MINERA SIERRA MIRANDA. S.C.M.
PROGRAMA DE AUTO - INSTRUCCIÓN
CURSO
: FUNDAMENTOS DE CHANCADO, LIXIVIACION, EXTRACCION POR SOLVENTES Y ELECTRO OBTENCION PREPARADO POR : JOSE LUIS FAUNE FLORES
ENERO 2008
1.
FUNDAMENTOS DE LA OPERACIÓN
1.1
Introducción En la actualidad, con lo bajo de las leyes de cobre en los yacimientos mineros, y con la baja del precio del cobre a nivel mundial, existe la urgencia de trabajar con alternativas de producción que sean fáciles de operar y de un bajísimo costo para las empresas. Tal es el caso de las plantas de Lixiviación, Extracción por Solventes y Electro-obtención. Estas plantas presentan un bajo costo de producción y varias ventajas comparativas con otros procesos.
Extracción selectiva de cobre Reutilización del Reactivo usado. Soluciones de Cobre concentradas y purificadas para Electro-obtención Regeneración del Acido Sulfúrico usado Producción de cátodos de cobre de Alta Pureza.
Un esquema general de LX-SX-EW son los siguientes:
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 2 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 3 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
2.
CHANCADO
2.1
Principios de Conminución El procesamiento de minerales es la etapa posterior a la extracción de estos desde la mina, y prepara el material para la extracción de los productos valiosos. Los minerales poseen estructura cristalina cuyas energías de unión se deben a los diferentes tipos de uniones y enlaces que participan en la configuración de sus moléculas. Estos enlaces inter-atómicos son efectivos sólo a corta distancia y pueden ser rotos por la aplicación de esfuerzos de tensión o compresión. Para romper un material se necesita una menor energía que la teórica, debido a que el material presenta fallas que pueden ser: - microscópicas ( de Griffith ) - macroscópicas o grietas Se ha demostrado que las fallas son sitios en que se concentran los esfuerzos aplicados, y así éstas se activan y aumentan el largo de la grieta; aumentando la concentración de esfuerzos y causando una rápida propagación de la grieta, hasta producir la fractura. Cuando la fractura ocurre, la energía liberada se puede transformar en energía libre superficial, la cual es la energía potencial de los átomos en las superficies creadas; así estas superficies frescas son más reactivas y aptas para la acción de los distintos aditivos, en el caso particular del ácido sulfúrico. La energía requerida en la conminución se puede reducir por la presencia de agua o por otros aditivos que se absorben en el sólido. Esto puede deberse a la disminución de la energía superficial en la adsorción, dado que el agente puede penetrar en la grieta y reducir la fuerza del enlace y así facilitar la ruptura. Los tipos de esfuerzos que pueden dar origen a la fractura son: Compresión : La aplicación de estos esfuerzos es lenta, se produce en máquinas de chancado en que hay una superficie fija y otra móvil. Da origen a partículas finas y gruesas. La cantidad de finos se puede reducir, disminuyendo el área de contacto, usando superficies corrugadas. Impacto: Es la aplicación de un esfuerzo en forma instantánea, y así la partícula absorbe más energía que la necesaria para romperse. El producto es a menudo muy similar en tamaño y forma al obtenido por compresión.
Esfuerzo
Esfuerzo
Cizalle : Produce gran cantidad de finos y; generalmente, no es deseable. Se debe principalmente a la interacción partícula-partícula.
Esfuerzo
_____________________________________________________________________________________________ Esfuerzo MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 4 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
IMPACTO
COMPRESION
CIZALLE
2.2
Chancadora de Mandíbula Son máquinas que permiten reducir el tamaño del material hasta un tamaño adecuado para transporte por correas. Las mandíbulas se ajustan en ángulo agudo una a otra, y una de ellas es pivoteada permitiendo un movimiento relativo con la mandíbula fija. El setting que constituye la abertura de las mandíbulas tiene dos posiciones: OSS ( Open Side Setting ) y CSS (Close Side Setting). El tamaño de alimentación se aconseja que no sea mayor a 0.85 de la abertura máxima de las mandíbulas. Normalmente la capacidad del chancador se designa por el OSS, ejemplo 10” x 16” El chancado del material se va produciendo a medida que cae entre las mandíbulas: cae hasta que se detiene por estrechamiento la abertura entre las placas, allí ocurre la reducción de tamaño debido la compresión ejercida por las mandíbulas al cerrarse. Con el nuevo tamaño, el material sigue cayendo hasta detenerse de nuevo. Si el material no cae a la velocidad suficiente, se puede acumular y producir chancado interpartícula, con excesiva producción de finos, o puede obstruir y hasta dañar el equipo.
2.3
Chancador de Cono Es el tipo de equipo de conminución más usado, y se utiliza tanto como chancado secundario (cabeza estándar) y terciario (cabeza corta). Estos dos subtipos se diferencian por la forma de sus cámaras de chancado. El chancador estándar tiene mayor separación entre el cono y la carcasa, que permite alimentar más gruesos que al cabeza corta. Un aspecto interesante de las chancadoras es que la carcasa se presiona contra el cono a través de resortes, o por un mecanismo hidráulico. Esto permite que, si entra material que pueda quedar atrapado en la cámara, la carcaza se levanta permitiendo su liberación. Si los resortes están continuamente en operación, puede suceder que partículas gruesas pasen al producto. Así, estos tipos de equipos de chancado siempre deben operar en circuito cerrado con alguna etapa de clasificación. La abertura del harnero de selección siempre debe elegirse
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 5 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
de modo que sea algo mayor que el setting del chancador para evitar una carga circulante muy alta. El material a chancar pasa entre un cono de chancado o cabezal y una cavidad curva. Tanto el cabezal chancador como la cavidad están cubierto de revestimientos reemplazables, llamados respectivamente coraza o revestimiento de cabeza y revestimiento de cavidad. El cabezal chancador se sostiene de dos maneras: en un anillo de empuje, que forma parte del conjunto excéntrico giratorio y un conjunto de rodamiento de canastillo. El conjunto excéntrico está compuesto del excéntrico, camisa metálica pesada cuya parte externa está descentrada y a un leve ángulo con respecto al eje de rotación vertical; de un engranaje de anillo, apernado en la parte inferior del excéntrico; de un contrapeso circular; del anillo de empuje y una serie de sellos herméticos al aceite. La parte externa del excéntrico descansa en un buje de cabezal inferior que se ajusta mediante presión en el interior del cabezal chancador. La parte interna del excéntrico se ajusta mediante presión en el rodamiento de la camisa, la que, a su vez, descansa alrededor del eje principal estacionario. El conjunto excéntrico gira alrededor del eje principal mediante el motor del chancador a través de un conjunto de poleas y correas, el contraeje y el engranaje del anillo. El excéntrico giratorio actúa como una leva y mueve el cabezal chancador a través de un patrón giratorio, gracias al cual se acerca y se aleja de la cavidad en ciclo repetidos. La separación menor entre la coraza y el revestimiento de la cavidad se denomina setting cerrado (CSS). La experiencia ha demostrado que casi el 80% del producto del chancador es más fino que este setting y que el 20% es levemente más grueso. La separación máxima se denomina setting abierto (OSS). El conjunto rodamientos del canastillo, que está compuesto por un canastillo y de un revestimiento de canastillo, está conectado a la parte superior del eje principal estacionario. La bola de cabezal conectada a la parte inferior del cabezal del chancador descansa en el revestimiento del canastillo para formar la unión de la bola y el canastillo. El aceite lubricante llega a esta unión a través de la ranuras del revestimiento del canastillo. El montaje de la bola con el canastillo permite que el cabezal gire con un movimiento circular mientras conserva todo el soporte del rodamiento en el ciclo del chancado.
2.4
Harneros La selección o separación de sólidos por tamaños una operación de amplio uso industrial, presentando una gran variedad de equipos. Se realiza normalmente con materiales gruesos, perdiendo eficiencia rápidamente con la disminución del tamaño de la partícula. En forma simple un harnero es una superficie con una multiplicidad de aberturas de una cierta dimensión. De tal forma que al pasar un material particulado sobre ella retendrá las
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 6 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
partículas con tamaños mayores que la abertura, dejando pasar las de tamaño menor. Estas superficies están constituidas por barras paralelas, placas perforadas o mallas de alambre. 2.4.1 Harnero Vibratorio El harnero vibratorio no está diseñado para efectuar una separación exacta de materiales en función del tamaño de las partículas, sino más bien para separar rápidamente la mayoría de las partículas más finas que provienen de un flujo muy grande de mineral grueso. Esta separación aumenta la capacidad efectiva del chancador secundario desviando la mayoría de las partículas de bajo tamaño. También impide que se sigan chancando las partículas que ya lograron el tamaño deseado. El movimiento vibratorio se genera mediante ejes excéntricos ( contrapesos alejados del centro) dicha vibración se transmite a la cubierta del harnero a través de resortes. 2.5. Correa Transportadora Las correas transportadoras son equipos que comúnmente se usan para transportar material grueso relativamente seco. El diseño y configuración de las correas transportadoras varía considerablemente. El mineral se transporta sobre una correa que por lo general consta de capas de tela y goma vulcanizadas. Las capas superiores e inferiores son de sólo de goma de un espesor apropiado para resistir la abrasión. La correa transportadora se mueve sobre polines planos o, más comúnmente sobre polines cóncavos. Los polines transportadores son rodillos ubicados debajo de la correa que sirven de soporte de la correa transportadora y su carga. En las correas es necesario controlar la sobrecarga y la caída del material por sus costados. La sobrecarga de material en la correa hace saltar los interruptores de protección de los motores que la accionan. La caída de material por los costados de la correa provoca acumulaciones sobre el piso, esta acumulación de material puede llegar a tapar la correa. 3.
