donde: Dc = Densidad de corriente. Amp = Amperaje. 2

Area = Area del depósito en m . 2

Los rangos de esta densidad corriente, para cátodos permanentes varían de 250 – 280 Amp/m . Un aumento de densidad de corriente, produce un aumento en la velocidad del deposito favoreciendo un crecimiento cristalino acelerado y muchas veces no uniforme. EFICIENCIA DE CORRIENTE La eficiencia de corriente se define como la fracción de la corriente total que se usa para depositar cobre. Para cátodos permanentes varía de 92 – 95%, siendo algunas causas principales que afectan la eficiencia: -

Reacciones paralelas.

-

Cortocircuitos.

-

Fugas de corrientes.

La reacción paralela de mayor importancia debido al consumo de corriente es la reducción de Fe

+++

a

++

Fe , que se origina en al cátodo. La fórmula para determinar la eficiencia de corriente es:

Efc =

Peso del cobre real Peso del cobre teórico

82

83 MANEJO DE ELECTRODOS Después de efectuar la cosecha debe realizarse un chequeo minucioso de la colocación de los cátodos de acuerdo a: Espaciamiento: Todos los cátodos y ánodos entre sus centros deben estar a una distancia de 100 mm. Alineamiento: Las barras de contacto tanto de ánodos como de cátodos deben sobresalir en ambos lados con respecto al contacto de las barras triangulares, 12 mm. Si se cumplen estas dos condiciones no deberían tener problemas de alineamiento y centrado hasta en final del período de depósito. MEDICION DE VOLTAJE. Debe efectuarse periódicamente un control de voltaje para conocer y detectar las celdas que presentan problemas. El voltaje total indicado por los rectificadores se divide por el numero de celdas, dando un valor promedio del voltaje de celda. Midiendo el voltaje de celdas, ya sea entre barras, se puede determinar la variación y conocer rápidamente que celdas presentan problemas al indicar un valor sobre el promedio y se debe efectuar en esta celda un control más riguroso de medición de contactos y cortocircuitos. MEDICION DE LAS RESISTENCIAS DE CONTACTOS. El amperaje total dividido por 60, de como resultado el amperaje por cada cátodo. Este resultado se verifica midiendo por cada cátodo su amperaje calculando un promedio y su desviación estándar. Se mide también el voltaje de contacto en mV, calculando los mV promedio y su desviación estándar. La resistencia ohmica se ha calculado de acuerdo a:

R = V x 103 (m ohm) Amp 83

84 En donde: R

= resistencia en m ohm.

V

= Voltaje promedio.

Amp

= Amperaje promedio.

Un valor mayor a 40 m ohm indica condiciones de contacto. DESBORRE DE CELDAS. La práctica de muchas naves electrolíticas a demostrado la necesidad de efectuar limpieza de celdas, para retirar los sólidos decantados que principalmente son óxidos de plomo en un tiempo que no debiera superar los tres meses. Esto se efectúa con el fin de mantener el fondo de las celdas libre de impurezas que deben dañar la calidad catódica y aprovechar también una limpieza total de los contactos de los ánodos. Cuando se retiran los ánodos para efectuar las limpiezas de las celdas, debe retirarse de ellos la capa protectora de óxido de plomo, en el caso que este deteriorada. ARRASTRE DE ORGANICO. El arrastre de orgánico proviene de SX está ligado directamente a la calidad de su operación. Se debe tratar de minimizar al máximo este arrastre a la nave y para el caso que lo hubiere, debe haber una operación sistemática y periódica de la limpieza de elementos anti-nebulizantes que son altamente captadores de orgánico. Esto evitara sobre adherencia del cátodo de cobre sobre la placa de acero inoxidable. El orgánico causa problemas en el despegue de cobre de las láminas y una concentración de la corrosión al nivel del electrolito en el cátodo inoxidable. ADICION DE REACTIVO CATODICO. Para mejora la calidad de la depositación produciendo un grano fino y evitar el efecto de nódulos, que son altamente captadores de impurezas, tales como: azufre y plomo, es que se agrega al electrolito un reactivo especial, que es un Floculante, cuya misión es decantar los sólidos en suspensión y que deben presentar un bajo contenido en los electrolitos, ya que su mayor presencia aumenta la viscosidad y la mayor contaminación del depósito.

