complemento curso de hidrometalurgia
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CURSO DE PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS
Lix sulfuros - SX - EW y Control de procesos
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TABLA DE CONTENIDOS
Pág.
1.1 MINERALES............................................................................................................................ 4
1.2 ROCAS ................................................................................................................................... 4
1.3 MINERALES DE MENA Y DE GANGA .................................................................................... 5
1.4 YACIMIENTOS MINERALES................................................................................................... 5
1.4.1 PROCESOS HIDROTERMALES..................................................................................... 5
1.4.2 ENRIQUECIMIENTO SUPERGÉNICO............................................................................ 6
2.1 DEFINICIONES....................................................................................................................... 9
2.2 MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE MINAS............................................................................. 9
2.2.1 OPERACIONES DE EXPLOTACIÓN DE MINAS........................................................... 10
2.2.2 PLANIFICACIÓN MINERA ............................................................................................ 12
3.1 INTRODUCCIÓN................................................................................................................... 14
3.2 AGLOMERADO..................................................................................................................... 17
3.2.1 AGLOMERACIÓN Y CURADO...................................................................................... 17
3.2.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE CURADO CON ÁCIDO......................................... 18
3.2.3 EQUIPO DE AGLOMERACIÓN..................................................................................... 19
3.2.4 CONTROL OPERACIONAL DEL PROCESO ................................................................ 22
3.3 LIXIVIACION ......................................................................................................................... 23
3.3.1 AGENTE LIXIVIANTE ................................................................................................... 23
3.3.2 LIXIVIACIÓN BACTERIANA.......................................................................................... 25
3.3.3 APLICACIÓN DE LOS PROCESOS BIOTECNOLÓGICOS........................................... 28
3.3.4 LIXIVIACIÓN EN PILAS (HEAP LEACHING)................................................................. 30
3.3.5 EVALUACIÓN DEL PROCESO..................................................................................... 41
3.3.6 CONTROL OPERACIONAL DE LIXIVIACIÓN ............................................................... 42
3.4 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES......................................................................................... 54
3.4.1 INTRODUCCIÓN .......................................................................................................... 54
3.4.2 OBJETIVOS DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ...................................................... 54
3.4.3 CONCEPTOS ESENCIALES......................................................................................... 55
3.4.4 DEFINICIONES............................................................................................................. 56
3.4.5 SOLUCIONES............................................................................................................... 57
3.4.6 REACCIÓN QUÍMICA DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ....................................... 58
3.4.7 CIRCUITO DE EXTRACCIÓN Y RE- EXTRACCIÓN ..................................................... 59
3.4.8 CONTROL OPERACIONAL EN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ........................ 60
3.4.9 PROBLEMAS OPERATIVOS USUALES EN EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ........... 63
3.4.10 IMPORTANCIA DE LA DETERMINACIÓN DE ARRASTRE ORGÁNICO EN ACUOSO.64
3.4.11 ADICIÓN Y COMPENSACIÓN DE REACTIVOS ........................................................... 68
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3.4.12 ASPECTOS FÍSICO QUÍMICOS EN EXTRACCIÓN POR SOLVENTES........................ 68
3.4.13 CONTROL DE VARIABLES .......................................................................................... 74
3.4.14 CURVAS DE DISTRIBUCIÓN O ISOTERMAS .............................................................. 76
3.4.15 PRUEBAS ESTÁNDAR DE REACTIVOS Y DE CONTROL DE PROCESO................... 79
3.4.16 BALANCE DE MASA EN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTE...................................... 80
3.4.17 TALLER DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ............................................................ 82
3.5 ELECTROOBTENCION ( EW ).............................................................................................. 83
3.5.1 INTRODUCCIÓN .......................................................................................................... 83
3.5.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN ....................................... 83
3.5.3 ELECTROQUÍMICA DEL COBRE ................................................................................. 86
3.5.4 CALIDAD DE LA PLANCHA DE COBRE....................................................................... 88
3.5.5 CONDICIONES ÓPTIMAS DE LA ELECTROOBTENCIÓN ........................................... 90
3.5.6 PRINCIPALES PROBLEMAS EN LA ELECTROOBTENCIÓN....................................... 92
3.5.7 EQUIPOS ASOCIADOS AL PROCESO DE E-W........................................................... 96
3.6 PATIO DE ESTANQUES (TANK FARM).............................................................................. 104
3.6.1 INTRODUCCIÓN ........................................................................................................ 104
3.6.2 MANIPULACIÓN DE ELECTRÓLITOS........................................................................ 104
3.6.3 COLUMNAS DE FLOTACIÓN DE ELECTRÓLITO ...................................................... 105
3.6.4 BOMBAS Y ESTANQUES DE ALIMENTACIÓN DE FILTRO DE ELECTRÓLITO ........ 107
3.6.5 INTERCAMBIADORES DE CALOR ELECTRÓLITO/ELECTRÓLITO .......................... 108
3.6.6 FILTRACIÓN DE ELECTRÓLITO................................................................................ 110
3.6.7 ESTANQUES Y BOMBAS DE RECIRCULACIÓN DE ELECTRÓLITO ........................ 111
3.6.8 INTERCAMBIADORES DE CALOR DE ELECTRÓLITO/AGUA CALIENTE................. 112
3.6.9 ESTANQUES DE ELECTRÓLITO DÉBIL .................................................................... 112
3.6.10 FASE ORGÁNICA CARGADA..................................................................................... 112
3.6.11 TRATAMIENTO DE BORRAS ..................................................................................... 113
3.6.12 ESTANQUES DE RETENCIÓN................................................................................... 114
3.6.13 ESTANQUES DE MANIPULACIÓN DE BORRAS ....................................................... 114
3.6.14 TRATAMIENTO DE ARCILLA ORGÁNICA.................................................................. 115
3.6.15 FILTRO DE FASE ORGÁNICA.................................................................................... 116
3.6.16 REACTIVOS ............................................................................................................... 118
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1 MINERALES Y YACIMIENTOS DE COBRE
1.1 MINERALES
Los minerales son compuestos químicos inorgánicos que se han formado por los procesos naturales. Tienen propiedades físicas y químicas definidas de tal forma que sus características son similares, aún cuando ellos se hayan formado en lugares muy distantes en el globo terrestre.
Los minerales se pueden clasificar por las familias químicas a las que pertenecen, en esta idea, se encuentran los: elementos nativos, sulfuros, haluros, óxidos e hidróxidos, sulfatos, wolframatos, carbonatos, fosfatos, silicatos y otros.
Asimismo, poseen determinadas propiedades físicas que permiten diferenciarlos: fusibilidad, dureza, tenacidad, fractura, exfoliación, brillo, color y raya, reflexión y refracción, conductividad eléctrica, magnetismo y radioactividad, entre otras.
Otro aspecto de importancia está en relación con la estructura cristalina que tienen asociada, existen 32 clases cristalinas las que se ordenan en los sistemas: isométrico, hexagonal, tetragonal, ortorrómbico, monoclínico y triclínico.
1.2
1.3
1.4
1.5 ROCAS
Las rocas son asociaciones de minerales. Se les suele clasificar de acuerdo a su origen como rocas ígneas, metamórficas y sedimentarias.
Las rocas ígneas se han producido directamente desde el magma, que es una masa fundida, rica en silicatos, formada en la profundidad de la tierra por fusión de las masas sólidas preexistentes. El origen de las cámaras magmáticas está en relación directa con los fenómenos que tienen lugar en la corteza terrestre. En particular la Teoría de Placas da un marco teórico interesante para explicar este fenómeno, en síntesis, al penetrar una placa de la corteza bajo otra, se libera localmente una gran cantidad de energía que permitiría fundir sectores de la corteza y del manto generando dichas cámaras.
Las rocas ígneas pueden ser intrusivas ó volcánicas. Las rocas intrusivas o plutónicas, se han formado desde un magma sepultado a considerable profundidad, bajo estas condiciones los minerales han tenido tiempo para crecer y la roca se caracteriza por mostrar cristales de gran tamaño, como por ejemplo el granito. Por otra parte, las rocas volcánicas o efusivas, se han formado a partir de magma depositado como lava por fenómenos de vulcanismo, bajo esas condiciones los cristales no han
OBSIDIANA
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ROCA METAMORFICA
tenido tiempo para crecer y estas rocas se caracterizan por una estructura de granos finos, como por ejemplo la obsidiana.
Las rocas sedimentarias son de origen secundario y se han formado por la alteración provocada por los agentes atmosféricos sobre rocas preexistentes. Las rocas sedimentarias pueden tener un origen mecánico o químico. En el primer caso se tiene como ejemplos las areniscas, formadas por consolidación de capas de arenas. En el segundo caso está la piedra caliza, formada a partir de restos de organismos marinos.
Las rocas metamórficas son las que han sufrido un cambio físico o químico después de su formación original. Estos cambios son provocados por los cambios en la temperatura y presión derivados de fenómenos en la corteza terrestre, pero también son ayudados por el agua y por otros agentes químicos.
1.6 MINERALES DE MENA Y DE GANGA
Respecto del beneficio de minerales resulta conveniente distinguir entre minerales de mena y de ganga. La mena son los minerales que contienen la especie útil a recuperar, por ejemplo: la atacamita (CuCl2 3Cu(OH)2) es una mena de cobre. Por otra parte, los minerales de ganga no contienen la especie a recuperar, por ejemplo, en el beneficio de cobre el cuarzo (SiO2) es una especie de ganga.
Los minerales de ganga normalmente se encuentran asociado a la roca, pero también pueden haberse generado durante el mismo proceso de génesis del depósito. Es el caso, por ejemplo, de la pirita (FeS) constituyente normal en los depósitos de cobre porfídicos.