AGLOMERACION El mineral chancado con tamaño adecuado para lixiviarlo es, en algunos casos, pretratado. El pretratamiento de aglomeración o maceración es una operación previa a la lixiviación y tiene por finalidad aumentar la rapidez de extracción del metal desde el mineral y, a la vez, mejorar el escurrimiento de las soluciones en la pila de lixiviación. Esta operación es conveniente efectuarla cuando el mineral a lixiviar es de un tamaño inferior a los 12 mm.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 7 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Para el caso de los minerales cupríferos, la aglomeración consiste en humedecer el mineral con una mezcla de agua y ácido sulfúrico concentrado, y dejar reposar este mineral humedecido (aglomerado) por un corto período de tiempo. La humedad del aglomerado normalmente varía en un rango de 7 a 12%, la dosificación de ácido es de 3 a 30 kg/ton y la dosificación de agua varía entre 65 y 100 kg/ton. min. y el tiempo de reposo oscila entre 12 y 96 horas. La aglomeración y curado permite lograr el aumento de la rapidez de extracción de cobre debido a que el ácido concentrado reacciona con el mineral activamente, lo que posibilita disolver gran parte del cobre soluble disponible en mineral. El grado de disolución que se logra en la aglomeración depende de la naturaleza del mineral. El mejoramiento del escurrimiento de las soluciones de lixiviación se debe a que las partículas finas se adhieren sobre la superficie de las partículas más grandes formándose el aglomerado, éste permite generar un lecho de mineral con tamaño de material homogéneo, evitándose el taponamiento de los huecos del lecho por el mínimo arrastre de finos. El equipo aglomerador más usado es el tambor rotatorio abierto en sus dos extremos, el cual está inclinado en el sentido del flujo de material. El tambor gira en torno a su eje, la alimentación del mineral es continua y es por el extremo mas levantado del tambor, por donde también se adicionan, en forma de ducha o chorro, los flujos de agua y ácido sobre el mineral. En el manto interno del tambor y a todo lo largo de su longitud existen guías que evitan el resbalamiento del material (“lifters”), elevándolo para luego dejarlo caer. De esta manera el mineral adquiere un movimiento rotatorio y de avance a lo largo del tambor, lográndose que se impregne de la humedad ácida en forma homogénea. La inclinación del tambor determina el tiempo de residencia del material en la aglomeración, el cual junto al diámetro permiten fijar la capacidad de tratamiento en el equipo aglomerador. Frecuentemente en la tolva de alimentación al tambor aglomerador, el material puede presentar un alto grado de segregación por tamaños; esta segregación depende de la forma en que se introduce el material en la tolva. Es necesario controlar el grado de segregación del mineral que la correa alimenta al tambor aglomerador, para lo cual se puede medir la densidad aparente del aglomerado. Se debería aumentar o disminuir la dosis de agua en el tambor, según el mayor o menor valor de la densidad del aglomerado. En el tambor aglomerador hay que controlar los flujos de agua y ácido pues estos líquidos deben fluir solamente cuando el tambor tenga mineral para aglomerarse.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 8 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
4.
LIXIVIACION
4.1
Generalidades La hidrometalurgia es una rama de la metalurgia extractiva, y comprende todos los procesos y operaciones unitarias orientados a la obtención de metales o compuestos metálicos y nometálicos, en sistemas acuosos. El proceso unitario fundamental de la hidrometalurgia es la lixiviación, la cual podemos definirla como la disolución parcial o total de una matriz sólida en una fase líquida. La meta de este proceso unitario es extraer alguna especie química útil desde la matriz sólida, para recuperar esta especie, posteriormente, desde la fase acuosa. Además de la lixiviación, los procesos hidrometalúrgicos involucran a otros procesos y operaciones unitarias. Entre los cuales se considera a la purificación y concentración de soluciones, separación sólido y líquido, precipitación de compuestos o metales y recuperación de éstos desde las soluciones, etc. Esta rama de la metalurgia extractiva es relativamente nueva, en términos históricos, recién a fines del siglo pasado se empezaron a aplicar procesos hidrometalúrgicos, a la industria del oro y del aluminio. Existen antecedentes más antiguos de procesos hidrometalúrgicos, pero su aplicación no era sistemática ni masiva. Actualmente, se obtienen por métodos hidrometalúrgicos metales tan importantes como cobre, níquel, cobalto, aluminio, oro, plata, zinc, uranio o vanadio. La lixiviación requiere de un contacto de un sólido con un líquido. Normalmente este contacto se hace para poder disolver el sólido parcialmente de tal forma que el material de interés quede disuelto en el líquido. El material disuelto en el líquido debe comprender a las especies químicas que sean útiles y que se desean recuperar posteriormente, o bien debe comprender aquellas especies que se desean eliminar del sólido. La matriz sólida o simplemente sólido es, principalmente, mineral, concentrado, chatarra, etc. Los cuales contienen especies útiles o con valor económico que se desean recuperar. El líquido o fase líquida es una solución acuosa que contiene reactivos químicos que actúan sobre el sólido para disolverlo. Dada la naturaleza de la lixiviación, se puede agrupar a sus objetivos en tres categorías las cuales son : el disolver parcial o totalmente el sólido, para extraerle las especies útiles, el estabilizar en el líquido las especies útiles disueltas y el minimizar la cantidad de especies no útiles a disolver. Para lograr la disolución de las especies útiles es necesario contactar el mineral con una solución acuosa (solución lixiviante). Este contacto debe de realizarse de tal forma que permita que los reactivos químicos (agentes lixiviantes), presentes en la solución lixiviante, interactúen con la superficie del mineral para que ocurran las reacciones químicas de
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 9 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
disolución que se desea que sucedan. El mineral debe presentar la mayor superficie posible, por unidad de masa, para lograr una máxima interacción de él con el agente lixiviante de la solución. La estabilización en la solución lixiviante de las especies útiles disueltas, se logra con reactivos químicos contenidos también en la solución. Estos reactivos químicos tienen por objetivo interactuar químicamente con las especies útiles disueltas de tal forma que éstas permanezcan como tal en la solución. Del mineral se desea que se disuelvan solamente las especies útiles, por lo que el agente lixiviante debe interactuar con esas especies y no otras, o sea que el agente lixiviante debe ser selectivo, para lograr minimizar la disolución de otras especies. Una vez que la lixiviación se ha producido se requiere otras etapas, procesos u operaciones unitarias, que están involucradas en el proceso hidrometalúrgico global. Considerando que los productos de la lixiviación son las soluciones acuosas, que contienen las especies útiles disueltas y estabilizadas, y el material sólido residual, se hace necesario separar estas fases para proseguir con el proceso. Mediante la separación sólido-líquido se logra separar a la fase sólida residual de la solución acuosa. El sólido residual (ripio) se desecha y, generalmente, se bota y las soluciones acuosas continúan con el proceso. Las soluciones acuosas resultantes de la lixiviación presentan, en muchos casos, dos problemas; uno es la baja concentración de las especies útiles en éstas soluciones y el otro es la alta cantidad de especies no útiles disueltas, las que contaminan a las soluciones. La solución de estos problemas está en las operaciones de concentración y/o purificación de soluciones, en las que se logra aumentar el contenido de las especies útiles y disminuir el contenido de las impurezas en las soluciones de lixiviación. 4.2
Tipos de Lixiviación En la actualidad existen varios tipos de lixiviación, como son en pilas, bateas, agitación e In Situ. Cada una de ellas dependerá de la granulometría del mineral a lixiviar, de las leyes de Cobre que presente la mena, refractariedad del mineral, consumos de ácido. La lixiviación en pilas es la más usada por la gran mayoría de las empresas mineras del mundo, ya que se requiere de tamaños pequeños del mineral a lixiviar, ½” a 3/8”; y de leyes no muy bajas (1.5 a 1.0 % de Cu). Es de fácil construcción y descarga. La lixiviación en Bateas, es aquella en donde se construye una piscina en donde el mineral será regado por inundación o por percolación. La Lixiviación por agitación, es aquella en donde se lixivia el mineral en tamaño muy fino (bajo 100#), en estanques con agitación neumática o a presión. El mineral posee una alta ley de cabeza, la que justifica la molienda fina del mineral.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 10 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
La Lixiviación In-Situ es aquella en donde se lixivia el mineral en el mismo sitio en donde se encuentra, ya sea un mineral de botadero o un mineral en su yacimiento mismo sin tener que remover mucho material. La lixiviación en pilas a resultado ser la manera más práctica de recuperar cobre a bajo precio de minerales oxidados de baja ley. Su uso incluso se ha extendido a los minerales sulfurados por medio de la Lixiviación Bacterial. 4.3
Criterios en Diseño de Pilas Antes de construir una pila, existen los siguientes criterios de Diseño: Caracterización del Mineral: Composición mineralógica de la mena y la ganga Leyes de Cabeza Consumo de ácido Adición y calidad del agua (cloruros y nitratos) Caracterización del lugar: Carguío del Mineral: Construcción de la Pila:
Topografía del terreno Preparación del terreno Forma y manera de cargar el material a la pila. Determinación de la altura de carga Determinación del tipo de riego (aspersores, goteros) Determinación de la malla de riego Determinación del flujo y tasa de riego
Almacenamiento de Soluciones: Sistemas de colección de soluciones Minimización de capas freáticas Minimizar el volumen almacenado Maximizar la estabilidad de la pila Volumen operacional Balance de agua (evaporación, lluvia, exceso) Impacto ambiental:
Consideraciones Ambientales y económicas.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 11 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 12 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
4.4
Lixiviación de Minerales de Cobre En la lixiviación de los minerales de cobre es necesario dividirlos en función de su mineralogía: Óxidos y Sulfuros. Óxidos de Cobre: Son especies mineralógicas de mayor solubilidad, que en general sólo requieren una lixiviación química con ácido sulfúrico. Tenorita: CuO CuO + H2SO4 -------------- CuSO4 + H2O
(1)
Cuprita: Cu2O Cu2O + 2H2SO4 ------------ CuO + CuSO4 + H2O
(2)
Azurita: Cu3(OH)2·(CO3)2 Cu3(OH)2·(CO3)2 + 3H2SO4 ------------ 3CuSO4 + 2CO2 + 4H20 Malaquita: Cu2(OH)2·CO3 Cu2(OH)2·CO3 + 2H2SO4 -------------- 2CuSO4 + CO2 + 3H2O
(3) (4)
Crisocola : CuSiO3·2H2O CuSiO3*2H2O + H2SO4 --------------- CuSO4 + SiO4 + SiO2 + 3H2O Brochantita : CuSO4·3Cu(OH)2 Cu4(OH)6SO4 + 3H2SO4 -------------- 4CuSO4 + 6H2O Antlerita : 3CuO·SO3·2H2O 3CuO·SO3·2H2O + H2SO4 ------------- 2CuSO4 + 4H2O
(5)
(6) (7)
Atacamita : CuCl2·3Cu(OH)2 CuCl2·3Cu(OH)2 + H2SO4 ------------- 2CuSO4 + CuCl + 5H2O
(8)
Sulfurados de cobre: Los sulfuros requieren oxidantes para su disolución. El agente oxidante más utilizado en los procesos de lixiviación es el sulfato férrico, el cual reacciona con los sulfuros de Cobre de la siguiente manera: Calcosina : Cu2S Cu2S + Fe2(SO4)3 -------------- CuSO4 + 2FeSO4 + CuS Covelina : CuS CuS + Fe2(SO4)3 -------------- CuSO4 + 2FeSO4 +So
(9) (10)
Bornita : Cu4FeS4 Cu4FeS4 + 6Fe2(SO4)3 ------------- 5CuSO4 + 13FeSO4 + 4So
(11)
Calcopirita : CuFeS2 _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 13 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 ------------- CuSO4 + 5FeSO4 + 2So Cubanita : CuFe2S3 CuFe2S3 +3Fe2(SO4)3 ------------ CuSO4 + 8FeSO4 + 3So Pirita : FeS2 FeS2 + 3Fe2(SO4)3 ------------- 2FeSO4 +So
(12) (13)
(14)
Las reacciones de la Calcosina y Bornita ( 9 y 11) , poseen cinéticas relativamente rápidas, lo cual unido a granulometrías adecuadas del mineral, las hacen comparables a las de lixiviación de especies oxidadas. Muy por el contrario, las reacciones para la Covelina, Calcopirita y Pirita (10,12 y 14) poseen cinéticas extremadamente lentas, lo cual, no las hace atractivas para el proceso de lixiviación. Sin embargo, la acción de ciertas bacterias quimioautotróficas lixiviantes y oxidantes de hierro como el Thiobacillus Ferrooxidans, han permitido incorporar al proceso de lixiviación de sulfuros mejoras significativas. Estas mejoras tienen que ver con el efecto de catálisis (aumento significativo de la cinética), que la bacteria realiza en forma natural y espontánea a las reacciones de disolución de sulfuros. Por ejemplo, es sabido que la oxidación química del ion ferroso (Fe +2) -que se genera como producto de la disolución de los sulfuros de hierro y/o cobre (reacciones 9 a 14)- es extremadamente lenta y ocurre de acuerdo a la siguiente reacción. 2FeSO4 + ½ O2 + H2SO4 --------------- Fe2(SO4)3 + H2O (15) Luego Fe2(SO4)3 + H2O --------------- Fe2(OH)6 + 3H2SO4