84

85 Otro reactivo es el ácido clorhídrico, pero deben evitarse excesos, pues aunque se use en concentraciones tan bajas como 10 – 15 ppm, producirá en el tiempo un deterioro en el nivel de electrolito tanto en los cátodos como en lo ánodos. Para el caso de los Floculantes sólidos (derivados de Guar) se usan en dosificadores del orden de 200 – 300 gr de reactivo por tonelada de cobre depositado. ADICION DE REACTIVO ANODICO CoSO4. Por naturaleza el electrolito presenta un alto potencial. Este potencial oxida rápidamente el plomo, transformándolo en un óxido de plomo, el cual es fácilmente solubilizable por la acción del ácido sulfúrico del electrolito, contaminado entonces a éste y luego al cátodo Para evitar esto, es que se agrega l electrolito sulfato de cobalto, cuya misión es estabilizar el óxido de plomo producido, manteniéndolo adherido al ánodo, formando una capa protectora e impidiendo por lo tanto su solubilización. Es conveniente mantener siempre el cobalto del orden de 110 – 150 ppm, como concentración en el electrolito. Workshop: normalización de calidad y comportamiento de ánodos. iit CONTR OL DE SOLUCIONES. BALANCE DE COBRE El balance de cobre está definido por las variables de diseño de acuerdo a: - Electrolito Pobre: - Electrolito rico:

38 - 40 gpl 50 - 52 gpl

Se toma como base la concentración del electrolito descargado, cuidando siempre de mantener la mínima variación a través del manejo del rectificador. Para esto se calcula el cobre extraído y de acuerdo a éste el valor del amperaje de acuerdo a:

A = FPLS x 24 x (CuPLS - CuRF) x 1000 28,44 x Nc x Efc 85

86

Este balance conviene efectuando cada 3 – 4 horas. Si el valor de la concentración de electrolito pobre es igual o menor a 37,5 gpl y el amperaje calculado es mayor que el actual, el amperaje calculado debe ser ajustado en el rectificador. Si el valor de la concentración del electrolito pobre es mayor a 37,5 gr/ y el amperaje calculado es mayor que el actual, el amperaje y esperar el análisis por lo menos una hora después. BALANCE DE ACIDO. Cada vez que se analice el valor de cobre en e electrolito pobre, debe analizarse también por su concentración en ácido libre y ajustarlo a un valor de ácido equivalente de 240 gpl de acuerdo a:

FH+ = L EL x (240 - H+ EA) DH+ x 1000 * %Pur En donde: 3

FH+

= m de Acido a ser adicionados.

LEL

= Inventario del electrolito total en m

+ EA

3

H

= Acido equivalente actual.

DH+

= Densidad ácido sulfúrico (1,84 kg/l).

Pur

= Pureza del acido adicionado (96 – 98).

DOSIFICACIÓN DE SULFATO DE COBALTO. La concentración de cobalto en el electrolito debe estar entre 100 y 150 ppm y éste análisis debe efectuarse por lo menos una vez al día, de acuerdo a :

PLtCO = LEl x (150 - Co) 92 En donde: P RC

= Lts sulfato de cobalto al 8% p/p necesarios adicionar.

86

87 3

LEL

= inventario total del electrolito en m3 (=4000 m )

Co

= Análisis de cobalto actual en ppm.

PREPARACION Y DOSIFICACION DE GUAR. El peso del reactivo catódico se calcula de acuerdo a :

PRC

= (Peso depositado día anterior) x 0,25 (kg)

En donde: P RC

= Peso reactivo catódico en kg.

Asumiendo una dosificación de 250 Gr/Ton del reactivo. El reactivo catódico debe ser preparado teniendo en cuenta la precaución de no formar grumos, dándole un buen tiempo de agitación de por lo menos dos horas , para que sus moléculas se hidraten y puedan cumplir en optima función su trabajo. Este reactivo se debe dosificar las 24 horas del día. Las concentraciones máximas no debieran superar 0,2% p/v. BALANCES DE MATERIALES . COBRE EXTRAIDO

COBRE EXTRAIDO = F PLS x 24 x (Cu

PLS

– Cu RF)

COBRE EXTRAIDO EN Kg/día. F PLS

3

: Flujo solución rica en m /hr.

Cu PLS : gr/l de Cu en la solución rica. Cu R f

: gr/l de Cu en el refino COBRE TRANSFERIDO

COBRE TRANFERIDO = F0 x 24 x (Cu

OC

- Cu O D) Kg/día

87

88 3

F0

: Flujo de orgánico en m /hr.

CuOC

: gr/l cobre en el orgánico cargado.

CuOD

: gr/l cobre el orgánico cargado. COBRE RE-EXTRAIDO.

COBRE RE-EXTRAIDO = F

EL

x 24 x (CuER - Cu EP) Kg/día

3

FEL

: Flujo electrolito en m /hr.