1.7 YACIMIENTOS MINERALES
Bajo algunas condiciones geológicas los minerales útiles pueden acumularse en un determinado sector, en ese caso se está en presencia de un depósito mineral. Si la concentración y características de este depósito es tal que se puede beneficiar económicamente, se está en presencia de un yacimiento.
Existen diferentes mecanismos geológicos que explican la formación de depósitos minerales y casi todos ellos tienen estrecha relación con el magma o con fenómenos magmáticos, como cristalización fraccionada, desprendimiento de líquidos, gases y soluciones desde cuerpos magmáticos, relleno de cavidades, etc. También existen fenómenos que ocurren con posterioridad al proceso magmático, entre ellos los procesos de enriquecimiento supergénica, concentración mecánica, procesos evaporíticos. Por su importancia para la minería del cobre se comentarán exclusivamente los procesos hidrotermales y de enriquecimiento secundario.
1.7.1 PROCESOS HIDROTERMALES
Los procesos hidrotermales están asociados a soluciones acuosas cargadas de iones que se desprenden desde el magma. Estas soluciones, a muy alta temperatura y presión, al ascender a capas superiores de la corteza se enfrían, produciendo con ello la precipitación de los iones
ROCA SEDIMENTARIA
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disueltos en la forma de compuestos químicos, en particular para el caso que interesa se formaron los sulfuros primarios: pirita (FeS2) y calcopirita (CuFeS2).
El transporte y la precipitación de estos minerales tuvieron lugar en algunos sitios que presentaban condiciones geológicas apropiadas, relacionada con la estructura de fallas de la corteza y la permeabilidad de las rocas existentes. Las fallas facilitaron el transporte de las soluciones y es corriente encontrar varios yacimientos asociados a una misma falla, por ejemplo la falla Oeste en la II Región.
Las soluciones fueron rellenando cavidades en la roca y precipitando los minerales. Cuando ellas se encontraron con rocas permeables, tipo pórfidos, impregnaron un gran volumen de roca, dando origen a los yacimientos porfídicos. Debe indicarse que un pórfido es una roca que se caracteriza por tener cristales grandes, fenocristales, en una matriz de cristales más finos.
1.7.2 ENRIQUECIMIENTO SUPERGÉNICO
Una vez que se formó el depósito de cobre, con la precipitación de la pirita y la Calcopirita, empezaron a actuar los agentes meteorológicos externos. El agua de lluvia cayó sobre el depósito escurriendo a través de la corteza. En este paso y medido en tiempo geológico, el agua fue reaccionando con los minerales existentes produciendo transformaciones químicas. La pirita reaccionó con el agua y el oxígeno, de acuerdo a las reacciones Ec.(1.1) y Ec.(1.2) generando soluciones ácidas de sulfato férrico.
4SO
2H+
4FeSO=O
2H+
2O
2
7+
2FeS Ec. (1.1)
O2
H+3)
4(SO
2Fe=
2O
2
1+
4SO
2H+
4FeSO 2 Ec. (1.2)
Estas soluciones ácidas reaccionaron con la calcopirita generando soluciones cúpricas:
O2
H+4
FeSO 5+4
CuSO=3)
4(SO
2Fe 2+
2CuFeS Ec. (1.3)
A medida que las soluciones acuosas descendían interactuaban con la roca existente precipitando y dando origen a nuevos minerales. Cuando se produjeron cambios en el pH precipitaron los sulfatos: antlerita (CuSO4 2Cu(OH)2), brochantita (CuSO4 3Cu(OH)2), chalcantita (CuSO4 5H20). En presencia de cloruro precipitó la atacamita (CuCl2 3Cu(OH)2) y en presencia de carbonatos, disuelto desde la atmósfera o existente en la roca, precipitó malaquita (CuCO3 Cu(OH)2) y azurita (2CuCO3 Cu(OH)2). En contacto con la sílice de las rocas precipitó una familia de silicatos que se denominan bajo el nombre genérico de crisocola (CuSiO3 2H2O).
Este fenómeno de disolución de los sulfuros primarios y precipitación de minerales no sulfurados, tuvo lugar hasta el nivel de las aguas freáticas. Bajo dicho nivel no hay oxígeno disuelto por lo cual no puede tener lugar la disolución de los sulfuros. Sin embargo, las soluciones que escurrían reaccionaron dando origen a los sulfuros secundarios: calcocita (Cu2S), y covelita (CuS), de acuerdo a las reacciones que a modo de ejemplo se indican:
4SO
2H 4+
4FeSO 4+CuS 7=O
2H 4+
4CuSO 7+
2FeS 4 Ec. (1.4)
4SO
2H 8+
4FeSO 5+S
2Cu 8=O
2H 8+
4CuSO 11+
2CuFeS 5 Ec. (1.5)
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El proceso anteriormente descrito, enriquecimiento secundario o supergénico, al permitir una reprecipitación de los minerales originó que ellos se acumularan preferentemente en algunos puntos del depósito, dando origen a yacimientos. En la Figura 1.1 se esquematiza el proceso; al formarse el depósito sólo se encuentran sulfuros primarios, pero en tiempo geológico y una vez que ha ocurrido el enriquecimiento, se identifica una cubierta superior de óxidos de hierro, una zona de minerales no sulfurados u óxidos, una región de sulfuros enriquecidos, una región mixta, en la que coexisten sulfuros enriquecidos y óxidos, y una región no alterada donde se mantienen aún los sulfuros primarios.
El proceso anterior, junto con modificar a los minerales de mena, actuó sobre los minerales de la roca, produciendo una serie de alteraciones en los feldespatos los que se descomponen en dirección de la arcilla.
El modelo anterior, aún cuando simplificado, permite explicar la ocurrencia de determinadas asociaciones mineralógicas, además dan cuenta de algunos hechos de interés en la explotación minera. En particular, a medida que se profundiza en la explotación de un yacimiento disminuye su ley, además, las rocas están menos alteradas y el material es más duro para moler.
ELEMENTOS Y MINERALES
El cobre está presente en la MENA en forma de minerales. Los minerales son grupos de moléculas enlazadas químicamente que contienen átomos de elementos específicos.
En el caso de los minerales ricos en cobre sulfurado de Minera Escondida, los elementos químicos combinados son normalmente el cobre, hierro y/o azufre.
SOMBRERO DE HIERRO
ZONA DE OXIDOS
ZONA DE MIXTOS
ZONA DE SULFUROS ENRIQUECIDOS
ZONA DE SULFUROS PRIMARIOS
FORMACIÓN INICIAL
ESTADO DE ENRIQUECIMIENTO
ZONA DE SULFUROS PRIMARIOS
TIEMPO GEOLOGICO
Figura 1.1 : Enriquecimiento secundario o supergénico
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El oro también puede estar contenido dentro de los minerales ricos en cobre, pero en este caso, el oro no está enlazado químicamente con los demás elementos químicos de los minerales de cobre, este es captado como parte del mineral durante su formación.
(Los geólogos se refieren a esto como atrapamiento intersticial.) Un ejemplo de este tipo de procesos es la formación de un cubo de hielo, moléculas de agua pura (H2O) están compuestas por átomos de hidrógeno (H) y oxígeno (O), los cuales están químicamente unidos. Cuando la temperatura del agua está por debajo de 0°C, el agua se congela en forma sólida. Si, durante el proceso de congelamiento, una partícula de arena entra en el agua, también será congelada dentro del cubo sólido de hielo. La partícula de arena no está enlazada químicamente con el agua, pero está atrapada en el hielo.
Los minerales ricos en cobre sulfurado más comunes de Minera Escondida son los
siguientes:
• Calcopirita (CuFeS2).
• Bornita (Cu5FeS4).
• Calcocina (Cu2S).
La fórmula química indica el número de átomos contenidos en cada molécula de mineral.
Por ejemplo, cada molécula de calcopirita tiene un átomo de cobre (Cu), un átomo de hierro (Fe) y dos átomos de azufre (S). Cada partícula de un mineral contiene millones de moléculas. Los minerales que contienen azufre se denominan minerales sulfurados.
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2 EXPLOTACIÓN DE MINAS
2.1 DEFINICIONES
La explotación de un yacimiento con el propósito de extraer el material que contiene a la mena da origen a una mina. El yacimiento tiene una forma irregular, asimismo muestra diferentes tipos de mineralizaciones y contenidos de mena, de allí entonces que para que proceda su beneficio, en términos económicos, sea necesario desarrollar una serie de técnicas que se agrupan bajo el nombre de explotación de minas.
Es conveniente realizar una distinción: al material rocoso que contiene distribuida la mena se le denomina simplemente como mineral, en cambio al material rocoso que no contiene especies de valor se le denomina como lastre o estéril. Desde una mina se evacuan estos dos tipos de materiales, el mineral, que alimenta las plantas de beneficio y el estéril que se dispone en botaderos de desmontes. La razón estéril/mineral es un valor de importancia que suele determinar cambios en el tipo de métodos de explotación. Valores normales para este índice, en las empresas mineras de la Región, se encuentran entre 3 y 4.
Otro concepto de importancia es el de ley de corte. Este es el valor mínimo de ley que permite procesar el mineral sin que hayan pérdidas económicas. Por debajo de dicha ley el costo de procesamiento del mineral es mayor que el beneficio esperado con la recuperación del material útil. El material que está bajo la ley de corte se extrae de la mina y se deposita en botaderos especiales a fin de procesarlo en el futuro, siempre y cuando existan innovaciones tecnológicas o ajustes de precio en el mercado que permitan dicha tarea. En el caso de minerales de cobre se tienen valores de ley de corte entre 0,2 y 0,4 % en Cu, dependiendo esto del tipo de yacimiento, de la tecnología de procesamiento y del estado de explotación o antigüedad de la mina.