(16)
Sin embargo, si esta reacción se realiza en presencia de la bacteria Thiobacillus Ferrooxidans , ella ocurre según la misma estequiometría (reacción 15), pero su velocidad puede aumentar hasta en un millón de veces. Se postula que mediante la acción directa del TF (Thiobacillus Ferrooxidans), los sulfuros se pueden lixiviar de acuerdo a las siguientes reacciones: Calcosina Cu2S + ½ O2 +H2SO4 ------TF-------> Cu SO4 + CuS + H2O Covelina CuS + 2O2 -------TF-------> CuSO4
(17)
(18)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 14 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Calcopirita 2CuFeS2 + 81/2O2 + H2SO4 ------TF----- > 2CuSO4 + Fe2(SO4)3 + H2O Bornita 6Cu5FeS4+551/2O2+H2SO4----TF---->30CuSO4+3Fe2(SO4)3+14H2O Pirita FeS2 + 31/2O2 + H2O -----TF ------ >FeSO4 + H2SO4
(19)
(20)
(21)
Las cinéticas de las reacciones anteriores, si bien no son comparables a las velocidades con que ocurren las reacciones de las especies oxidadas, son mucho más rápidas que sin la presencia de bacterias (reacciones 10 y 12), haciendo posible que se aprecie un efecto práctico en la lixiviación de especies de naturaleza tan refractaria como la Covelina y Calcopirita. Las bacterias también oxidan el azufre elemental (S o), que se produce como consecuencia de la lixiviación férrica (reacciones 10 a 14), según la reacción 21, generándose ácido sulfúrico. Esto último constituye un beneficio ya que disminuye el consumo de ácido, abaratando en consecuencia el costo del proceso. 2S0 + 3O2 + 2H2O -----TF------> 2H2SO4 4.5
(22)
Lixiviación Bacterial Las bacterias son microorganismos unicelulares visibles sólo bajo el microscopio, que se reproducen por simple división. Según estudios de investigaciones en laboratorio, la lixiviación bacterial puede ser usada para la extracción selectiva de Cu, Zn, Co, Ni, Cd y U a partir de sus sulfuros. Las bacterias están presentes en forma natural, de modo que para favorecer su acción biológica es necesario activarlas y luego crear condiciones adecuadas para su mantenimiento. Para ello, deben ser controlados factores como: Protección contra la luz solar. Cantidad de nutrientes para favorecer el metabolismo de estos microorganismos. La bacteria necesita una fuente de nitrógeno (NH4)3·SO4 , y una fuente de fósforo K2HPO4. A mayor concentración de estos nutrientes, mayor es la velocidad de reacción y por ende mayor la recuperación. pH. La bacteria es más activa en rangos de pH entre 1.5 a 3.5. Se inhibe su reproducción a pH menores que 1 y mayores que 5. Temperatura. A 5 ºC la actividad de la bacteria es inerte, a 45 ºC la actividad decrece, y sobre los 50 ºC la bacteria muere. La temperatura óptima para las bacterias es de 35 ºC.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 15 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Aireación. Como se apreció en las reacciones, la bacteria necesita oxígeno para subsistir. Agua. Como medio de desplazamiento, Granulometría de mineral. Entre más fino el mineral, mayor es la velocidad de reacción y por consiguiente, mayor es la recuperación. Para que exista el proceso de vida, es necesario que se produzca transferencia de energía de una fuente (substrato) al organismo y que esta energía se utilice en crecimiento, reproducción y otros procesos biológicos. Las bacterias relacionadas con la oxidación de los sulfuros a sulfatos, mediante enzimas que catalizan la oxidación del azufre y sulfuros, pertenecen al género THIO BACILLUS, siendo microorganismos autotróficos, es decir, capaces de vivir bajo la acción de substancias inorgánicas, obteniendo la energía para su existencia a partir de las reacciones de oxidación respectivas. Son bacterias aeróbicas y acidófilas, es decir, necesitan aire y acidez para vivir. Las bacterias más conocidas son las THIOBACILLUS FERRO OXIDANS, que oxidan compuestos de azufre ó al ion ferroso y se conocen también las bacterias THIOBACILLUS THIO OXIDANS y la THIOBACILLUS THIO PARUS, que no oxidan al ion ferroso; pero sí al S (azufre) y sus compuestos.
La acción bacterial puede realizarse por un ataque directo al mineral sulfurado, o bien, puede tener un mecanismo indirecto, donde la bacteria oxida el ion ferroso (Fe +2) a ion férrico (Fe+3), y al azufre a ácido sulfúrico los que de esta forma pueden actuar como agentes lixiviantes. En general, el proceso completo de una lixiviación involucra: 1. Escurrimiento de la solución de riego desde las líneas de riego hasta el mineral. 2. Difusión de la molécula de ácido desde el seno de la solución de riego (refino o intermedia) hasta la superficie del mineral 3. Penetración del ácido por los intersticios del mineral, hasta encontrarse con la molécula de crisocola. 4. Reacción química propiamente tal 5. Salida de los productos (CuSO4) desde el interior del mineral hasta su superficie. 6. Difusión hasta el seno de la solución cargada (PLS o ILS). 7. Escurrimiento hasta canaletas recolectoras
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 16 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Un ejemplo gráfico de lo siguiente se muestra en las siguientes figuras:
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 17 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 18 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
4.6
Evaluación de la lixiviación Ley de cobre: Es la cantidad de cobre presente en el mineral, expresada en porcentaje en peso Ejemplo: Si tenemos 45 toneladas de mineral, con una ley de 0.8 % en cobre, cuál es el contenido en cobre. Contenido de cobre = Mineral x Ley = 45 x 0.8 = 0.36 Ton = 360 Kg 100 100 Recuperación: Es la cantidad de cobre que fue extraído del mineral, expresada en porcentaje en peso. Ejemplo, para los mismos datos anteriores, si yo recuperé 280 Kg de cobre del mineral, cuál es la recuperación. Recuperación = Cantidad Cu recuperado = 280 Kg = 77.78 % Cantidad Cu Total 360 Kg Contabilidad Metalúrgica: Expresa la diferencia de resultados entre análisis por sólidos y análisis por soluciones.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 19 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
5.
EXTRACCION POR SOLVENTE La solución rica de lixiviación (PLS) producida en la lixiviación es demasiado diluida en contenido de cobre y demasiado impura para la producción directa de cátodos de alta pureza. De la electro-obtención a partir de estas soluciones se obtienen depósitos de cobre dendríticos inconsistentes e impuros. La electro-obtención requiere un electrolito purificado y rico en cobre dentro del rango de 45 a 50 (gpl) de Cu+2 con el fin de garantizar que los iones de Cu+2 se encuentren siempre disponibles para adherirse a la superficie del cátodo. Al satisfacerse este valor requerido se producen cátodos de cobre suave, denso, y de alta pureza. La extracción por solventes proporciona los medios para la producción de electrolito puro y con alto contenido de Cu +2 a partir del PLS diluido e impuro. Durante el proceso de extracción por solventes, el cobre que contiene el PLS (fase acuosa) se transfiere a un extractante mezclado con un diluyente orgánico. La mezcla extractante/diluyente se conoce como fase orgánica. La característica principal del solvente es su selectividad con respecto al cobre. Este saca el cobre, y muy pocos otros elementos, de la fase acuosa. La trasferencia de cobre hacia y desde la fase orgánica es una reacción reversible, determinada por la diferencia de acidez entre el PLS y el electrolito. La extracción de cobre por solventes consiste en: Poner la solución rica de lixiviación (PLS) que contiene Cu +2 en contacto con un extractante líquido de orgánico específico para el Cu +2. Esto extrae el Cu+2 de la solución acuosa y lo carga en el extractante orgánico. Separar por gravedad la solución de lixiviación acuosa ahora empobrecida de cobre (solución pobre) del extractante de orgánico ahora rico en cobre. Enviar la solución pobre de vuelta a lixiviación. Lavar el orgánico para reducir la transferencia de impurezas. Mover el extractante de orgánico rico en cobre hacia adelante para que entre en contacto con un electrolito de electro-obtención. Esto separa el Cu+2 del extractante de orgánico rico en cobre en el electrolito ácido. Separar por gravedad el extractante de orgánico ahora separado del electrolito acuoso ahora enriquecido. Enviar el extractante de orgánico descargado de vuelta para que entre en contacto con la solución rica de lixiviación. Enviar el electrolito enriquecido (rico) hacia el área de electro-obtención. Enviar el electrolito parcialmente empobrecido (pobre) desde electro-obtención de vuelta a la etapa de separación para que entre en contacto con el orgánico rico para el reabastecimiento del Cu+2.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 20 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
La extracción por solvente es un proceso continuo y se lleva a cabo generalmente en dos mezcladores decantadores de extracción, dos mezcladores decantadores de re-extracción y un mezclador decantador de lavado. El extractante de orgánico extrae el cobre (Cu +2) de la solución rica de lixiviación a través de la siguiente reacción: 2RH + Cu+2 + SO4-2 extractante solución rica de orgánico lixiviación acuosa
R2Cu + 2H+ + SO4-2 extractante solución pobre acuosa orgánico rico
Donde RH es el extractante (salicilaldoxima, cetoxima o una combinación de ambos). La reacción de separación es el proceso inverso a la reacción de extracción que absorbe el cobre: 2H+ + SO4-2 + electrolito empobrecido orgánico rico
R2Cu extractante orgánico
2RH + extractante reabastecido
Cu+2 + SO4-2 electrolito de Cu
Un extractante de cobre adecuado para soluciones de lixiviación debe: Extraer eficazmente el cobre desde la solución rica de lixiviación. Separar eficazmente el cobre en el electrolito de electro-obtención. Extraer el cobre selectivamente de otros metales, particularmente el fierro (Fe) en la solución rica de lixiviación. Ser soluble en un diluyente destilado, derivado del petróleo que no resulte costoso. Presentar tiempos aceptables de extracción y separación. Desprenderse rápida y completamente de la solución rica de lixiviación y del electrolito. No absorber ácido sulfúrico. Ser estable y seguro. Los extractante siempre se disuelven en diluyente de orgánico (medio de transporte). diluyente adecuado debe:
Un
Ser insoluble en soluciones acuosas. Tener una alta solubilidad para el extractante y sus complejos de cobre. Mezclarse bien con soluciones acuosas. Separarse rápidamente de soluciones acuosas. Tener una alta temperatura de ignición.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 21 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
La fase orgánica está constituida como promedio de un 17 a un 25% en volumen de extractante y el resto diluyente. La mezcla es inflamable y existe un importante riesgo de incendios en torno a los equipos de extracción por solventes. 5.1. Mezcladores Decantadores y Equipos Asociados La Planta Piloto de extracción por solventes de Minera Escondida consta de un tren en el cual existen dos mezcladores decantadores de extracción, dos mezcladores decantadores de re-extracción y un mezclador decantador de lavado. La pieza clave de los equipos en una planta de extracción por solventes es el mezclador decantador. La operación del mezclador decantador consiste en: Bombear las fases de solución acuosa y de orgánico hacia la caja del mezclador de acuerdo a una velocidad predeterminada. Mezclar las dos fases para formar una dispersión (suspensión de un líquido en otro líquido en el que el primero no se disuelve). Rebalsar la dispersión desde la caja del mezclador hacia un decantador plano, donde las bases de solución acuosa y de orgánico se separan por gravedad. Rebalsar la fase de orgánico y decantar la fase de solución acuosa en el extremo opuesto a los agitadores. Todos los mezcladores decantadores están diseñados para funcionar con una proporción definida de orgánico a solución acuosa (O/A) 1/1.1 o 1.1/1. Esto significa que el caudal total de mezcla (orgánico y acuoso) a través de cualquier mezclador decantador es cercano al doble de la solución acuosa. En algunos de los mezcladores decantadores, una parte importante de este caudal total puede incluir un flujo de recirculación ya sea de orgánico o de acuoso. Todos los mezcladores decantadores usan un diseño de bajo perfil que consta de una caja de mezclado con un decantador. El decantador está diseñado para separar rápida y completamente la dispersión en las capas de solución acuosa y de orgánico.