CuER

: gr/l de cobre en el electrolito rico.

CuEp

: gr/l de cobre en el electrolito pobre. COBRE DEPOSITADO

COBRE DEPOSITADO = A x F f x Efc x NC x T

A

: Amperaje.

Ff

:Factor de Faraday. :28.44 x 10 Kg/(Amp. x Día)

Efc

:Eficiencia de Corriente.

Nc

:Número de Celdas

T

:Tiempo en días.

-3

(63.54/2)*60seg*60min*24h 96500 * 1000kg

= 28.44*10

-3

ECUACION GENERAL DE ELECTROOBTENCIÓN. Cobre extraído : Cobre transferido. : Cobre re-extraído. : Cobre depositado.

Ffls x 24 x (Cu FLS x CuR F) = F0 x 24 x (CuOC - CuO D )

Luego:

= F ELx 24 x (CuER - CuEP) -3

= A x 28.44 x 10 x Efc x 440 x1 Cu Kg/día

A x 11.512

88

89 CAPITULO IV

SEGURIDAD

La nave de Electro-Obtención presenta un numero importante de riesgos, los cuales se deben tener siempre presentes y controlados: PELIGRO DE EXPLOSION Si una celda de electrodepositación queda sin alimentación de solución de electrolito, el cobre rápidamente se consume entre 8 y 12 horas, luego de lo cual la reacción de depositación de cobre da paso a la de generación de hidrogeno gaseoso. ++

Al aplicar una corriente eléctrica el Cu se reduce a Cu

0

en el cátodo, produciendo también oxigeno

gaseoso y un aumento de la acidez del electrolito en el ánodo: 1/2 O2 + 2H+ +2e-

H2O ++

Cu + 2e

-

++

Cu + H2O

Cu

(27)

0

(28) 0

1/2 O2 + Cu + 2H

.

+

Si la celda se queda sin alimentación se consume todo el cobre dando paso a la formación de hidrogeno gaseoso como producto de la reacción catódica : +

H2O +

2H + 2e H2O

1/2 O2 + 2H +2e -

H2.

-

(29) (30)

1/2 O2 + H2

es decir, en una celda sin alimentación se generan en el ánodo oxigeno gaseoso y en el cátodo hidrogeno gaseoso, la mezcla de estos dos elementos es muy peligrosa, debido sus características de alta explosividad, la cual puede ser provocada por una chispa que en operación normal de cosecha se generan. Esta situación se puede producir por un mal procedimiento en la operación de las válvulas de alimentación a la celda durante la instalación del marco cortocircuitador o por una obstrucción en la alimentación.

89

90 Por corto circuito al descender el nivel de una celda . El descenso de nivel de una celda, puede ser causado por un drenaje no controlado, ó por que el corta sifón no funciona (usualmente estos están tapados) en el proceso de detención de alimentación o bien la válvula no sella completamente. PELIGRO DE INCENDIO Para la ocurrencia de un incendio se necesitan tres elementos básicos, los cuales son combustible, comburente y una fuente de ignición. El comburente: oxigeno se encuentra en toda la nave y a una concentración mayor en la superficie de las celdas. Fuente de ignición: esta puede ser una chispa eléctrica o el calor producido por un cortocircuito en una barra. Combustibles: los únicos combustibles presentes en la nave son el orgánico y el plástico. PELIGRO DE QUEMADURAS Calentamiento de la barra de la placa madre El calentamiento de la barra de las placas madres son consecuencia de cortocircuitos, estos dependiendo de su localización dependen su gravedad. Si el cortocircuito se localiza bajo la línea del electrolito, el calentamiento de la barra es intermedio (superior a 100°C) pero si el cortocircuito se debe a una falla en espaciador ánodo cátodo el cortocircuito es directo entre la barra y el “Bus Bar”, en esta zona el cobre es fundido ya que alcanza temperaturas superiores a los 1000°C (la temperatura de fusión del cobre es 1084 °C) Otras fuentes de calor son producidas cuando se instalan los cátodos recién cosechados se puede producir un cortocircuito si la barra de las placas toca los ánodos de la celda contigua produciéndose un “pinchazo” el cual pega los cátodos a los ánodos, calentando las barras. Marco cortocircuitador sobre celdas

con 40 placas esto ha generado problema de fundición de

espaciadores ánodos cátodo. En todos estos casos el calentamiento de la barra puede producir quemaduras graves a quien intervenga estas barras sin la debida protección.