Las reservas de mineral se clasifican en tres tipos: Reservas probadas o medidas, que se han medido por sus cuatro costados, estas mediciones se han realizado mediante sondajes, labores de reconocimiento o por información recogida de la misma explotación de la mina. Reservas probables o indicadas, la medición del cuerpo se ha realizado por dos o tres costados solamente existe una alta probabilidad que se encuentre mineral, pero dada la irregularidad de los cuerpos geológicos existe una cuota razonable de riesgo. Reservas posibles o inferidas, en este caso la masa se ha medido por uno sólo de sus costados y el margen de error es mucho mayor. Debe indicarse que la planificación de la mina se hace en base a las reservas probadas, de allí que ha medida que se explota el cuerpo y se recoge mayor información estas reservas pueden aumentar y con ello la vida de la mina.
2.2 MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE MINAS
En términos generales los métodos de explotación se clasifican en métodos subterráneos y métodos a cielo abierto. Los métodos subterráneos (Figura 2.1) agrupan a una serie de técnicas entre las que se encuentran: “Caserones y Pilares”, “Hundimiento de Bloques”, “Subniveles”, “Corte y Relleno” y otros. En general estos métodos son de mayor exigencia que los de cielo abierto y las operaciones mineras involucradas son de mayor costo, pero resultan apropiados cuando la relación estéril/mineral hace prohibitivo utilizar el método de cielo abierto.
En el método de cielo abierto (Figura 2.2) la mina se explota en forma de bancos de dimensiones variables, estos bancos se encuentran conectados a través de rampa que permiten el desplazamiento de camiones. Las minas a cielo abierto semejan a un gran anfiteatro.
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En la Figura 2.3 se muestra un corte de una mina a rajo abierto, en ella se pueden identificar tres ángulos de taludes. El ángulo de pitt final, α que corresponde al que tendrá la mina en su estado de abandono cuando se haya extraído la mayor parte del mineral útil. El ángulo de banco β y el ángulo de trabajo γ. Estos ángulos están en directa relación con las propiedades geomecánicas del macizo rocoso y se definen de forma tal que se minimicen los riesgos de derrumbes en la mina.
2.2.1 OPERACIONES DE EXPLOTACIÓN DE MINAS
Las operaciones básicas en la explotación de una mina son Perforación y Tronadura, Carguío y Transporte.
En la perforación se utilizan máquinas perforadoras de percusión con barrenos de diferentes diámetros (Figura 2.4). El diámetro del barreno es una variable que depende, entre otras, de las características físicas del macizo rocoso, del grado de fragmentación requerido. De la altura del banco y de la configuración de las cargas y, en general, de todas las variables que pueden incidir en la economía del proceso. Las perforaciones pueden ser verticales o inclinadas.
Figura 2.1 Método de Explotación
Subterráneo
Figura 2.2 Método de Explotación a cielo abierto
Figura 2.3 Corte de un Sistema de Bancos
Mineral in situ
β
α
γ
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En la Figura 2.5 se esquematiza un banco preparado para una tronadura con algunas dimensiones características. H es la altura del banco y L es el largo del barreno, obsérvese que L es mayor que H en una distancia p, esta corresponde a una sobreperforación, que en Chile se denomina pasadura, que tiene como propósito mantener el nivel del pie del banco. Cada perforación está separada una distancia mínima de la cara libre, esta distancia se denomina como Burden y se representa en la figura por la letra B. El espaciamiento entre filas de tiros se indica como S. Además, en la figura se indica achurada la longitud de la carga, l, que corresponde a la región de la perforación que se ha rellenado con explosivos y el espacio denominado Taco t, que se ha rellenado con material inerte. AV y LV son respectivamente el ancho y el largo de la voladura.
Para extraer el material se utilizan explosivos, en la minería de la Región se utiliza frecuentemente el ANFO, que es una mezcla de nitrato de amonio con un 3 a 8 % de petróleo. Este material se carga en las perforaciones y se utiliza un iniciador para generar la reacción de explosión. Como producto de la reacción se genera una gran cantidad de gases (N2, NO, H20 y CO2) de acuerdo a las reacciones probables siguientes:
(94,5 %) (5,5%)
2N 3
2COO
2H 7
2CH
3NO4
NH 3 ++++++++====++++ Ec. (2.1)
(92 %) (8,0 %)
2N 2COO
2H 5
2CH
3NO4
NH 2 ++++++++====++++ Ec. (2.2)
(96,6 %) (3,4 %)
NO 22
N 42
COO2
H 112
CH3
NO4
NH 5 ++++++++++++====++++ Ec. (2.3)
Puede advertirse que estas reacciones generan un gran volumen de gases además son fuertemente exotérmicas generando calor que se transfiere a estos gases. El aumento de la temperatura, causada por las reacciones anteriores, origina un gran aumento de la presión en el interior de la perforación, el gas se expande produciendo una onda de choque que causa la ruptura de la roca.
Durante la tronadura se utilizan sistemas eléctricos con retardo de tiempo, de tal forma que siempre se encuentra una cara libre, en esa idea, en la figura anterior debiera de producirse
Figura 2.5. Esquema de Tronadura en un Banco
Figura 2.4 Equipo de perforación
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primero la explosión en los tiros ubicados más cerca de la cresta del banco, estos romperan y proyectarán el mineral generando una nueva cara libre para cuando haga explosión la corrida inmediatamente siguiente. En todo caso, los retardos son del orden de milésimas de segundo, pero son advertibles cuando el largo de la voladura es elevado.
La disposición de las perforaciones y la cantidad y tipo de explosivos permiten proyectar el mineral hacia algún lugar determinado, como asimismo controlar el tamaño máximo de partícula que se produce, de tal forma que ella no tenga problemas para su carguío, transporte y posterior chancado.
El material que ha sido tronado se encuentra esponjado al pie del banco y se carga sobre camiones, mediante palas de cable o hidráulicas (Figura 2.6), para ser evacuado de la mina. El material estéril se lleva a botaderos y el material útil al chancado primario. Debido a la gran cantidad de material que se genera, el problema de transporte en el interior de una mina suele ser complejo y necesario de optimizar en la operación. Básicamente en la operación se busca mantener con el máximo de rendimiento a lo equipos, palas y camiones, y para ello se dispone de sistemas de detección y de asignación de tareas de tal forma que no hayan palas desocupadas ni camiones en filas de espera.
2.2.2 PLANIFICACIÓN MINERA
Como se indicó, los yacimientos son cuerpos geológicos irregulares y para asegurar su beneficio económico se requiere de sistemas de planificación que permitan asegurar el máximo de vida útil de la mina.
Las unidades de explotación asumen compromisos de tonelajes de producción y de ley media del mineral, y para ello la explotación debe ir compatibilizando los diferentes niveles de ley del cuerpo mineralizado como asimismo las dificultades de acceso a dicho cuerpo y el mejor uso de tecnología disponible. Esta tarea la desarrollan los depertamentos de Planificación Mina, quienes programan la operación en el tiempo, incluso para varios años, de la operación de la mina.
Un aspecto importante desde el punto de vista de procesos metalúrgicos es que el ritmo de explotación de la mina hace que el material que se alimenta a la planta tenga una homogeneidad relativa respecto de la ley, pero puede diferir bruscamente en otras propiedades importantes para su beneficio, como ser dureza, tipo de ganga, y asociación mineralógica,
Figura 2.6 Carguío de camiones en el frente de explotación
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tamaño de partícula, etc. Asimismo, existiran, desde el punto de vista del proceso, materiales que presentaran diferentes grados de dificultad de tratamiento. Debe de existir, por tanto, un buen nivel de comunicación entre mina y planta y una adecuada caracterización de los materiales respecto de su respuesta metalúrgica.
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3 PROCESAMIENTO DE MINERALES DE COBRE
3.1 INTRODUCCIÓN
La mena tal como se extrae de la mina o en forma de “mineral en bruto” consiste en una mezcla de minerales metálicos valiosos y de desecho (ganga), que normalmente requieren de una cierta preparación para obtener la especie útil o comercial.
El procesamiento de minerales, algunas veces llamado tratamiento de menas, preparación de minerales o proceso, se dedica a la extracción del mineral y prepara la mena para la extracción del metal valioso, como en el caso de las menas metálicas, para así producir una porción enriquecida, o concentrado, que contiene la mayor parte de los minerales valiosos y una descarga o cola, compuesta principalmente por los minerales de la ganga. Esta concentración o proceso de enriquecimiento, reduce considerablemente el volumen de material que debe manejar la metalurgia extractiva, reduciendo así a niveles económicos las cantidades de energía y reactivos que se necesitan para producir el metal puro. En el caso de los minerales no metálicos, como el caso del carbón piedra o mineral, el procesamiento puede generar un producto final comercial.
Se ha pronosticado que la importancia del procesamiento de minerales de las menas metálicas, puede declinar a medida que se sustituyan los procesos físicos, que se utilizan en la actualidad, por las vías hidro y pirometalúrgica que emplea la metalurgia extractiva, porque se obtienen recuperaciones más altas con algunos métodos químicos. Esto se aplica ciertamente, cuando el mineral útil está finamente diseminado en la mena y no es posible la separación adecuada desde la ganga, en cuyo caso una combinación de técnicas químicas y de procesamiento de minerales puede ser ventajosa. Sin embargo, en la mayoría de los casos, la energía consumida en la fundición o lixiviación directa de menas de baja ley sería tan enorme que haría prohibitivo los costos de obtención de la especie útil. Comparados con esos procesos, los métodos de procesamiento de minerales no son caros y su uso realmente se justifica por sus bases económicas. El procesamiento de minerales reduce la masa y peso del material que se transporta a la fundición, reduciendo así los costos de embarque y manejo; los costos de fundición disminuyen en gran medida debido al reducido tonelaje que se trata; como no hay material indeseable de desecho aumenta la recuperación en la fundición, debido a que se produce menos escoria portadora del metal. Por supuesto, que contra estas ventajas, se deben cargar las pérdidas que ocurren durante la molienda y el costo de las operaciones de molienda.