5.1.2 Principio de Operación de un Mezclador Decantador Una turbina succiona orgánico y soluciones acuosas desde las tuberías hacia el interior de la caja de mezcla. En el caso de la planta piloto, la misma turbina realiza el trabajo de mezclar las fases de forma que el cobre se pueda transferir eficientemente. _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 22 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
La mezcla fluye desde el mezclador hacia el decantador y se distribuye uniformemente por todo su ancho. El decantador proporciona un área relativamente quieta donde se pueden separar el orgánico y la solución acuosa. En el decantador las fases se separan en una capa de solución acuosa y otra de orgánico. Dado que existen diversos factores que afectan negativamente la separación de las dos fases, normalmente en un decantador se encuentra una “banda de dispersión” entre la capa de acuoso y la de orgánico, la que corresponde a la porción de mezcla que no se ha separado en sus componentes. 5.2. Proceso de Extracción La etapa de extracción del proceso SX está destinada a transferir el cobre desde la solución rica de lixiviación (PLS) al extractante orgánico. Este proceso se puede realizar en una o dos etapas dependiendo de la composición de la solución rica y otras condiciones de operación. El proceso de extracción es en dos etapas, los caudales de solución acuosa y de orgánico se contactan en contracorriente, el orgánico descargado entra al proceso en la segunda etapa (E-2), donde se expone a la solución acuosa proveniente de la primera etapa (E-1). Esta configuración optimiza el proceso de transferencia de cobre desde las soluciones acuosas al orgánico, debido a que en todo momento se maximiza la diferencia de concentraciones de cobre entre ambas fases. El orgánico parcialmente rico se desplaza a la primera etapa (E-1), donde se produce la parte más significativa de la extracción. El orgánico completamente cargado que abandona la primera etapa (E-1) fluye hacia el tanque de orgánico cargado. El mezclador decantador E-1 se opera en el modo acuoso continuo para garantizar un mínimo arrastre de PLS en el orgánico cargado. La solución acuosa en la segunda etapa (E-2) (solución pobre o refino) queda prácticamente libre de cobre y fluye por gravedad hacia el post-decantador de refino. Una diferencia significativa entre los mezcladores decantadores E-1 y E-2 es que la relación de fase de E-2 es Orgánico continuo, en lugar de Acuoso continuo. El mezclador decantador funciona en orgánico continuo para asegurar que la solución pobre o refino que sale del circuito de SX esté lo más libre posible de gotas de orgánico arrastradas. El orgánico arrastrado hacia la solución pobre o refino y que no se recupera en el post-decantador termina perdiéndose en el proceso. 5.3. Proceso de Re-extracción En el mezclador decantador R-2 se contactan el orgánico cargado (proveniente de la etapa de lavado (L-1)) y el electrolito parcialmente enriquecido en la etapa R-1. Los productos de _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 23 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
esta etapa son el electrolito cargado que fluye hacia el post-decantador de electrolito y el orgánico semi-descargado que fluye hacia la primera etapa de extracción. Dado que en esta etapa el producto que sale del circuito es el acuoso (electrolito rico), se debe operar en continuidad orgánica, para minimizar los arrastres de orgánico. En el mezclador R-1 se contactan el orgánico parcialmente descargado proveniente del mezclador R-2 y el electrolito descargado. Cuando la mezcla rebalsa al decantador, la reextracción está esencialmente completa y el contenido en cobre del orgánico, ahora llamado orgánico descargado, es del orden de 2 gpl aproximadamente. El orgánico como es más liviano y flota en la parte superior del electrolito, se rebalsa en su canaleta y se descarga en el mezclador E-2. La solución acuosa se decanta e ingresa su canaleta de recolección, desde donde es conducida al mezclador decantador R-2 como electrolito medianamente cargado en cobre. Dado que en esta etapa no existen productos que salgan del circuito y que los arrastres que cualquiera de ellos contenga, no provocan problemas de contaminación en otras etapas; la continuidad con que opere esta etapa puede ser tanto acuosa como orgánica. 5.4
Etapa de Lavado de Orgánico Cargado El orgánico cargado producido en la etapa E-1 contiene pequeños arrastres de PLS (se estima 100 ppm en el diseño de la planta). De no realizarse un manejo adecuado, estos pequeños arrastres de PLS provocarían una importante contaminación del electrolito, solución que debe tener una alta pureza. Para controlar la contaminación de los arrastres de PLS en el orgánico cargado, se consideran las siguientes medidas: El estanque de orgánico cargado está diseñado para producir la retención de alrededor del 40 % de los arrastres de PLS. Antes de ser alimentado al proceso de Re-extracción el orgánico es contactado en un mezclador decantador con agua desmineralizada acidulada; con esta operación, se persigue diluir los arrastres acuosos y por esta vía minimizar la contaminación con especies perjudiciales en el proceso de EW transferida al electrolito (fundamentalmente Fierro y Cloruro). Esta última operación es el lavado de orgánico cargado, la que constituye una etapa en el proceso de SX. Dado que el producto principal de esta etapa es el orgánico cargado, se debe operar en continuidad acuosa para minimizar al máximo los arrastres de acuoso en el orgánico.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 24 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Con el fin optimizar el consumo de agua desmineralizada, en la etapa de lavado el caudal
operacional (o interno) de agua de lavado se consigue con una altísima recirculación de la fase acuosa, lo que permite que minimizar el consumo de agua de lavado fresca. La purga de agua de lavado usada se hace en forma continua al post-decantador de refino. 5.5. Continuidad de fases En todas las etapas del proceso de SX se genera una mezcla de una solución acuosa con el orgánico. Con el fin de controlar los arrastres de una fase en la otra se manejan las continuidades de fases, haciendo que en el mezclador decantador halla mayor un flujo interno de la fase que se desea mantener como fase continúa de la mezcla. La relación de flujos internos entre acuoso y orgánico se denomina Razón O/A La fase acuosa continua se caracteriza por la presencia de gotas de orgánico de una matriz de solución acuosa continua. Para obtenerla generalmente se usa una razón O/A de 1/1.1 o superior. La continuidad Orgánica se caracteriza por la presencia de gotas de solución acuosa en una matriz de orgánico. Para obtenerla se utiliza una razón O/A 1.1/1 o inferior.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 25 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Una de las características de la operación de un mezclador decantador es que la fase dispersa tiende a ser arrastrada por la fase continua en mayor proporción que la fase continua es arrastrada por la dispersa. Un sensor de conductividad inmerso en el líquido confinado en el mezclador puede indicar si el mezclador decantador está funcionando en continuidad acuosa o no. En una condición acuosa continua, el sensor indicará conductividad relativamente alta, debido a que la fase de solución acuosa es un buen conductor. Si la fase continua cambia, la conductividad disminuye o es nula. Las continuidades pueden cambiarse normalmente de una a otra, controlando la cantidad de recirculación de solución acuosa (u orgánico) desde el decantador al mezclador. 5.6
Post- Decantadores Las soluciones acuosas producidas por el proceso de SX contienen pequeñas cantidades de orgánico como arrastres. Ambas corrientes son sometidas respectivamente a una etapa de post-decantación. En los post-decantadores se fomenta la coalescencia de las pequeñas gotas de orgánico para formar una capa de es fase en la superficie del equipo. En la cámara de admisión se puede agregar aire como pequeñas burbujas, para fomentar el arrastre de las gotas de orgánico hacia la superficie. Los post-decantadores poseen a lo menos dos cámaras de decantación separadas por tabiques. El traspaso de acuoso de una a otra se realiza a través de copas de traspaso de nivel regulable. La capa de orgánico que se forma en la zona de decantación se mantiene confinada en estas cámaras. Cuando la capa de orgánico alcanza un espesor posible de manipular, esta fase pueda ser recuperada haciéndola fluir hacia una de las canaletas dispuestas para ello, mediante incremento del nivel de acuoso a través del ajuste de las copas de traspaso
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 26 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Picket fences
Mixer
Líneas de flujo 5.7
Manejo De Borras y Tratamiento con Arcilla de Orgánico Recuperado. El término borras, usado en extracción por solventes, se refiere a una emulsión estabilizada que generalmente se forma en la interfaz entre las fases de orgánico y solución acuosa. En
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 27 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
general, las borras se componen de solución orgánica, productos de reacción de orgánico, emulsión de solución acuosa/orgánico extremadamente fina y estable, material inorgánico coloidal y posiblemente formaciones de hongos o bacterias. Las borras tienden a juntarse en el extremo de descarga de los decantadores, aunque pueden extenderse por toda el área del decantador. Las borras pueden contaminar el electrolito, produciendo una calidad catódica insatisfactoria. Además, las borras pueden transportar orgánico a la solución acuosa que fluye a la piscina de solución pobre o refino, lo que genera una considerable pérdida de orgánico. Es necesario extraer las borras desde los decantadores. Para ello cuentan con dispositivos de captura desde los cuales se pueden extraer manualmente. Tanto las borras como los orgánicos recuperados de los post-decantadores se almacenan para ser tratados por lotes en un dispositivo de forma embudo de que cuenta con un sistema de agitación. A este dispositivo se debe agregar una arcilla u otro aditivo con propiedades superficiales que permita el rompimiento de las emulsiones.