90

91 PELIGRO ELECTRICO Durante la cosecha el puente grúa esta en contacto con los cátodos energizados, por lo que este tiene que estar aislado eléctricamente, esta aislación debe ser periódicamente revisadas Los lados de la nave pueden ser “puenteados” por algún material conductor que conecte estos dos lados, esto puede ocurrir por la caída de ánodos, cátodos o el marco cortocircuitador en esta zona (pasillo interceldas) es por esto que los cambios de lados se deben realizar siempre en los extremos de la nave. PELIGRO QUIMICO Rotura de celda Una rotura en una celda es un peligro mayor, siempre latente en la nave, su peligro depende de la magnitud de la rotura: Una rotura violenta y grande produce un Flujo de electrolito no controlado desplazándose por la trinchera central de la nave la cual puede arrastra a quien encuentre en su camino. Una rotura de pequeño tamaño se trasforma en una puente para la energía que esta transitando por la celda pudiendo aterrizar a quien lo tome. Las celdas electrolíticas están construidas en cemento polimérico, material de alta resistencia a la corrosión pero frágil, es decir estas se pueden romper por varias razones: Cambio de temperatura, el cemento polimérico se quiebra al ser sometidos a un choque térmico de 5°C, esta situación se produce a quedar una celda sin alimentación aumenta la resistencia de la solución produciendo un aumento en la temperatura, si la alimentación se repone bruscamente el electrolito fresco ingresa a una temperatura menor pudiendo romper la celda, esta situación se agrava si la celda no esta llena. Los golpes puedes ser causados por la caída de algún cátodo desde el puente grúa, esta puede dar como consecuencia de una rotura o bien estas pueden ser sobrecargadas de peso. Un movimiento telúrico produce contracciones y expansiones de la nave, durante la contracción una celda puede quebrarse violentamente.

91

92 PELIGRO A LA PERSONA Golpes y caídas. El Piso del fondo de la nave debe que mantenerse completamente limpio y seco, esto con el triple propósito de evitar caídas por deslizamiento, romper el contacto eléctrico lo que produciría un aterrizamiento y proteger el piso. Los grating poseen una superficie recubierta con sílice la cual se desprende por el uso, las zonas de mas alto transito se deben chequear periódicamente en con el fin de evitar caídas. Caída de persona dentro de la celda. Los grating de los extremos de la celda están apoyados en soportes de fibra de vidrio los cuales se han roto ha consecuencia del uso, debido a la falta de estos soportes hay grating no bien sustentados, esto produce una superficie de baja seguridad que puede llevar a una persona introducir su pierna en una celda con posibilidades de fractura y ataque químico Durante el lavado de las esferas los grating de los extremos son removidos, dejando una zona expuesta Durante el desborre de celda, éstas quedan sin ánodos ni cátodos, transformándose en un peligro, ya que alguien puede caer en su interior esto se ve agravado si la celda esta llena (periodo de remoción de esferas). Caída de material colgante. Si las placas de acero inoxidable están muy pulidas (pulido espejo) el cobre depositado no se adhiere bien a la placa, en el traslado de los cátodos desde la celda a la maquina despegadora puede caerse uno o mas cátodos desde la “lingada” esto representa un grave peligro ya que los cátodos se transportan en forma vertical, pesan aproximadamente 50 kg y tiene una sección de 7 mm estas características lo transforman un cátodo en una guillotina. Beavente.O(1998) Recomendaciones para optimizar el proceso de electro obtención. MEDIO AMBIENTE . Sistema global constituido por elementos naturales y artificiales, de origen físico, químico o biológico , sociocultural y sus interacciones, en permanente modificación por la acción humana o natural que rige y condiciona la existencia y desarrollo de la vida en sus múltiples manifestaciones. (Ley 19.300 ).

92

93 Contaminación. Cuando en la estructura de un ambiente hay una o varias sustancias extrañas en cantidades y periodos de tiempo tales que perjudican el entorno biótico de sistemas acuáticos, aéreos y terrestres, además de perturbar el bienestar o el uso de los bienes (OMS). La presencia en el ambiente de sustancias, elementos, energía, radiación, vibración, ruido, o una combinación de ellos, cuya presencia en el ambiente, en ciertos niveles, concentraciones o periodos de tiempo, pueda constituir un riesgo a la salud de las personas, a la calidad de vida de la población, la preservación de la naturaleza o la conservación del patrimonio ambiental. (Ley 19.300). NEBLINA ACIDA Decreto Supremo N° 745 Titulo III Articulo 29 el cual nos indica “Cuando existan agentes definidos de contaminación ambiental que pudieran ser perjudiciales para la salud del trabajador tales como aerosoles, humos, gases, vapores u otras emanaciones, se deberá captar los contaminantes desprendidos en su origen e impedir su dispersión por el local de trabajo”. La neblina Ácida son pequeñas gotas de electrolito formadas cuando las burbujas de oxigeno generadas en el ánodo de la celda de electro obtención, afloran a la superficie de la celda generando arrastres de solución. En el exterior de la nave se deshidratan por la acción del ambiental, de esta manera estas gotas

aumentan su concentración de ácido y sulfato de cobre tornándose altamente

corrosiva. Las tecnologías actuales están enfocadas a atacar este problema , que a sido un fenómeno de importancia que a acompañado a la electro obtención de cobre. PLOMO (Barro Anódico)