Ver Proceso metalúrgico del cobre y Diagrama de Planta de Óxido MEL, Figuras 3.1 y 3.2 respectivamente.
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Figura 3.1: Proceso metalúrgico del cobre
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Chancado Primario
3400 tph
Stockpile
Chanc.Terciarios 1392 tph 13 mm
Harneros Terciarios
3762 tph #19mm
Siilloo
MMiinneerraall
FFiinnoo
Tambores Aglomeradores
Acido
Agua
Pila de
Piscina ILS Piscina Piscina
Extracción por Solventes
Solución Refino
Solución PLS
Solución
Solución E.Rico
Solución E.Pobre
Cátodos de Cobre 411 tpd
Electroobtención
Diagrama General Planta Oxido - Minera Escondida Ltda.
Harneros Secund. #45 mm #19mm Chanc.
Secund.
2370 tph 32mm
1030 tph 2370 tph
1392 tph
3400 tph
P 19mm
3400 tph
3400 tph
Figura 3.2: Diagrama Planta Óxido MEL
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3.2 AGLOMERADO
Para evitar en gran parte los problemas de finos y de segregación de las partículas de mineral, se usa la técnica de Aglomeración, técnica con la cual se estabilizan los finos. Durante el proceso de aglomeración las partículas finas del mineral se juntan y adhieren alrededor de los fragmentos más gruesos formando pellets (Bolitas) con una porosidad apropiada que permite la difusión de la solución de lixiviación hacia el interior y hacia afuera de las partículas del mineral; facilitando, al mismo tiempo, un buen escurrimiento a través de la pila y evitando la migración de partículas finas hacia las restantes etapas del proceso.
3.2.1 AGLOMERACIÓN Y CURADO
Las etapas de aglomeración y curado, en la operación, se confunden en una sola, pero para los efectos de facilitar la descripción de cada uno se analizaran por separado.
3.2.1.1 Aglomeración
Podemos definir la aglomeración, como el un proceso de aumento de volumen, en el que está involucrado la unión de partículas pequeñas con partículas de tamaño mayor.
3.2.1.2 Curado o tiempo de envejecimiento
Es el proceso por el cual el mineral aglomerado, en el cual se ha obtenido la humedad necesaria adicionando agua o líquidos de reciclo, es dejado reposar durante un tiempo (el cual es llamado tiempo de reposo) para que se produzcan las diferentes reacciones químicas de oxidación, hidrolización, sulfatación, reacciones exotérmicas y otras que contribuyen y facilitan la lixiviación posterior de los valores metálicos que se desea extraer.
Con el proceso de aglomerado se logra lo siguiente:
• Las Partículas finas se ligan a las gruesas, formando pellets de un tamaño uniforme, de menor densidad y mayor permeabilidad.
• Reducir la probabilidad de segregación de las partículas finas durante el carguío y regadío de la pila.
• Mejorar la permeabilidad de la pila debido a la uniformidad del tamaño de las partículas.
• Mejorar la oxigenación de la pila.
• Fracturar la roca matriz, lo que permite crear vías de ataque y penetración.
• Mejorar la velocidad de extracción, reduciendo el ciclo o tiempo de lixiviación, lo que influye favorablemente, en la economía de las operaciones de la planta.
Cuando la aglomeración del mineral se efectúa en conjunto con la solución lixiviante, junto con obtener una mejor velocidad de percolación, se obtiene un íntimo contacto entre la solución lixiviante concentrada y el mineral; lo que generalmente permite una mayor velocidad de lixiviación y recuperación. A este procedimiento se le llama curado de mineral.
Se pueden resumir las siguientes ventajas al agregar solución lixiviante al mineral antes de apilarlo:
• Se logra una solución muy homogénea de la solución lixiviante sobre toda la carga del mineral.
• Se obtiene un íntimo contacto entre la solución lixiviante concentrada y el mineral, permitiendo que la etapa de lixiviación termine en el menor tiempo posible.
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En la lixiviación con ácido sulfúrico se produce una aceleración de la cinética de sulfatación debido al calor generado al producirse la mezcla ácido sulfúrico agua, que se traduce como una reacción exotérmica.
Algunas reacciones clásicas:
Tenorita: Cu O + H2SO4 ⇒⇒⇒⇒ Cu SO4 + H2O
Crisocola: Cu SiO3 * 2 H2O + H2SO4 ⇒⇒⇒⇒ Cu SO4 + SiO2 + 3 H2O
La aglomeración surge así, corno una alternativa viable para preparar un producto homogéneo, previo a la carga de las pilas, asegurando una buena distribución de la solución de lixiviación en todo el lecho de mineral y una permeabilidad adecuada para aceptar los flujos de riego requeridos por el proceso.
3.2.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE CURADO CON ÁCIDO
El mineral grueso producto del chancado secundario y de la clasificación, es transportado al área de lixiviación en pilas para la obtención de PLS.
El proceso de lixiviación en pilas básicamente se ha dividido en 3 etapas:
• Curado con ácido, llevado a cabo en el tambor de curado.
• Transporte /apilamiento de mineral.
• Lixiviación en pilas.
El mineral grueso cuya fracción es mayor a 0,4 mm (1/64’’) y menor a 38 mm (1 ½’’) es acondicionada para la lixiviación en pilas en el tambor de curado
La función del tambor de curado es:
• Transformar el mineral triturado en un mineral de mayor solubilidad en medio ácido.
• Disminuir el contenido de impurezas en un medio de alta acidez.
• Formar aglomerados para aumentar la permeabilidad del mineral que se apila en las pilas de lixiviación (los finos que se forman por efecto del chancado secundario se adhieren a las partículas mas grandes y formen aglomerados).
Al tambor de curado ingresa:
• Mineral con un tonelaje de mineral seco vía la faja transportadora
• Refino
• Ácido sulfúrico
• Agua de proceso en forma alternativa.
La correa transportadora descarga el mineral en el chute de carga que alimenta el tambor de curado.
Cuando se realiza el curado el tambor gira a una velocidad de 25% de la velocidad critica (según criterios de diseño), la acción giratoria inclinada del tambor eleva las partículas de mineral dentro del tambor y permiten que caigan y rueden unas sobre otras formando los aglomerados, el tiempo de residencia del mineral en el tambor es 60 s.
La correa transportadora cuenta con un pesómetro para controlar el peso del mineral que ingresa al tambor y así dosificar la cantidad de ácido de acuerdo al peso del mineral.
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El mineral una vez curado, sale del tambor y a través de su chute de descarga, es descargado hacia la correa transportadora que transporta el aglomerado hasta el apilador.
3.2.3 EQUIPO DE AGLOMERACIÓN
3.2.3.1 En Tambor Rotatorio
Este método se aplica cuando el material contiene gran proporción de finos (más de 15% de tamaños inferiores a 150 µm), pero al mismo tiempo debe contener también gruesos (aproximadamente un 50% de tamaños superiores a 150 µm y con distribución lo más homogénea posible hasta el tamaño máximo de la operación). Así será posible una aglomeración de finos con los gruesos. El diseño del equipo es el clásico de cualquier cilindro rotatorio y obviamente su finalidad principal, por su volumen, es aumentar el tiempo de contacto entre finos y gruesos para que se produzca la aglomeración. En los casos anteriores de aglomeración en stocks o cintas el tiempo de contacto es mínimo (segundos).
Por otro lado, al ser normalmente los tambores rotatorios de velocidad variable, pueden adaptarse a los cambios de la cabeza en proporción o pegajosidad de finos y dosificación de aglomerantes y solución.
En el caso de minerales muy arcillosos, puede presentarse un problema de adherencia y apelmazamiento en las paredes, ya que se trabaja con humedades críticas.
Figura 3.2.1: Tambor de aglomerado
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La Figura 3.2.2 ilustra un tambor de curado y sus componentes.
Figura 3.2.2: Componentes del Tambor de aglomerado
3.2.3.2 Tambor rotatorio o aglomerador
Un tambor aglomerador consiste en una estructura cilíndrica ubicada en forma horizontal, con una leve inclinación orientada hacia la descarga y apoyada en una estructura soportante, que le permite rotar a una velocidad constante.
El diseño y operatividad del tambor aglomerador, se fundamentan en procurar el tiempo de retención necesario, para lograr la mejor distribución posible de aglomerantes sobre el mineral. Es decir, mezclar homogéneamente mineral y reactivos mediante rotación continua y así lograr la calidad de aglomeración requerida en el proceso posterior de lixiviación en pilas.
Componentes del tambor Aglomerador:
• Cilindro tambor: Comprende la carcasa de placas de acero en sí, los refuerzos bajo las ruedas y transmisiones, las correas u otros refuerzos bajo las partes en rotación.
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• Conjuntos de rodillos de empuje: Consisten en dos rodillos con sus cojinetes y ejes apoyados sobre sus bases secundarias ajustables montadas en una de las bases del muñón de forma que en cada lado de la rueda quede un rodillo y que cada empuje final del tambor quede contrarrestado por los rodillos de empuje para evitar que el tambor se desplace lateralmente.
• Transmisión de correa o rueda dentada: La transmisión o rueda dentada es la transmisión que hace girar el tambor, se monta en el exterior de la circunferencia del cilindro.
• Conjunto de propulsión o conjunto de piñón: Consiste en la transmisión de piñón o rueda dentada, montada (directamente) a través de un eje elevador, cojinetes y un acoplamiento al reductor de la transmisión. Comprende igualmente el motor, cualquier acoplamiento adecuado o transmisión) y una base para la propulsión con mecanismo de recepción.
• Liners & lifters: Se encuentra ubicados dentro del tambor, los liners sirven para evitar el desgaste interno del cilindro, mientras los lifters se usan para sujetar a los liners y arrastrar y elevar el mineral dentro del cilindro para realizar un buen mezclado.