5.8
Consideraciones de diseño en extracción por Solventes
5.8.1 Composición de la solución de alimentación a SX
Concentración de cobre y ácido Concentración de otros iones: Manganeso, Cloruros, Nitratos y Fierro. Presencia de sólidos en suspención, arcillas.
5.8.2 Selección del extractante y diluyente
Cinética de extracción (pH, concentración, temperatura) Selectividad del Extractante versus otros metales Estabilidad del orgánico a largo plazo Diluyentes: Alto punto de fusión Pretratamiento con arcillas Bajo contenido de aromáticos Contaminación.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 28 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
8.3.7 Configuración Plantas SX
Circuitos en paralelo / serie, dependen de la dilución en cobre del PLS. Etapas de lavado para transferencia de impurezas Fe / Cl (Física / Química) Estanque de orgánico
8.4.7 Mezcladores Plantas Convencionales
Tiempo total para extracción, 2 a 3 minutos Fondo falso en mezclador primario Mezclador de bomba, proporciona agitación en el primer cajón de mezcla (menos de 1 min) Mezcladores axiales en el segundo cajón de mezcla, permite mantener la emulsión en el tiempo de residencia.
5.8.5 Control Operacional
Control de flujo Copas de traspaso Razón Orgánico / acuoso (O/A) Continuidad Altura de banda
5.8.6 Minimización de pérdidas de Orgánico
Requerimientos de cabeza mínimo en mezcladores. Recuperación de orgánico En Refino, Post-decantadores Coalescedores Bomba flotante en piscina de refino Control de Crud Continuidades en mezcladores Filtro de electrolito.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 29 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
5.8.7 Tratamiento de Borra
Control de sólidos, floculantes Centrifugación Dilución, decantación Reciclo de orgánico Tratamiento con arcillas Filtración Surfactantes
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 30 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
6.
ELECTRO-OBTENCION El proceso de electro-obtención del cobre consiste básicamente en la transformación electroquímica del cobre contenido en un electrolito en cobre metálico depositado en un cátodo mediante la utilización de energía eléctrica proveniente de una fuente externa. El cobre iónico (Cu+2 ) del electrolito es depositado selectivamente sobre la superficie del cátodo y a la vez se descompone agua en oxígeno ácido sulfúrico en la superficie de ánodos insoluble de plomo. El proceso EW, se lleva a cabo en una celda electrolítica, donde circula continuamente el electrolito acuoso que contiene disuelto CuSO4 y H2SO4 y que proviene de la planta de SX para el caso de nuestro interés. En la celda ocurren reacciones electroquímicas de oxidaciónreducción provocadas por la energía eléctrica. En el cátodo el ion cúprico es reducido a cobre por los electrones suplidos por la corriente y que torna de polaridad negativa a dicho electrodo. En el electrodo positivo o ánodo se descompone agua generándose oxígeno gaseoso que burbujea en la superficie del ánodo y además ácido sulfúrico, de acuerdo a la reacción neta global representada por: CuSO4 + H2O + E.E. -------- Cu0 + H2SO4 + ½ O2 Como resultado de la estequiometría de la reacción anterior, por cada tonelada de cobre depositada en los cátodos, se involucran las siguientes cantidades de sustancias: Se descomponen : 0.28 ton de Agua Se liberan : 1.5 ton de Ácido sulfúrico y se generan : 0.25 ton de Oxígeno ( 5.6 Nm3) En el proceso de EW, otras sustancias denominadas aditivas (sulfato de cobalto y producto guar) pueden ser agregadas al electrolito para mejorar los resultados del proceso. El electrolito alimentado decrece su concentración de cobre en un rango de 2 - 4 g/l. y por lo tanto el electrolito saliente se enriquece entre 3 - 6 g/l. en ácido sulfúrico. En cada celda, los cátodos de acero inoxidable se posicionan entre dos ánodos de plomo aliado y permanecen alrededor de 6 - 7 días recibiendo cobre en sus caras, logrando cosechar un peso de 90 - 110 kilos de cobre catódico, y los cátodos cosechados posteriormente se someten a las operaciones de: lavado - despegue de las láminas de cobre preparación cátodo - retorno a la celda. Como se ha descrito anteriormente, la EW como etapa final del proceso hidrometalúrgico, tiene entre sus objetivos cátodos de cobre de alta pureza. Una celda electrolítica debe contar con cuatro componentes fundamentales: - Ánodo - Cátodo - Electrolito - Conductores
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 31 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Sin embargo, se debe contar con la participación de una “Fuente de energía eléctrica” que permita forzar a la reacciones a ocurrir en el sentido no espontáneo. La fuente energética debe proporcionar corriente continua o directa a la celda, permitiendo el flujo forzado de los electrones entre el ánodo o polo positivo y el cátodo donde son consumidos. En forma simple, la fuente de energía actúa como una bomba impulsora de electrones que fluye por los conductores y los electrodos. La fuente de energía puede ser un generador de CD o un rectificador que transforma CA en CD. En la realización de un proceso electrolítico, debe existir un circuito cerrado de circulación de corriente eléctrica constituido por: conductores externos, electrodos y electrolitos. Los primeros transportan corriente entre la fuente y los electrodos, los electrodos permiten la entrada y salida de la corriente del electrolito y este último medio 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 medio de un electrolito (conductor líquido) que es un medio conductor de iones. 6.1
Ley de Faraday Reacción de Depósito de cobre: Cu+2 + 2 e- ======== Cu0 Para depositar un mol de cobre se requiere que se transporte la carga de 2 moles de electrones. Carga transportada: 2 x 96500 c (2 Faraday) Depósito obtenido: 1 mol de cobre: 63.5 g Si circula una corriente de 1 A, en una hora, se transporte: Carga = 1 c/s x 3600 s = 3600 c Para depositar 63.5 g de cobre se requiere 2 x 96500 c, pero se transportan 3600 c, luego se depositan: 63.5 x 3600 = 1.185 g Cu/Ah: Equivalente electroquímico Cu 2 x 96500 Depósito, g = (PM/nF) x I x t PM = Peso molecular N = Nº de electrones F = Constante de Faraday I = Corriente, Amper T = Tiempo, segundos
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 32 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
6.2
Reacciones Químicas Reacción Catódica: Cu+2 Reacción Anódica: H20
+
2 e-
========
Cu0
= H+ + (OH)- ====== ½ O2 + 2H+ + 2 e-
Reacción Neta de Electro-obtención: Cu+2 + SO4-2 + H2O ====== Cu0 + ½ O2 6.3
+ H2SO4
Calidad de Cátodos
Mayores Impurezas, Plomo, Azufre y Oxígeno. Plomo, proviene de los ánodos Oxígeno y azufre desde el electrolito Métodos de remoción Adición de cobalto al electrolito Adición de Guar Lavado de cátodos Limpieza en la base de las celdas (residuos anódicos) Mantener buena recirculación en celdas
6.4
Remoción de orgánico del electrolito Post-decantadores Columna de flotación Filtro de electrolito Medio recomendado: arena y antracita Ciclo de retrolavado
Cátodos Permanentes
Mt Isa y Kidd creek Costo más alto Más automático Reduce cortos circuitos Fácil de mantener calidad Elimina preparar hojas de partida Mejor eficiencia de corriente Reduce labor de operación
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 33 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
6.5
Condiciones de Trabajo Consideraciones de Ventilación: Desom, Flujo cruzado, ventilación en celda y captura de polvo.