Cada cierto periodo de tiempo se hace necesario la limpieza de las celdas de electrodepositación. El ánodo de plomo en su operación normal

como conductor eléctrico, sufre

envejecimiento el cual pude ser acelerado debido a diferentes factores operacionales. Este fenómeno produce descascaramiento de su capa superficial pasiva, lo que da como resultado final la borra anódica dentro de la celda. Este material debe ser removido. El periodo recomendado no debe exceder los 6 meses, debido a que periodos mayores favorecen la contaminación del cobre con plomo.

93

94 El proceso de retiro y almacenaje de este material de la celda, debe ser de acuerdo a procedimiento , de tal manera de evitar accidentes a las personas o al medio ambiente. Prengaman.R.D (1995) Recommended procedures for Instalation and Operation of RSR Rolled LeadCalcium-Tin Anodes.

ESTADO FISICO ;ASPECTO Sólido gris o blanco azulado en diversas formas, vira a oscuro por exposición al aire. PELIGROS FISICOS Es posible la explosión del polvo si se encuentra mezclado con el aire en forma pulverulenta o granular. PELIGROS QUIMICOS Por calentamiento intenso se producen humos tóxicos. Reacciona con ácido nítrico concentrado caliente, ácido hid roclórico y ácido sulfúrico. En presencia de oxigeno reacciona en contacto con agua pura o ácidos orgánicos. VIAS DE EXPOSICION La sustancia se puede absorber por inhalación del aerosol y por ingestión. RIESGO DE INHALACION La evaporación a 20°C es despreciable; sin embargo, se puede alcanzar rápidamente una concentración nociva de partículas en el aire. EFECTOS DE EXPOSICION DE CORTA DURACION La sustancia puede causar efectos en el tracto gastrointestinal, sangre, sistema nervioso central y riñón, dando lugar a cólicos, shock, anemia, daño renal y encefalopatías. La exposición puede producir la muerte. Los efectos pueden aparecer de forma no inmediata. Se recomienda vigilancia médica. EFECTOS DE EXPOSICION PROLONGADA O REPETIDA La sustancia puede afectar al tracto gastrointestinal, sistema nervioso, sangre, riñón y sistema inmunológico, dando lugar a cólicos graves, parálisis muscular, anemia, cambios en la personalidad, retardo en el desarrollo mental, nefropat¡as irreversibles. Puede causar retardo en el desarrollo en los recién nacidos. Posibilidad de efectos acumulativos.

94

95 (http://www.mtas.es/insht/ipcsnspn/nspn0052.ht

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS Beavente.O(1998) Recomendaciones para optimizar el proceso de electro obtención. Cifuentes.L, Varga.T, Herrera.M (2000) Conceptos y tendencias modernas en Electro refinación y Electro obtención de Cobre. Dreisinger.D (1995) Copper 95 Copper Hidrometalury. Jeffers T.H and Groves.R.D(!985)Minimizing Lead Contamination in Copper Produced by Solvent Extracction – Electrowinning. Mantell.C.L (1980) Ingeniería Electro-Química. Martinez.L (1997) Capacitación SX – EW. Prengaman.R.D (1995) Recommended procedures for Instalation and Operation of RSR Rolled Lead-Calcium-Tin Anodes.

Robinson.J (1997) Electrometallurgy. Workshop: normalización de calidad y comportamiento de ánodos. Iit DIRECCIONES

INTERNET

1.-http://www.bioplanet.net/magazine/bio_sepoct_1999/bio_1999_sepoct_reportaje.

htm

2.- http://www.cda.org.uk/megab2/general/pub121/section3.htm 3.- http://www.cec.uchile.cl/~cabierta/revista/10paper/ 4.- http://chemlab.pc.maricopa.edu/periodic/Cu.html 5.- http://www.copper.org/compounds/ukcomp.htm 6.- http://www.mobot.org/jwcross/phytoremediation/biotecnologia.htm 7.- file://Z:\Text\leaching.htm

95