3.2.3.3 Control de las variables de operación
• Flujo de mineral seco: Corresponde al mineral que ingresa al tambor aglomerador a través de la correa de alimentación y su rango de operación normal.
• Flujo de ácido concentrado: La adición de ácido corresponde al volumen de ácido sulfúrico, irrigado sobre el mineral alimentado al tambor aglomerador. Adicionar ácido en exceso durante la aglomeración, puede provocar inconvenientes tales como consumo excesivo por parte de la ganga.
En cambio, si la adición es menor a la requerida, se perjudica la cinética de lixiviación y la recuperación de cobre.
• Flujo de agua de proceso: Corresponde al volumen de irrigación de agua sobre el mineral que ingresa al equipo. El agua debe ser rociada al mineral antes que el ácido sulfúrico, porque cuando se adiciona ácido al agua se produce una reacción violenta con liberación de temperatura y emanación de gases tóxicos, siendo esta una operación altamente riesgosa.
• Tiempo de retención: Es aquel establecido en pruebas metalúrgicas preliminares, como el necesario para lograr la mejor homogeneización de los componentes introducidos al tambor aglomerador, este tiempo de retención puede ajustarse variando las R.P.M. y/o la inclinación del tambor.
• Velocidad de rotación: Además de su influencia en el tiempo de retención, la velocidad de rotación del tambor aglomerador, tiene relación con la calidad de distribución de los elementos agregados.
Un aumento en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir un desplazamiento de la cama de mineral en el tambor, reduciendo o dejando fuera del alcance el contacto directo de los agentes aglomerantes (agua, ácido, soluciones ácidas) con el material sólido.
En cambio, una reducción en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir una sobrecarga del motor del tambor, por aumento de la
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carga de mineral. Esta sobrecarga del motor se puede verificar controlando el incremento de amperaje del motor.
• Ángulo de inclinación. Aunque el Operador no tiene mucha injerencia en el control del ángulo del tambor haremos un análisis si se modificara este parámetro.
Si aumentamos el ángulo del tambor significa que disminuimos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc.
Si disminuimos el ángulo del tambor significa que aumentamos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc.
• Control del Amperaje del Motor del tambor: Un aumento del amperaje del motor podría indicar un exceso de carga dentro del tambor.
Una disminución del amperaje podría indicar una disminución de la carga de mineral dentro del tambor.
3.2.4 CONTROL OPERACIONAL DEL PROCESO
En esta sección se muestran las variables operacionales que el operador debe tomar en cuenta para lograr un control estricto de las variables y aumentar así la capacidad de producción de la planta. Ver tabla 3.2.1 Variables operacionales del aglomerado.
Tabla 3.2.1: Variables Operacionales del Aglomerado
Variables Unidades
Flujo de alimentación de mineral. m3/h
Densidad del aglomerado. t/m3
Humedad del material. % humedad
Dosificación de ácido kg/t
Tamaño de partícula. mm
Flujo de alimentación de refino. m3/h
Flujo de alimentación de ácido concentrado. m3/h
Variables del equipo
Tiempo de residencia. s
Velocidad de rotación del tambor de curado. % de la velocidad critica
Angulo de inclinación grados
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3.3 LIXIVIACION
El procesamiento de menas de cobre oxidadas y ciertos tipos de sulfuros, para la obtención de cátodos de cobre de alta pureza , se realiza a través de un proceso hidrometalúrgico que incluyen las etapas de: preparación y pretratamiento de mineral (chancado, aglomerado y curado); lixiviación de las especies útiles, usando reactivos químicos o acción bacterial; lavado y separación de residuos sólidos; purificación y concentración de la especie útil presente en la solución proveniente de lixiviación, por medio de la extracción por solvente; y finalmente la etapa de precipitación del cobre disuelto en la etapa de electroobtención.
Lixiviación es aquel proceso mediante el cual, se extrae selectivamente un compuesto, presente en una fase sólida, a través de la disolución de las especies de interés, por medio de un agente lixiviante, que transforma éstas especies en sales solubles.
En el caso de la lixiviación de menas de cobre el agente lixiviante es generalmente ácido sulfúrico y las sales solubles formadas son principalmente sulfatos.
Dicho de otra forma, el proceso de lixiviación permite que la especie de interés se transfiera desde un sólido a una solución, permitiendo descartar los sólidos agotados y continuar con el procesamiento de la solución para obtener el metal. Sin embargo, es necesario que la solución obtenida en el proceso de lixiviación tenga una concentración apta para continuar con las etapas posteriores, de lo contrario no es viable el procesamiento de mineral.
3.3.1 AGENTE LIXIVIANTE
El agente lixiviante es una solución acuosa que contiene disuelto algún reactivo químico o especie capaz de reaccionar con el mineral útil a fin de solubilizarlo.
Para escoger el agente lixiviante más adecuado, se debe considerar entre otros:
• Características físicas y químicas del material a lixiviar.
• Debe disolver el metal o compuesto de interés en forma rápida y debe reaccionar con los minerales sin valor en forma lenta o despreciable.
• La solubilidad de los reactivos de lixiviación debe ser alta, al igual que los productos del proceso para minimizar el volumen de las soluciones.
• Costo razonable y adecuada disponibilidad.
• Capacidad de regeneración en forma simple.
• Mínimos problemas de corrosión en los equipos.
• En lo posible no debe ser peligroso para los seres humanos y el medio ambiente.
• Deben actuar en frío y en concentraciones diluidas.
La lixiviación de minerales de cobre depende de varios factores, que también son comunes en la lixiviación de otros minerales, y entre los que podemos mencionar:
• Tamaño de partícula a que debe molerse o triturarse el mineral
• Composición y concentración del disolvente
• Tiempo de contacto, Tasa de Riego, Razón de lixiviación
• Temperatura del disolvente, Consumo de Acido
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3.3.1.1 Reacciones de lixiviación de minerales de cobre
Esto puede ser esquematizado a través de la ecuación, que representa al proceso de lixiviación en términos generales:
MINERAL + (AGENTE LIXIVIANTE) ⇒⇒⇒⇒ (SOLUCIÓN) + OTROS PRODUCTOS
Especies Oxidadas
CRISOCOLA: CuSiO3 * 2 H2O ; 36.1 % Cu
CuSiO3 * 2 H2O + H2SO4 � CuSO4 + SiO2 + 3 H2O
TENORITA: CuO; 79.7 % Cu
CuO + H2SO4 � CuSO4 + H2O
ATACAMITA: CuCl2 * 3 Cu(OH)2 ; 50.5 % Cu
CuCl2 * 3 Cu(OH)2 + 3 H2SO4 � CuCl2 + 3 CuSO4 + 6 H2O
Especies Sulfuradas
CALCOSITA: Cu2S; 79.8 % Cu
Cu2S + Fe2(SO4)3 � CuS + CuSO4 + 2 FeSO4
CuS + Fe2(SO4)3 � CuSO4 + 2 FeSO4 + S
Cu2S + 2 Fe2(SO4)3 � 2 CuSO4 + 4 FeSO4 + S
COVELITA: CuS ; 66.4 % Cu
CuS + Fe2(SO4)3 � CuSO4 + 2 FeSO4 + S
BORNITA: Cu5FeS4 ; 63.3 % Cu
Cu5FeS4 + 6 Fe2(SO4)3 � 5 CuSO4 + 13 FeSO4 + 4 S
CALCOPIRITA: CuFeS2; 34.6 % Cu
CuFeS2 + 2 Fe2(SO4)3 � CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 S
3.3.1.2 Acción de los lixiviantes con los componentes de la ganga
PIRITA: FeS2 : No es atacada ni por el ácido sulfúrico ni en mezclas con sulfato férrico.
PIRROTITA: FeS : Se disuelve fácilmente en medio de ácido sulfúrico con sulfato férrico.
Para el caso de especies oxidadas de cobre, el agente lixiviante más común es el ácido sulfúrico (H2SO4), dada su buena selectividad respecto de la ganga, salvo cuando ésta es de naturaleza calcárea. Por otra parte, en el mercado nacional existe una buena disponibilidad del producto y su costo es razonable.
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3.3.2 LIXIVIACIÓN BACTERIANA
La 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 específicas para lixiviar, o extraer, un metal de valor como uranio, cobre, zinc, níquel y cobalto presente en las menas o en un concentrado mineral. El producto final de la biolixiviación es una solución ácida que contiene el metal valor en su forma soluble. De otro lado, el término biooxidación es un utilizado para describir un proceso que emplea bacterias para degradar un sulfuro, usualmente pirita o arsenopirita, en la que el oro o la plata, o ambos, se encuentran encapsulados.
La tecnología microbiana presenta ventajas sobre los métodos no biológicos, entre los que podemos encontrar:
1. Requiere poca inversión de capital (las bacterias pueden ser aisladas a partir de aguas ácidas de minas).
2. Bajos costos de operación necesarios para las operaciones hidrometalúrgicas en comparación con los procesos convencionales.
3. Relativa ausencia de polución o contaminación ambiental durante el proceso. 4. El tratamiento del creciente acumulo de minerales de baja ley en las minas los que no
pueden ser económicamente procesados por los métodos tradicionales.
3.3.2.1 Aspectos microbiológicos
Thiobacillus ferrooxidans:
Los microorganismos que son responsables de la disolución de los metales a partir de minerales son, principalmente, organismos quimiosintéticos y autotróficos pertenecientes al género Thiobacillus, aunque como señalamos en un párrafo y tabla anterior, no es la única. De las especies de Thiobacillus que se conocen la que más atención ha recibido es Thiobacillus ferrooxidans, cuya presencia fue demostrada por Colmer y Hinkle, a comienzos de los años 50, en el drenaje unas minas de carbón, que reportaban altos contenidos de ácido y fierro.