6.6
Control de Impurezas Incidencia de las impurezas: Fe (Eficiencia de corriente) Cl (Corrosión cátodos, acero inoxidable) Mn (Corrosión del ánodo) Si (Particulados, nódulos)
6.7
Anodos Aleaciones: Pb – Sn Pb – Ca – Sn Pb – Ca Pb – Cr Pb – Sr – Sn Fundidos: Menos caros por kilo de plomo, más gruesos, aleación difícil de fundir Pb-Ca, Pb-Sr-Sn, Pb-Sn-Ca, escamas en grandes piezas, la unión con la barra puede ser inconsistente. Laminados: Más barato por kilo de plomo, menos gruesos, fácil de controlar calidad en aleaciones de plomo, escamas en pequeñas piezas
6.8
Efecto de las variables Condiciones Normales: Voltaje: 2.2 Volt Corriente: 230 A/m2 Cobre: 30 – 45 gpl. Acido: 150 – 170 gpl. Cloruro: 30 ppm máximo Efecto de las variables: Voltaje – Corriente – Concentración – Flujo - Temperatura
6.9
Control del Proceso:
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 34 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Calidad del Depósito Corrosión Cortocircuitos Desmontaje prematuro Lavado del Cátodo
Impurezas: Cloruro: descarte Orgánico: evitar arrastres, celdas de limpieza Fierro: Consumo de energía Manganeso: Corrosión de ánodos Plomo: Calidad del cátodo Métodos de remoción: Aditivos: Cobalto – Guar Limpieza de celdas 6.10 Informe de Operación
Producción diaria : Informe de cosecha Eficiencia de corriente Consumo de energía Densidad de corriente Voltaje de celda Composición del electrolito Calidad del cátodo Cátodos rechazados
6.11 Cálculos
Flujo de electrolito rico Densidad de corriente Descarte de electrolito
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 35 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 36 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
DEFINICIONES. 1. Agua o solución de Lavado. Corresponde a agua con bajo nivel de contaminantes (Cl-, Fe y otros), la cual es usada en el proceso de extracción por solventes. 2. Ánodo. Placa inerte principalmente de Plomo con algunos aleantes como Estaño y Calcio donde se desarrollan las reacciones de oxidación del proceso electrolítico. 3. Banda de Dispersión. Altura de fases acuosa y orgánica dentro de los decantadores. 4. Caping Board. Elemento de sustentación colocado en los bordes de la celda, donde apoyan ánodos y cátodos. 5. Cátodo. Placa de cobre metálico depositado sobre cátodo permanente generalmente de acero inoxidable. 6. Cátodo Permanente. Lámina de cobre metálico obtenido en el proceso de electro-obtención (EW), mediante la depositación primaria del cobre disuelto sobre láminas permanentes de acero inoxidable inmersas en celdas electrolíticas. 7. Coalescencia. Fenómeno por el cual se unen pequeñas gotas de orgánico o acuoso, para formar una gota de mayor tamaño la cual tiene más posibilidades de escapar a una matriz. 8. Contacto eléctrico. Unión física entre barra conductora y el cátodo o ánodo. 9. Continuidad de fase (acuosa u orgánica). Fase acuosa u orgánica que hace de matriz ante la otra fase dispersa. Se habla de continuidad acuosa u orgánica 10. Cortocircuito. Contacto entre dos polaridades. Generalmente se produce al contacto de un cátodo con un ánodo en las celdas de la nave de electro-obtención. 11. Cosecha. Extracción del depósito de cobre que hay en los cátodos, en las celdas de la nave de electroobtención. Generalmente existe un tiempo determinado para realizar la cosecha. _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 37 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
12. Crud o Borra Emulsión sólida (como mayonesa) que se forma por combinación de acuoso, sólidos y orgánico de planta. 13. Dendritas. Crecimiento ramificado de cobre en los cátodos. Se asemeja a una rama de árbol. 14. Depositación electroquímica. Fenómeno Electroquímico, donde el cobre en solución pasa a cobre metálico, adhiriéndose a una placa de acero inoxidable o lámina de cobre, por medio de la energía eléctrica. 15. Diluyente. Compuesto derivado del petróleo, utilizado para la disolución de la oxima extractante. 16. Distancia Inter-electródica. Distancia que existe entre dos electrodos (Cátodo - Ánodo). 17. Eficiencia de Corriente. Porcentaje de la corriente aplicada que es utilizada para la depositación de cobre. 18. Electrolito Pobre. Solución acuosa entrante a la etapa de re-extracción, altamente ácida que contiene disuelto principalmente cobre, las concentraciones son de aproximadamente 32 gpl. de Cu+2 y 185 gpl. de H+. 19. Electrolito Rico. Solución acuosa saliente de la etapa de re-extracción, altamente ácida que contiene disuelto principalmente cobre, las concentraciones son de aproximadamente 45 gpl de Cu +2 y 165 gpl de H+. 20. Electrolito. Solución acuosa altamente ácida que contiene disuelto principalmente cobre. 21. Etapa de Extracción. Es la etapa en donde se contacta intimamente, mediante agitación, el orgánico descargado y la solución rica de lixiviación, produciendo el orgánico cargado y el refino. 22. Etapa de Re-extración. Es la etapa en donde se contacta intimamente, mediante agitación, el orgánico cargado y el electrolito pobre de electro-obtención, produciendo el orgánico descargado y el electrolito rico. 23. Extractante. Oxima orgánica, utilizada para el intercambio iónico de cobre, con soluciones ácidas. _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 38 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
24. Gavión. Estructura diseñada para confinar minerales que posteriormente serán lixiviados. 25. Guard. Reactivo catódico, usado en electro-obtención para la remosión y eliminación de impurezas del electrolito. 26. Lixiviación. Arte de extraer especies de interés desde minerales, mediante el uso de soluciones acuosas adecuadas. 27. Mena. Mineral que contiene especies de interés comercial, ya sea metálico o no metálico. 28. Nódulos. Crecimiento localizado de cobre en los cátodos, que crece más rápido que el resto (cototo), durante el poceso de electro-obtención. 29. Ondulamiento. Se refiere cuando la placa de acero inoxidable (cátodo) se encuentra deformada en su plano horizontal (pandeo). 30. Orgánico Cargado. Corresponde a una solución de tipo orgánica, con un alto contenido de cobre, compuesta por un diluyente refinado, el cual opera en un circuito cerrado en la sección de extracción por solventes. 31. Orgánico Descargado. Corresponde a una solución de tipo orgánica, con un bajo contenido de cobre, compuesta por un diluyente refinado, el cual opera en un circuito cerrado en la sección de extracción por solventes. 32. Orgánico. Nombre que se da a la mezcla de oxima extractante y diluyente. 33. Mena Oxidada. Mineral que contiene especies mineralógicas oxidadas, las que se pueden recuperar por la vía hidrometalúrgica. 34. Pandeo. Se refiere cuando la placa de acero inoxidable (cátodo permanente) o placa de plomo (ánodo) se encuentra deformada en su plano vertical. 35. Potencial Electroquímico. _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 39 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Potencial de la reacción química. 36. Razón de Fase. Razón de flujos de orgánico y acuoso por cada etapa en extracción por solventes. 37. Refino. Solución pobre en cobre que es devuelta nuevamente al proceso de lixiviación, generalmente contiene 0.5 gpl de Cu+2 y 12 gpl de H+ 38. Solución Rica o PLS. Solución cúprica cargada y con impurezas del proceso de lixiviación; constituye la alimentación a la planta de extracción por solventes, generalmente contiene 7 gpl de Cu+2 y 2 gpl de H+. 39. Sulfato de Cobalto. Aditivo utilizado en electro-obtención para el control de la corrosión en los ánodos. 40. Sulfato Ferroso. Reactivo para reducir el potencial electroquímico del electrolito entrante a celda. 41. Tiempo de Separación de Fases. Tiempo que demora en separarse la fase orgánica de la fase acuosa, posterior a una mezcla homogénea en el mezclador.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 40 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
CÁLCULOS BÁSICOS NOMENCLATURA. SIMBOLO -A -M -L -R -C - QSR - Cu2+SR - Cu2+R - DCu2+ - QUO - QA -W - TNO
UNIDADES DESCRIPCIÓN
= Kg Cu / día = Ton / día = % Cu =% = Kg Cu / día = l / min. = gr Cu / l = gr Cu / l = gr Cu / l = l / min. = l / min. = Kg Cu / día = g Cu / l
-I = Amperes -i = Amperes -E = Adimens. -N = Número - NC = Número - S = 2,00 m2 -J = Amp / m2 - QEG = l / min. - QEC = l / min. - PE = litros -R = litros RO RR RS RAG RAC -d = gr / l
1.
Aporte de cobre de la pila a la solución. Toneladas de mineral puesta en pila por día. Ley de cobre en el mineral. Recuperación de cobre por lixiviación aplicada. Cantidad de cobre transferida a planta. Flujo PLS. Concentración Cu2+ en PLS. Concentración Cu2+ en Refino. Variación concentración entre PLS y refino (“Captura”). Caudal de Orgánico. Caudal de Acuoso. Cantidad de cobre depositada en EW. Transferencia neta del orgánico, representa la diferencia de concentración entre orgánico cargado y descargado. Corriente continua al circuito en EW. Corriente efectiva en EW. Eficiencia de corriente en EW. Cantidad de celdas en operación en EW. Cantidad de cátodos / celda en EW. Área de depósito / cátodo en EW. Densidad de corriente catódica en EW. Caudal electrolito gastado a SX. Caudal electrolito circulante a celdas. Purga de electrolito. Reposición de líquido a planta. Reposición orgánico. Reposición reactivo. Reposición solvente. Reposición de agua a electrolito. Reposición de ácido sulfúrico. Densidad del orgánico
CÁLCULOS EN PILAS DE LIXIVIACIÓN. Relación base :
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 41 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
A = 0,1 x M x L x R NOTAS : a). Relación aproximada, válida para operación en régimen. b). En régimen de operación, A = C = W + 0,25 Cr. c). L es variable independiente, definida por la mena. Responde preguntas del tipo : Producción esperada de cobre (A) a partir de una determinada cantidad de mena (M) de ley (L) y recuperación (R) conocida. Recuperación (R) obtenida a partir de una cantidad de mineral (M) de ley conocida (L). Cantidad de mineral (M), de ley (L) y recuperación conocida (R) para obtener en régimen una producción dada. Ejemplo 1. ¿ Qué producción en régimen se obtiene con 240 T/d de mineral de 2,14% Cu y 79,2% de recuperación ? A = 0,1 x 240 x 2,14% Cu y 79,2 = 4067,7 (Kg Cu / día) Ejemplo 2. ¿ Cuánto mineral de 2,08% y 81% de recuperación se necesita para obtener en régimen 3700 (Kg Cu/día)? 3700 = 0,1 x M x 2,08 x 81 M = 3700 / 0,1 x 2,08 x 81 = 219,6 (T/día) Ejemplo 3. Si procesando 260 T/d de mineral de 1,98% en régimen se obtiene 4200 Kg. Cu/día ¿ qué recuperación se está logrando ? 4200 = 0,1 x 260 x 1,98 x R R = 4200 / 0,1 x 260 x 1,98 = 81,6% 2.
APORTE DE COBRE DE PLS A SX. La relación está dada por la expresión :
C = 1,44 x QPLS x Dcu2+ = 1,44 x QPLS x (Cu2+PLS - Cu2+Ref) _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 42 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
NOTAS : a). Relación aproximada, válida para operación en régimen. b). Se afecta con los descartes, que pueden introducir variaciones en concentración de PLS o refino. c). Cu2+Ref es variable independiente, definida por la planta SX. d. QPLS es normalmente una variable independiente, fijada por el sistema de lixiviación. Responde preguntas del tipo : - Caudal necesario (QPLS) para enviar a planta el cobre (DCu2+) aportado por la lixiviación. - Cobre aportado a planta SX por un caudal Q PLS bajo concentraciones Cu2+PLS y Cu2+Ref dadas. Ejemplo 4. El caudal de PLS (QPLS ) a SX es de 14 litro/min., y posee una concentración Cu 2+PLS de 5,8 gCu/l. ¿ Cuál es la concentración aproximada Cu2+Ref esperable en el refino ? En base a ello, ¿cuál es la producción de cobre esperable ese día? Cu2+Ref = Cu2+PLS x 0,1 (Relación basada en eficiencia típica de extracción de 90 %) = 5,8 x 0,1 = 0,58 gCu/l C = 1,44 x QPLS * (Cu2+PLS - Cu2+Ref) C = 1,44 * 14 * (5,80 - 0,58) = 105,2 Kg Cu/día Ejemplo 5. Si la planta SX opera con una “captura” de cobre (DCu2+) de 6 gCu/l. ¿ Cuales son las concentraciones de PLS y refino esperables ? ¿ Qué caudal de PLS se requiere para obtener 140 Kg Cu/día ? Con : Cu2+Ref = Cu2+PLS x 0,1 DCu2+
= Cu2+PLS - Cu2+Ref
resulta : DCu2+
= (Cu2+PLS - Cu2+PLS x 0,1)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 43 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
con lo cual : Cu2+PLS = DCu2+SR / 0,9 = 6,67 gCu/l Cu2+Ref = Cu2+PLS x 0,1 = 6,67 x 0,1 = 0,67 gCu/l 140,0 = 1,44 x QPLS x 6 QPLS
3.