T. ferrooxidans presenta forma bacilar, gram negativas, de 0.5 a 1.7 µ, algunas cepas tienen flagelos, es quimioautotrófico, capaz de oxidar compuestos inorgánicos como iones ferroso (Fe(II)) y azufre, los que le sirven de fuente primaria de energía. El carbono necesario para su arquitectura celular lo obtiene por fijación de CO2, de manera similar a las plantas verdes (Ciclo de Calvin-Benson). Es aerobio (requiere de O2 como aceptor final de electrones), acidófilo (desarrolla en rangos de pH que varían entre 1.5 y 3.0), y a temperaturas que oscilan entre 25-35 ºC. Es considerada como el mayor contribuyente en la producción de aguas ácidas que drenan de depósitos de metales sulfurados, gracias a la capacidad que tienen de oxidar minerales de disulfuro de fierro, generando soluciones ácidas de sulfato férrico.
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3.3.2.2 Mecanismos de Lixiviación
Los principales mecanismos involucrados en el proceso de lixiviación bacteriana son: directa e indirecta.
a.- Lixiviación Indirecta:
Dos reacciones importantes mediadas por T. ferrooxidans son:
Pirita: FeS2 + 7/2 O2 + H2O →→→→ FeSO4 + H2SO4 Ec. 3.3.2.1
2 FeSO4 + 1/2 O2 + H2SO4 →→→→ Fe2(SO4)3 + H2O Ec. 3.3.2.2
El sulfato férrico es un oxidante fuerte capaz de disolver una amplia variedad de minerales sulfurados. La lixiviación con Fe2(SO4)3 recibe el nombre de lixiviación indirecta porque se realiza en ausencia de oxígeno o de bacterias y, es responsable de la disolución o lixiviación de varios minerales sulfurados de cobre de importancia económica:
Calcopirita: CuFeS2+ 2 Fe2(SO4)3 →→→→ CuSO4 + 5 FeSO4 + 2 Sº Ec. 3.3.2.3
Calcocita: Cu2S + 2 Fe2(SO4)3 →→→→ CuSO4 + 4 FeSO4 + 2 Sº Ec. 3.3.2.4
El mecanismo de lixiviación indirecta depende de la regeneración biológica del sulfato férrico (Ec. 3.3.2.2). El azufre (Sº) generado en las reacciones Ec. 3.3.2.3 y Ec. 3.3.2.4 puede ser convertido en ácido sulfúrico (H2SO4) por T. ferrooxidans según:
2 Sº + 3 O2 + 2 H2O →→→→ 2 H2SO4 Ec. 3.3.2.5
Este ácido sulfúrico, así generado, mantiene el pH del sistema a niveles favorables para el desarrollo de la bacteria.
b.- Lixiviación Directa:
Las bacterias ferrooxidantes también pueden lixiviar sulfuros metálicos directamente sin la participación del sulfato férrico producido biológicamente. El proceso se describe en la siguiente reacción:
MS + 2 O2 →→→→ MSO4 Ec. 3.3.2.6
Donde M representa un metal bivalente.
Bacteria
Pirita: 2 FeS2 + H2O + 15/2 O2 →→→→ Fe2(SO4)3 + H2SO4 Ec. 3.3.2.7
Bacteria
Calcopirita: 2 CuFeS2 + 17/2 O2 + H2SO4 →→→→ 2CuSO4 + Fe2(SO4)3+ H2O Ec. 3.3.2.8
Dado que el fierro siempre está presente en ambientes de lixiviación natural, es posible que tanto la lixiviación indirecta como la directa ocurran de manera simultánea.
3.3.2.3 Desarrollo Bacteriano
El efecto de ciertos factores ambientales sobre el desarrollo y crecimiento de las bacterias juega un rol importante dentro del proceso de lixiviación bacteriana, es por ello de mucha importancia el control de factores, como el pH, la presencia de oxigeno, la temperatura, la influencia de la luz, los requerimientos nutricionales, tamaño de partícula, y el efecto de inhibidores, entre otros.
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• pH: En general los T. ferrooxidans, desarrollan bien en medios ácidos, siendo incapaces de desarrollar sobre Fe+2 a un pH mayor de 3.0. Normalmente los valores sobre el que los tiobacilos se desarrollan se ubican dentro del rango de 1.5 a 2.5.
• Oxígeno y CO2: La disponibilidad de oxígeno es un factor que controla la extracción de metales por bacterias. No se conoce otro oxidante que pueda ser utilizado por los microorganismos en ambientes de lixiviación. El dioxido de carbono es utilizado como fuente de carbono para la fabricación de su arquitectura celular.
• Nutrientes: Como todos los seres vivientes, T. ferrooxidans requiere de fuentes nutricionales para su óptimo desarrollo, entre las que tenemos fuente de N2 (amonio), de fosfato, de S, iones metálicos (como Mg+), etc. Magnesio, es necesario para la fijación de CO2 y el fósforo es requerido para el metabolismo energético. Los medios de cultivo empleados presentan estos requerimientos, siendo los más importantes el 9K y el TK.
• Fuente de Energía: Los T. ferrooxidans utilizan como fuente primaria de energía los iones ferroso y azufre inorgánico. El fierro ferroso debe ser suplementado al medio cuando se trata de medios sintéticos. En caso de utilizar mineral, no es necesario añadir Fe+2.
• Luz: La luz visible y la no filtrada tienen un efecto inhibitorio sobre algunas especies de Thiobacillus, pero el fierro férrico ofrece alguna protección a los rayos visibles.
• Temperatura: El rango sobre el cual se desarrrollan se encuentran entre 25ºC y 35ºC. • 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.
Otros microorganismos de importancia:
Dentro de este grupo y estrechamente asociados a T. ferrooxidans encontramos a:
• Thiobacillus thiooxidans: Se lo puede encontrar en depósitos de azufre y sulfurosos, desde donde es fácil aislarlos. Se caracteriza porque sólo es capaz de oxidar azufre. Desarrollan a temperatura entre 5ºC y 40ºC, a un pH en el rango de 0.6 a 6.0, siendo el óptimo 2.5. Son aerobios estrictos.
• T. acidophilus: Fue aislado por primera vez por Markosyan en 1973 a partir de minerales, describiéndolo con el nombre de T. organoparus. Presentan forma bacilar, son aerobios estrictos, oxida azufre y utiliza compuestos orgánicos como parte de sus requerimientos nutricionales.
• Tiobacilos semejantes a termófilos: Aunque no están bien estudiadas, es reconocida su importancia en los procesos hidrometalurgicos. Muestran un activo crecimiento sobre medios conteniendo Fe+2 y sulfuros en presencia de extracto de levadura.
• Leptospirillum ferrooxidans: Son vibriones en forma de espira, como pseudococos. Móviles por la presencia de un flagelo polar simple. Las colonias sobre silica gel son pequeñas y de color marrón rojizo debido a la formación de fierro férrico. Son aerobios estrictos y quimioautotróficos obligados. Utiliza Fe+2 y FeS2 como fuente energética.
• Sulfolobus: Son bacterias gram negativas, que se presentan como células esféricas, con lóbulos, inmóviles, y la ausencia de flagelos y endosporas. Su pared celular carece de mureina.
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3.3.3 APLICACIÓN DE LOS PROCESOS BIOTECNOLÓGICOS
3.3.3.1 Biooxidación de Sulfuros
Muchos sulfuros metálicos pueden ser atacados por acción bacterial, dando lugar a la producción de los correspondientes sulfatos solubles. Para sulfuros refractarios de oro y metales del grupo del platino, el ataque bacterial resulta siendo un pretratamiento.
• Oxidación de la Pirita: La pirita (FeS2) es un sulfuro ampliamente distribuido y se lo puede hallar en asociación con muchos metales como cobre, plomo, zinc, arsénico, plata, oro, entre otros. Su oxidación da lugar a la formación de sulfato férrico y ácido sulfúrico (Ec. 3.3.2.1 y Ec. 3.3.2.2).
• Sulfuros de Cobre: La oxidación biológica de sulfuros de cobre ha sido el proceso más estudiado. El cobre se disuelve transformándose en sulfato de cobre (CuSO4). La Calcopirita (CuFeS2) es el sulfuro de cobre más difícil de oxidar. Bajo la influencia de T. ferrooxidans la velocidad de oxidación de este sulfuro ase incrementa hasta en 12 veces más que el proceso netamente químico. Los sulfuros secundarios de cobre -Calcocita (Cu2S), covelita, bornita, son oxidados más fácilmente bajo el impacto de las bacterias (Ec. 3.3.2.3 y Ec. 3.3.2.4). A nivel industrial, la tecnología ha venido siendo aplicada en pilas (Chile, USA, Perú, etc.). Southern Perú viene aplicando la tecnología para la recuperación de cobre en sus botaderos de sulfuros de baja ley de Toquepala. Más recientemente, Billiton, de Sudáfrica, realiza investigaciones para recuperar el cobre contenido en minerales arsenicales, en un proceso que ha denominado BIOCOP.
• Sulfuros de Metales Preciosos: La lixiviación bacteriana se emplea para romper la matriz del sulfuro (principalmente, pirita y/o arsenopirita) en la que se encuentra "atrapada" la partícula aurífera, permitiendo la posterior recuperación de la misma por cianuración convencional. Realmente, el proceso resulta siendo un pretratamiento antes que una disolución directa del metal. Los procesos industriales han tenido enorme aplicación, entre los que destacan: el proceso BIOX, de Gencor, y que tiene plantas como la de Ashanti con capacidad para tratar hasta 1000 tpd de mineral. En el Perú la tecnología es aplicada en el Proyecto Tamboraque de Minera Lizandro Proaño, para recuperar oro contenido en arsenopirita. Mintek, también ha desarrollado el proceso MINBAC, y Bactech de Australia ha desarrollado un proceso que emplea bacterias moderadamente termófilas para el tratamiento de sulfuros preciosos y de metales base que se conoce como el proceso BACTECH. En 1998, Mintek y Bactech se han asociado para comercializar el proceso a nivel mundial. Esta asociación ha dado sus primeros frutos y ya se ha iniciado la construcción de la planta que emplea esta tecnología en Tasmania para tratar el mineral aurífero refractario del proyecto Beaconsfield. Las evaluaciones preliminares han reportado una recuperación de hasta el 98% del oro contenido en el mineral.
2 FeAsS + 7 O2 + H2SO4 + H2O →→→→ Fe2(SO4)3 + 2 H3AsO4 Ec. 3.3.3.1
Se ha determinado que existen tres poblaciones distintas de bacterias lixiviantes de cobre: Thiobacillus ferrooxidans, Thiobacillus thiooxidans y Leptospirillum ferrooxidans, consideradas similares a los primeros seres vivos existentes en el planeta por su capacidad de sobrevivir en ambientes inorgánicos.
La clave de esta tecnología radica en la participación activa de bacterias de la especie Thiobacillus Ferroxidans, éstas contribuyen a disolver el cobre contenido en minerales del tipo calcosina, covelina y bornita. En el proceso de biolixiviación destinado a lixiviar sulfuros se
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repiten los pasos del procesamiento aplicado a los óxidos (chancado, curado, aglomerado, lixiviación en pilas, extracción por solventes y electroobtención).
La diferencia con el proceso explicado anteriormente radica en la participación activa de los microorganismos, que requiere cuidar en forma especial las variables que influyen en su crecimiento y actividad. En la Tabla 3.3.1 se lista una serie de bacterias que pueden actuar en la lixiviación. En relación con su forma, las bacterias tipo bacillus tienen forma de bastón, las spirillum son espirales y las lobus son esferas lobuladas.
Tabla Nº 3.3.1
2.0 – 3.040 - 50Fe+2, SºThermosulfidooxidans
2.0 – 3.070 - 75Fe+2, SºSulfolobus acidocaldarius
2.0 – 3.070 - 75Fe+2, SºSulfolobus brierleyi
2.0 – 3.025 - 35Fe+2Leptospirillum ferrooxidans
2.0 – 3.528 - 30Sº, S2O3-2, ZnSThiobacillus thiooxidans
2.0 – 2.528 - 35Fe+2, Sº, S2O3-2Thiobacillus ferrooxidans
pHT º (º C)OxidanBacteria
2.0 – 3.040 - 50Fe+2, SºThermosulfidooxidans
2.0 – 3.070 - 75Fe+2, SºSulfolobus acidocaldarius
2.0 – 3.070 - 75Fe+2, SºSulfolobus brierleyi
2.0 – 3.025 - 35Fe+2Leptospirillum ferrooxidans
2.0 – 3.528 - 30Sº, S2O3-2, ZnSThiobacillus thiooxidans
2.0 – 2.528 - 35Fe+2, Sº, S2O3-2Thiobacillus ferrooxidans
pHT º (º C)OxidanBacteria
Oxidación bacteriana deIón ferroso
Difusión de ión férrico hacia el sitio de reacción
Reacción electroquímicaFérrico - Mineral
Difusión del ión ferroso y de los productos a través del mineral reaccionado hacia
la solución
Oxidación bacteriana deIón ferroso
Difusión de ión férrico hacia el sitio de reacción
Reacción electroquímicaFérrico - Mineral
Difusión del ión ferroso y de los productos a través del mineral reaccionado hacia
la solución
FFiigguurraa 33..33..11:: CCiicclloo ddeell ffiieerrrroo eenn lliixxiivviiaacciióónn bbaacctteerriiaannaa
30
3.3.4 LIXIVIACIÓN EN PILAS (HEAP LEACHING)
El mineral a lixiviar es chancado previamente a una granulometría que puede variar entre bajo 2 pulg. y ¼ pulg. para luego acopiar el mineral ya chancado, formando una pila de base cuadrada, sobre un piso previamente impermeabilizado. La altura de la pila puede ir desde 1.5 hasta 5 metros, dependiendo de consideraciones metalúrgicas y sistema de carguío.
El piso de la pila se prepara adecuadamente y se impermeabiliza con carpetas de poliuretano, dándole al piso una leve pendiente de alrededor de un 3 %, dirigida hacia una canaleta de recolección de soluciones. La pila se riega por aspersión o goteo desde encima, mediante sistemas de tuberías conectadas a mangueras que alimentan los goteros o aspersores.
La gran ventaja de la lixiviación en pilas radica por una parte, en el inventario de soluciones de regadío, la cual es muy inferior que en lixiviación por agitación y en bateas. Por otra parte, los costos de inversión y operación son muy inferiores respecto de los sistemas antes mencionados, pues no se requiere de infraestructura y equipos sofisticados salvo, un buen sistema de regadío y carguío de la pila.
3.3.4.1 Etapas en la lixiviación en pilas
Como tratamiento previo a la lixiviación misma, se puede implementar principalmente dos pretratamientos: un curado ácido para lograr un aumento en la cinética de lixiviación y un proceso de aglomeración para minimizar el efecto adverso que generan los finos en la permeabilidad del lecho.
• Curado Ácido
Este pretratamiento, tiene como objetivo acelerar la cinética de disolución por aumento del tiempo de contacto entre el agente lixiviante y el mineral.
En forma práctica, el proceso de curado ácido consiste en dosificar ácido sulfúrico concentrado o soluciones concentradas de este reactivo al mineral de cobre en una etapa previa al carguío de la pila. De esta forma, se logra la reacción anticipada de las especies oxidadas de cobre, aún las más refractarias, para transformarlas a sulfato de cobre.
Por otra parte, el hecho de agregar ácido concentrado al mineral antes de cargarlo en la pila, permite neutralizar en parte las gangas calcáreas y reducir el consumo de ácido durante la etapa de lixiviación, disminuyendo el ciclo de lixiviacion.
Otro efecto positivo que se relaciona con el proceso de curado ácido, se relaciona con la evacuación de los gases producto de las reacciones químicas, antes del carguío de mineral en la pila, lo que favorece la precolación de la solución lixiviante a través del lecho de mineral.
La cantidad de ácido a dosificar debe ser tal que permita lograr la máxima disolución de la especie de interés, la menor disolución de ganga posible y la menor generación de finos producto de las reacciones químicas.
• Ciclo de Lixiviación
Se entenderá como ciclo Metalúrgico o de Lixiviación de una pila a módulo, el período de tiempo medido en días, o meses, en que un mineral es depositado en una cancha de lixiviación y es sometido a las siguientes operaciones.
31
a) Carguío de la pila
Corresponde a la etapa de acopio de mineral sobre una superficie previamente preparada, operación que normalmente se realiza por capas para evitar que las partículas gruesas se depositen en la parte inferior y las finas en la zona superior (segregación del mineral), minimizando de esta forma el riesgo de canalización de la solución lixiviante, situación que genera sectores sin lixiviar y afecta negativamente el porcentaje de extracción de la especie útil.
b) Primera entrante (Refino de Extracción por solvente)
Una vez completado el proceso de carguío de la pila es necesario comenzar a irrigar la solución sobre la corona, ya sea empleando aspersores o goteros, esta primera solución de irrigación se conoce como primera entrante y normalmente corresponde a refino proveniente del proceso de extracción por solvente.
c) Recirculación
Una vez que la solución es drenado de la pila, la solución se recircula por un periodo de tiempo para procurar tiempo de contacto entre el mineral y la solución lixiviante y de ser necesario se debe ajustar la cantidad de ácido de la solución para favorecer la cinética de disolución de la especie útil. El periodo de recirculación depende de las concentraciones de cobre y/o ácido libre presente en la solución drenada.
d) Avance (Drenajes de lixiviación)
Alcanzadas las condiciones requeridas de concentración de cobre y ácido libre, se extrae la solución concentrada. Esta extracción se obtiene por desplazamiento, tipo pistón, de la solución concentrada por otra más diluida. Generalmente las primeras soluciones salientes (PLS) van al proceso posterior (SX) por su alto contenido de cobre, mientras que las siguientes pasan a piscinas de ILS o refino desde donde reingresan a la pila.
e) Lavado
El lavado corresponde a la etapa de desimpregnación del mineral agotado, y tiene por objetivo recuperar la mayor cantidad de solución extractante y cobre disuelto. El agua de lavado, normalmente, es del orden del 30 a 35% del peso de mineral cargado.
f) Drenaje de lavado
El ripio antes de retirarlo como en el caso de una pila renovable o abandonarlo en una pila permanente, se deja en reposo para drenarlo o que percole la mayor cantidad de solución contenida, entre los límites de humedad de precolación y de humedad de impregnación del mineral ya agotado.
g) Descarga
Esta etapa se realiza solamente en las pilas renovables y consiste en retirar el ripio (mineral agotado) para reutilizar la superficie impermeable con una nueva carga de mineral.
3.3.4.2 Sistemas de Lixiviación en Pilas
Desde el punto de vista de la utilización del piso y carpeta de impermeabilización, las pilas se pueden clasificar en:
a) Pila Permanente o de piso desechable: Es aquella en el que el mineral depositado en la pila, una vez completada la lixiviación no se retira, esto es, el ripio resultante queda en el mismo piso. Este tipo de pila se aplica a minerales de muy baja ley, que tienen una baja recuperación y una cinética de lixiviación muy lenta. También se usa en la lixiviación
32
secundaria de ripios. Es necesario disponer de un amplio espacio. Entre las características se pueden mencionar que se diseñan pilas altas. Se cargan sucesivos lechos de mineral, dependiendo su altura de las necesidades de oxigenación del mineral.
b) Pila Renovable o de piso reutilizable: En esta pila el ripio resultante de la lixiviación es retirado para reemplazarlo por mineral fresco. Se aplica a minerales de baja ley y de alta recuperación, y con una cinética alta de lixiviación. Se utiliza en lixiviación primaria. Entre las características podemos mencionar que se diseñan pilas relativamente bajas para permitir una rápida carga y descarga del material, generalmente hasta unos dos metros de altura.