=
140,0 = 16,2 (l/min.) 1.44*6
AJUSTE DE CAUDAL DEL ORGÁNICO. Se distingue dos relaciones O/A en una planta de SX : - Relación O/A Global = 1/1 (Generalmente) - Relación Operacional ; O/A = 1,1/1 para etapas en continuidad orgánica (E-3, E-2 y R-1); O/A = 1/1,1 para etapas en continuidad acuosa (E-1 y R-2). La primera corresponde a la relación entre caudales de orgánico (caudal de bomba de orgánico) y de PLS, por lo que queda determinada por el balance de cobre.
DCu2+ = QO * TNO Donde:
DCu2+ : Variación concentración entre PLS y refino (“Captura”). QO :Caudal de Flujo organico TNO : Transferencia neta del orgánico, representa la diferencia de concentración entre orgánico cargado y descargado La segunda es la relación existente en cada etapa y considera los flujos recirculantes, para lograr la continuidad de fase deseada. Ejemplo 6. Si en la planta se ha procurado ajustar la concentración de reactivo en el orgánico a un porcentaje capaz de lograr una transferencia neta (TN O) de 6,80 (gCu/l), algo superior a la “captura” (DCu2+) de 6,0 (gCu/l).¿ A qué caudal deberá ajustarse el flujo de orgánico en el ejemplo 2 ? 16,2 x (6,67 - 0,67) = QO x 6,8 QO
=
16,2 x (6,67 - 0,67) = 14,3 (l/min.) 6,8
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 44 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Ejemplo 7. Si en el caso anterior se observara que el orgánico ha bajado su transferencia neta a 5,6 g Cu/l, ¿ Cuál sería el flujo de orgánico, las relaciones O/A global y las correspondientes recirculaciones en E - 1 y E- 2, para ajustar las relaciones operacionales ? 16,2 x (6,67 - 0,67) = QO x 5,6 QO = 16,2 x 6,0 = 17,4 (l/min) 5,6 Relación O/A Global= 17,4 / 16,2 = 1,07 / 1 QA en E - 1 con O/A = 1/1,1 (Esto es para garantizar la continuidad acuosa) QA = QO x 1,1 = 17,4 x1,1 = 19,1 (l/min) Recirculación acuosa = 19,1 - 16,2 = 2,9 (l/min) Caudales a E - 1 : Orgánico (directo) Acuoso (directo) Recirculación acuoso
= 17,4 (l/min) = 16,2 (l/min) = 2,9 (l/min)
Cálculos para E-2 con O/A = 1,1/1 (Para continuidad orgánica) QO = 16,2 x 1,1 = 17,9 Recirculación orgánico = 17,9 - 17,4 = 0,5 (l/min) Caudales a E - 2 : Orgánico (directo) Acuoso (directo) Recirculación acuoso
= 17,4 (l/min) = 16,2 (l/min) = 0,5 (l/min)
Ejemplo 8. ¿ Cuál sería la situación del ejemplo 4 si se hubiera diluido el PLS a 4,8 g/l pero se mantuviera el caudal de PLS QSR ? C = 1,44 x 16,2 x (4,8 x 0,9) = 100,8 (Kg Cu/día) _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 45 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
16,2 x (4,8 x 0,9) = QO x 5,6 QO = 16,2 x (4,8 x 0,9) 5,6
=
12,5 (l/min.)
Operacionalmente, para E - 1 con A/O = 1/1,1 (continuidad acuosa) : QO = 16,2/1,1 = 14,7 (l/min.) Se observa que 14,7 (l/min.) es superior a los 12,5 (l/min.) que equilibran la transferencia de cobre. En otras palabras : debiera recircularse orgánico. Sin embargo, en la práctica hay dos opciones : 1. Circular 14,7 (l/min) de orgánico para O/A = 1/1,1 sin recirculación de orgánico, con lo cual bajará la concentración de cobre en el refino, desde la (Cu 2+Ref = Cu2+PLS * 0,1) usual, hasta una cifra definida por el Diagrama de Mc Cabe-Thiele, aumentando el traspaso de cobre a SX. El traspaso total de líquido al decantador de la E - 1, será de : 16,2 + 14,7 (l/min.) = 30,9 (l/min.). Esta opción implica que en E - 2 (que opera con O/A 1,1/1; continuidad orgánica), el caudal operacional de acuoso será de 16,2 (l/min.) caudal directo, y el orgánico será de 16,2 * 1,1 = 17,8 (l/min.), que obligará a una recirculación de orgánico de 17,8 -14,7 = 3,1 (l/min.), con un caudal total al mezclador de 16,2 + 17,8 = 34 (l/min.). 2. Aceptar en E - 1 una relación O/A = 1/1,1 por recirculación de : 14,7 - 12,5 = 2,2 (l/min.) de orgánico. El traspaso al decantador será de : 16,2 + 14,7 = 30,9 (l/min.), de los cuales 12,5 (l/min.) salen de la etapa sin recircular, lo que producirá un menor arrastre de acuoso en el menor caudal de orgánico que en el caso anterior. Esta opción implica que en E - 2 (que opera con O/A 1,1/1; continuidad orgánica), el caudal operacional de acuoso será de 16,2 (l/min.) caudal directo, y el orgánico será de 16,2 * 1,1 = 17,8 (l/min.), que obligará a una recirculación de orgánico de 17,8 -12,5 = 5,3 (l/min.), con un caudal total al mezclador de 16,2 + 17,8 = 34 (l/min.). Normalmente se prefiere la opción uno por su leve efecto de aumentar la producción de cobre, al lograr un refino algo más diluido. Para el ejemplo supondremos que Cu 2+Ref = 0.35 g Cu/l ; con ello : C = 1,44 x 16,2 x (4,8 - 0,35) = 103,8 (Kg. Cu/día) Caudales a E-1: Orgánico Recirculación Orgánico Acuoso
= 14,7 (l/min) = 0,0 (l/min) = 16,2 (l/min)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 46 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Recirculación Acuoso Caudales a E-2: Orgánico Recirculación Orgánico Caudal Total Orgánico Acuoso Recirculación Acuoso
= 0,0 (l/min) = 14,7 (l/min) = 3,1 (l/min) = 3,1 (l/min) = 16,2 (l/min) = 0,0 (l/min)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 47 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
4.
CALCULOS DE REEXTRACCION Superada la extracción, el caudal de orgánico lleva el cobre a la re-extracción; por lo que de aquí en adelante determina las campañas de producción. Ejemplo 9. Se desea depositar la totalidad del cobre del ejemplo 5 ( 103.8 Kg Cu/ día ) como cátodos. ¿Cuáles serán las condiciones de re-extracción? Si Qo = 14.7 (l/min), entonces: Dado que en extracción ( ver ejemplo 5) se uso un caudal de orgánico mayor que el necesario la transferencia neta debe ser calculada: TN o = 103.8 Kg/día * 1000 g/Kg = 4.90 (gCu/l) 14.7 (l/min) * 1440 (min/día) En EW se obtiene un electrolito pobre con 33 (g Cu/ l) y en SX, para limitar el caudal y los arrastres se obtiene un electrolito cargado de 48 (g/l). Así, el caudal directo de electrolito pobre desde el estanque a la sección de restricción será: QEG * (48-33) = 14.7 *4.9 QEG = 14.7 * 4.9 = 4.8 (l/min) (48-33) Pero para obtener O/A= 1.1/1 en el mezclador de la etapa ( continuidad orgánica) el caudal de acuoso a re-extracción para obtener electrolito rico será: QA = 14.7 = 13.4 (l/min) 1.1 Por lo que la recirculación será: Recirculación = 13.4 - 4.8 = 8.6 (l/min)
5.
Caudales a re-extracción : Orgánico Electrolito pobre Recirculación electrolito Electrolito total CALCULOS EN EW.
= 14.7 (l/min) = 4.8 (l/min) = 8.6 (l/min) = 13.4 (l/min)
Componiendo las expresiones de depósito: _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 48 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
W (Kg Cu / día ) = 0.002844 * i * E con: i = N* I I = NC * S * J S = 2.0 (m2) Resumiendo: W (Kg Cu / día ) = 0.002844 * N * I * E W (Kg Cu / día ) = 0.002844 * N * NC * 2.0 * J * E Estas expresiones permiten: 1. Determinar el esquema de operación, definiendo N y NC . 2. Definir la densidad de corriente (J) más razonable. 3. Establecer la corriente (I) al circuito. Calcular las eficiencias de corrientes de la planta. Ejemplo 10. Se ha observado que para el sistema, E = 0.9. ¿ Con que densidad de corriente (J) se depositara el cobre del ejemplo 5 ( W = 103.8 Kg Cu / día ) , usando NC = 4 cátodos/celda en N = 3 celdas ? J = 103.8 / (0.02844 x 2 x 4 x 3 x 0.9) = 169 Amp/m2 Corriente del rectificador = I I = 4 x 2.0 x 169.0 = 1351.8 ( Amperes) Ejemplo 11. Si deseara situar J en el orden de 200 A/m2 ¿ Cuál es su opción más razonable ? 1. Emplear menos celdas ( Es decir, 3 > N). 103 = 0.02844 x 2.0 x N x 4 x 200 x 0.9 N = 103.8 / (0.02844 x 2.0 x 4 x 200 x 0.9) = 2.53 Es decir, se debe adoptar 2 celdas y ajustar J J = (200 x 2.53 ) / 2 = 253.5 Amp/m2 _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 49 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Corriente al circuito : I = 4 x 2 x 253.5 = 2027.7 Amp 2. Emplear menos cátodos ( Es decir, 4 > NC ). 103.8 = 0.02844 * 2.00 * 3 * NC * 200 * 0.9 NC = 103.8 / (0.02844 * 2.00 * 3 * 200 * 0.9) = 3.37 Es decir, se debe ajustar NC a 3 cátodos y ajustar J J = (200 * 3.37) / 3 = 225.3 Amp/m2 Corriente al circuito = I I = 3 * 2 * 225.3 = 1351.8 Amp Es más razonable la alternativa 2, ya que :
6.
No requiere de barras para cortocircuitar 1 celda. No queda una celda sin voltaje, de protección de los ánodos frente a la corrosión química. El consumo de energía por unidad de cobre es menor a menor densidad de corriente. La caída de concentración de Cu en el electrolito de cada celda será menor y la calidad del depósito será mejor. En término estricto, la alternativa más razonable es la del ejemplo 11.2 ya que la calidad del depósito será mejor y el rectificador opera a una corriente menor.
DESCARTES Y REPOSICIONES DE ELECTROLITO. A través de arrastres en el orgánico cargado, se traspasa acuoso impuro desde las etapas de extracción hasta las de re-extracción y se incorporan contaminantes al electrolito de la sección EW, principalmente Fe+n, Cl- y Mn+2. Aunque todas las impurezas son potencialmente peligrosas, una de ellas será la controlante; es decir, hará notar su efecto antes que las otras. Al controlar la concentración de esa sustancia, se conseguirá que las otras impurezas permanezcan en concentraciones inferiores a las perniciosas. Una de las tareas permanentes del metalurgista será detectar las impurezas que se traspasan, establecer su efecto, investigar cual es la controlante y determinar cual es su concentración tolerable antes que los efectos se hagan notorios.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 50 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Clasificadas esas situaciones es posible calcular las purgas necesarias por simple balance de masas, con las concentraciones evaluadas en días consecutivos y con los inventarios existentes en planta. Ejemplo 12. Se han definido los parámetros de concentración de impurezas en: Fe+n = 1.80 (g Fe / l ) ; Cl- = 30 ppm ( g / m3 ) y Mn+2 = 80 ppm. Entre dos análisis de muestras de electrolito, tomadas con 3 días de diferencia se han observado incrementos de: 0.038 (g /l ) en la concentración de Fe+n ; 0.54 ppm en la concentración de Cl- y 1.2 ppm en la concentración de Mn+2 . Considerando que el inventario total de electrolito es de 18 m3 aproximadamente, se desea determinar la impureza controlante, calcular la purga diaria de electrolito descargado que controla la impureza y las reposiciones necesarias del electrolito. En el periodo se produjeron 311.4 Kg de cátodos, con el cobalto dosificado a 100 ppm en electrolito y se tuvo una perdida de inventario de 182 litros de electrolito, medidos en el estanque. 1. Cálculo de la impureza controlante: Respecto de los límites de tolerancia las velocidades relativas de ingreso de impurezas son: - Fe+n = 0.038 (g Fe / l ) / 1.80 (g Fe / l ) = 0.0211 - Cl- = 0.54 ppm / 30 ppm = 0.018 - Mn+2 = 1.2 ppm / 80 ppm = 0.015 Dado que la mayor velocidad relativa en el periodo corresponde al Fierro, esta es la impureza controlante del sistema y se transforma en la base del cálculo del descarte. 2. Cálculo de purga de electrolito: Fe ingresado/día = 18 m3 * 0.038 Kg / m3 = 0.226 Kg Fe / día 3 días PE = 0.226 Kg Fe / día = 0.126 m3 / día 1.80 Kg Fe / m3 elect Se debe entonces descartar y reponer diariamente 0.126 m3 / día de electrolito, sólo para equilibrar impurezas .
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 51 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Considerando el contenido de 33 Kg Cu / m3 de electrolito, ello representa la recirculación de: 33 * 0.126 = 4.15 Kg Cu / día a las etapas de extracción de SX, equivalente a: Recirculación = 4.15 * 100 = 4.0 % 311.4 / 3 3. Otras perdidas del electrolito: - Agua de reacción: por la estequiometría de la reacción: Cu+2 + H2O + 2 e- Cu + 1/2 O2 + 2 H+ Se consumen 18 Kg de agua por cada 63.54 Kg de cobre depositado, esto obliga a una reposición de: RAG reacc = 18.0 * 311.4 = 29.4 l agua / día 63.54 3
- Evaporación de agua : Normalmente estas perdidas son del mismo orden que por las de reacción; así estimaremos que se pierden = 29.4 l agua / día . - Arrastres de electrolito en el orgánico a extracción: Considerando que el periodo de 3 días el inventario de electrolito disminuyo en 182 litros, corresponden a arrastres diarios: Arrastres = 182 / 3 - ( 29.4 + 29.4 ) = 1.9 l/día que deben sumarse a las purgas y cuyos contenidos deben también reponerse.
7.
CALCULO DE REPOSICIONES AL ELECTROLITO: Considerando que el electrolito tiene un peso específico de 1.2 ( Kg / l ) y composición indicada, sus contenidos son : Cu+2 = 33.0 (Kg/m3)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 52 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
H2SO4 : Libre = 175= 175.0 (Kg/m3) Asociado a Cu+2 = 33 * 1.54 = 50.8 (Kg/m3) Asociado a impurezas = 5 * 1.5 = 7.5 (Kg/m3) TOTAL DE ÁCIDO = 233.3 (Kg/m3) Agua (difer. ) = 1200 - ( 33+233.3) = 933.7 (Kg/m3) De ello resulta que la reposición total ( 0.128 m3/día) entre purgas (0.126 m3/día) y arrastres ( 0.002 m3/día) consistirá en : RAC = 233.3 (Kg/m3) * ( 0.128 m3/día) = 29.9 Kg ácido / día RAC = 29.9 (kg / día) = 16.7 (l ácido / día) 0.97*1.84 en que 0.97 es la concentración y 1.84 el peso del ácido sulfúrico comercial.
8.
RAG Purga = 119.5 (l agua / día) = 933.7 (Kg/m3) * ( 0.128 m3/día) RAG reacc = 29.4 (l agua / día) RAG evapo = 29.4 (l agua / día) RAG = 178.3 (l agua / día) REPOSICION DE COBALTO Las purgas y arrastres demandan una reposición de cobalto, para mantener su concentración de 100 ppm o (gCo/ m3 ) Reposic. Co = 0.128 ( m3/día ) * 100 (gCo/ m3 ) = 12.8 ( g Co / día ) Dado que normalmente el cobalto se agrega en forma de sal, su porcentaje de contenido determinará la cantidad de sal a agregar.
9.
RESUMEN - Para controlar impurezas, el descarte será de 0.126 m3 de electrolito día. - Las reposiciones por descarte, arrastres, reacción y evaporación serán : RAC = 29.9 (Kg ácido/día) , o 16.7 (l ácido/día) RAG = 119.5 + 29.4 + 29.4 = 178.3 (l agua/ día)
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 53 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
10.
REPOSICIONES DE ORGANICO. En una planta SX, se pierde orgánico por: - Arrastres en refino y electrolito: - Evaporación de solventes :
Reactivo y solvente. Solo solvente.
Sólo se evapora solvente y en cantidad variable en el tiempo. El cálculo de la reposición se basa en el control del inventario y de la densidad del orgánico. Se debe confeccionar un gráfico para ilustrar aproximadamente las densidades del líquido, en función de la concentración del reactivo y solvente usados en la planta, a 20 °C. Para construir el gráfico, se preparan mezclas de reactivo y solvente en varias proporciones; se cargan con PLS y descargan con electrolito, luego se determinan las densidades del orgánico descargado, a una misma temperatura. El gráfico es válido para mezclas de solvente y reactivo específicos y al usar otro reactivo o solvente, debe confeccionarse el gráfico correspondiente a los nuevos componentes. La variación de densidad típica es de aproximadamente 0.001 (g/cc), por grado Celsius. Ejemplo 13. Suponiendo que la densidad del orgánico al 17 % v/v, en el solvente es de 0.839 (g/cc) a 20 °C. Al medir la densidad del orgánico a 15 °C en planta, se obtiene un valor de 0.855 (g/cc), indicando que se evaporó solvente . Si los inventarios son: 1820 litros total inicial y 1650 litros de inventario existente en una medición a 12 días, con la planta operando en las condiciones del ejemplo 5. ¿ Qué reposiciones de solventes y reactivo se deben efectuar hasta lograr la reposición del inventario? ¿Cuál debe ser la reposición diaria de componentes?. 1. Reposición de Solvente Puro Evaporado. Dado que la medición se tomó a 15 °C, la corrección de densidad a 20 °C será: d20 °C = 0.855 - 0.001 * 5 = 0.850 ( g/cc) La cual supondremos que corresponde a una concentración de 18.5 % v/v de reactivo. Cantidad de solvente a agregar como reposición (RS): 1650 * ( 1 - 0.185 ) + Rs = ( 1650 + RS ) * ( 1 - 0.17 ) RS = 1650*(0.83-0.815) / (1-0.83 ) = 145.6 liros de solvente Nuevo Inventario Total = 1650 + 145.6 = 1795.6 litros Tasa de evaporación = 145.6 litros / 12 días = 12.1 l solv. / día _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 54 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
2. Reposición de Orgánico Atrapado. Dado que el inventario total es aún menor que el inventario inicial de 2200 litros, es evidente que se han perdido por arrastres en refino y electrolito, que se debe reponer: RORG, 12 días = 1820 - 1795.6 = 24.4 litros en el período Interpretando arbitrariamente que el arrastre sólo se ha producido en el refino, cuyo caudal es de 16.2 (l/min), ver ejemplo 5 y anteriores, la tasa de arrastre es de: Arrastre = 24.4 l org. * 1000 (l/min) / 16.2 (l/min) * 1440 (min / día) * 12 día = 0.087 (l/m3) = 87 ppm Esta pérdida corresponde a orgánico completo y deben reponerse los componentes en la proporción original de 17 % de reactivo en solvente: RR = 24.4 * 0.17
= 4.15 l reactivo
RR = 24.4 * (1 - 0.17 )
= 20.25 l solvente
3. Tasas de Reposición del Orgánico. RR = 4.15 l / 12 días
=
0.35 l reactivo/ día
RR = 20.3 + 145.6 / 12 días
= 13.82 l solvente/día
11.RENDIMIENTO DE ENERGIA Y CORRIENTE. Sólo se puede calcular si la planta ha estado en operación continua por lo menos durante el tiempo suficiente para realizar una cosecha, operando en todo ese período con la misma cantidad de celdas (N), en el número de cátodos (N C) en cada una. Ejemplo 14. Con los datos siguientes calcular eficiencias de corriente (E) y consumos de energía del sistema: Celdas de operación = 3 Cátodos por celda = 3 Voltaje total = 6.15 V Amperaje Rectificador = 1351.8 A _____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 55 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.
Tiempo depositación = 7 días Peso cátodo inicial (promedio) = 5.61 Kg Peso cátodo final (promedio) = 87.69 Kg Cobre depositado en 7 días por celda = (87.69 - 5.62) x 3 = 246.21 Kg Cu/celda Energía consumida = 6.15 * 1351.8 * 7 * 24 = 465.6 (KWH) 3 * 1000 KWH / Kg Cobre = 465.6 = 1.89 KWH / Kg Cobre 246.21 Cobre teóricamente depositable en 7 días = 0.02844 * 1351.8 * 7 = 269.12 Kg de cobre. E = 246.21 * 100 = 91.5 % 269.12 La energía consumida también se puede obtener de la lectura del KWH-metro en el tablero. Así por ejemplo. Estado medidor al inicio = 59600 KWH Estado medidor a los 7 días = 61062.5 KWH Consumo en 3 celdas en 7 días = 1462.5 KWH Consumo por celda = 1462.5/3 = 487.5 KWH Consumo por Kg de cobre = 487.5 / 246.21 = 1.98 KWH/Kg Cu Este valor es un 4.8 % superior al valor de 1.89 KWH/Kg Cu calculado previamente. Es un valor más real, que equivale al consumo de corriente alterna que se debe pagar y contempla el consumo de energía para vencer resistencias de los conductores y las pérdidas del rectificador y otros.
_____________________________________________________________________________________________ MINERA SIERRA MIRANDA S.C.M. Pág. 56 Programa Auto-Instrucción, conceptos basicos de Ch-Lx-Sx-Ew.