Tabla 3.3.2 : Aspectos comparativos de Tipos de Pilas
3.3.4.3 Sistemas de funcionamiento y configuración de la pila
Desde el punto de vista de la operación misma, las pilas pueden adoptar las siguientes configuraciones:
a) Pila Unitaria: Todo el material depositado pasa simultáneamente por las diversas etapas del ciclo de tratamiento, carga, lixiviación, estruje, lavado y descarga. Se carga de una vez la totalidad de la pila y se descarga de una vez al término del ciclo de tratamiento. Se aplica en Plantas de Beneficio de baja capacidad. Operación más simple y flexible.
b) Pila Dinámica: En una misma pila coexisten materiales que están en diversas etapas del ciclo de tratamiento. En cada período o etapa que puede ser diaria o múltiplo de la capacidad diaria, descarga un módulo y carga otro módulo; los cuales se adosan directamente a los respectivos sectores de la pila, con la condición que no haya contacto entre la mena fresca y el ripio agotado. De esta forma la pila queda constituida por “subpilas internas”. Con este sistema se consigue una menor inversión unitaria por mejor
RENOVABLEPERMANENTEPERMANENTE
5. Pilas relativamente bajas para permitir una rápida carga y descarga de material. Generalmente 2m.
6. Granulometría más fina.
7. La altura queda definida por el sistema de carga y por la concentración de las soluciones a obtener.
6. Pilas altas para lograr una alta densidad de carga de material/m2 de pila. Generalmente 5 m o más.
7. Buena resistencia mecánica de la ganga.
8. Granulometría gruesa.
9. Comúnmente diseñadas para cargas sucesivas de mineral en capas.
10. La altura queda limitada por las necesidades de oxígeno en el interior de la pila.
Características Generales
1. Minerales de alta ley.
2. Minerales de alta extracción.
3. Cinética rápida.
4. Lixiviación primaria de minerales
1. Minerales de baja ley.
2. Minerales de baja extracción.
3. Cinética lenta.
4. Lixiviación secundaria de ripios.
5. Amplio espacio disponible
Campo de aplicación
RENOVABLEPERMANENTEPERMANENTE
5. Pilas relativamente bajas para permitir una rápida carga y descarga de material. Generalmente 2m.
6. Granulometría más fina.
7. La altura queda definida por el sistema de carga y por la concentración de las soluciones a obtener.
6. Pilas altas para lograr una alta densidad de carga de material/m2 de pila. Generalmente 5 m o más.
7. Buena resistencia mecánica de la ganga.
8. Granulometría gruesa.
9. Comúnmente diseñadas para cargas sucesivas de mineral en capas.
10. La altura queda limitada por las necesidades de oxígeno en el interior de la pila.
Características Generales
1. Minerales de alta ley.
2. Minerales de alta extracción.
3. Cinética rápida.
4. Lixiviación primaria de minerales
1. Minerales de baja ley.
2. Minerales de baja extracción.
3. Cinética lenta.
4. Lixiviación secundaria de ripios.
5. Amplio espacio disponible
Campo de aplicación
33
aprovechamiento del piso impermeable. Los ciclos de operación son regulables y selectivos. Las concentraciones de las soluciones son muy constantes y regulables durante todo el proceso de lixiviación.
3.3.4.4 Dimensionamiento de una Pila
Para el dimensionamiento de una pila, se considera la forma geométrica de una pirámide truncada y generalmente de base cuadrada. Dicha pila queda entonces definida por:
Donde;
AP = Altura de la pila
A x B = Área inferior de la pila (BASE)
a x b = Área superior de la pila (CORONA)
Por trigonometría de la figura, obtenemos la siguiente relación:
A
B
ab
CORONA
BASE
Esquema volumen pirámide truncada
ARAP
(A - a)/2
A
a
A
a
A
a
21 N
A
B
ab
CORONA
BASE
A
B
ab
CORONA
BASE
Esquema volumen pirámide truncada
ARAP
(A - a)/2
A
a
ARAP
(A - a)/2
A
a
A
a
A
a
21 N
A
a
A
a
A
a
21 N
Figura 3.3.2: Perfil pila dinámica, dividida unitariamente
) (3
bxaxBxAbxaBxAAP
V ++++++++====
aA
APxARtg
−−−−====
2
ARtg
APxaA
2====−−−−
A
B
ab
CORONA
BASE
A
B
ab
CORONA
BASE
Ec. 3.3.4.1
Ec. 3.3.4.2
Ec. 3.3.4.3
34
Una observación importante es el hecho que este tipo de pila se considera de base cuadrada. Esta aseveración permite concluir que los lados de ellas son iguales, esto es, A = B y a = b, por lo que la ecuación (3.3.4.1) se reduce a:
El volumen de la pila es función del tonelaje ( T ) a tratar y de la densidad aparente (PEA) del mineral (densidad que considera los espacios o huecos del mineral y es función de la granulometría de éste). Por lo que:
Para determinar la necesidad de carpeta, es imprescindible conocer las dimensiones de la base, en este caso “A”.
Reemplazando en la ecuación (3.3.4.4) , los valores de “a” y “a2” obtenidos de la ecuación (3.3.4.3), y simplificando , se obtiene:
Utilizando el valor del volumen dado por la ecuación (3.3.4.5), reemplazando en la ecuación (3.3.4.6) y arreglando, se obtiene:
El resultado considerado, en metros, será el mayor valor positivo entregado por la ecuación (3.3.4.7).
Con esta dimensión y el valor de “a” obtenido de la ecuación (3.3.4.3), se pueden determinar la superficie de la base (A2) y la superficie de la corona (a2).
)a x A (3
22 ++++++++==== aAAP
V
ARAP
(A - a)/2
A
a
ARAP
(A - a)/2
A
a
)( 3mPEA
TV ====
))(
)( 4)( 6 3(
3 2
22
ARtg
AP
tgAR
APAA
APV ++++−−−−====
mAP
ARtg
AP
PEA
TxAP
ARtg
AP
A ====
−−−−±±±±
====)(
)( 3
)(
)(
)(2
42
Ec. 3.3.4.4
Ec. 3.3.4.5
Ec. 3.3.4.6
Ec. 3.3.4.7
35
3.3.4.5 Variables y parámetros operacionales
A continuación se describen las variables que tienen la mayor incidencia en la operación de Lixiviación en Pilas:
• La granulometría del mineral.
• Las dosificaciones de agua y ácido en el curado.
• El grado de aglomeración de los finos durante el curado y el consecuente aumento de permeabilidad.
• Altura de la pila.
• El contenido de agentes lixiviantes activos en las soluciones y su subsiguiente regeneración.
• El ritmo de regado de las soluciones.
• La duración de los ciclos de lixiviación.
• Lixiviación y reposo
• Tasa de riego, Niveles Freáticos
• Geometría malla de riego
• Humectación
Optimizando alguna de estas variables, se logra aumentar las expectativas de este proceso, en términos de obtener mejores recuperaciones de los contenidos oxidados del mineral y también un importante avance hacia la lixiviación de los sulfuros secundarios.
El Sistema de lixiviación en pilas se utiliza para lixiviar minerales oxidados, mixtos y sulfurados de cobre, con leyes que varían entre 0,8 y 3 % en cobre e incluso superiores. Los ciclos de lixiviación son variables dependiendo del tipo y naturaleza de las especies y ley del mineral, siendo a lo menos de 5 semanas y a lo más de 10 a 12 meses (lixiviación bacteriana de sulfuros).
Figura 3.3.3: Comportamiento de un mineral bajo lixiviación
C o m p o r ta m ie n to d e u n m in e r a l b a jo lix iv ia c ió n
0
1 0
2 03 0
4 0
5 0
6 0
7 08 0
9 0
1 0 0
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 1 0 1 1 1 2
M e s e s
Porcentaje de extracción,%
O xid o M ixto S u l fu ro
36
a) Granulometría del mineral
Para que la lixiviación en pilas sea económicamente viable, por ejemplo, para tener un porcentaje de extracción adecuado en un período corto es necesario chancar el mineral a un tamaño óptimo. Del tamaño del mineral depende, principalmente, la velocidad de extracción (cinética de la lixiviación). El tamaño del mineral adecuado varía con el tipo y características del mineral a tratar. En la figura 3.6 se muestran las curvas de velocidad de extracción para diferentes tamaños de un mineral porfirítico de cobre oxidado. En las abscisas se indica el tiempo de lixiviación en días y en las ordenadas el porcentaje de extracción. Con un tamaño de mineral chancado a -25 mm (-1”) se obtiene una extracción del 70 % de cobre en 50 días de lixiviación; con el mismo mineral chancado a -50 mm (- 2”) y a -100 mm ( 4” ) resulta una extracción de 60 y 47 % respectivamente, que corresponde a las pruebas de lixiviación en una columna de 3 m de largo y 30 cm de diámetro; y cuyos datos se observa en la figura 3.6 indicada. De estos resultados se concluye que este mineral requiere un circuito de chancado primario y secundario, para obtener la misma recuperación de cobre.
Las Pruebas Metalúrgicas de Lixiviación en columnas es una técnica usada para la evaluación del factor tamaño versus por ciento de recuperación para ser aplicadas a la lixiviación en pilas. Se puede obtener una extrapolación de los datos obtenidos en columnas para las condiciones de producción a escala industrial. En algunos casos es necesario efectuar pruebas de lixiviación en pilas a escala piloto.
90
80
70
60
50
40
30
20
10
Días
10 20 30 40 50
% Extracción
- 25 mm - 1
inch
- 50 mm - 2
inch
- 100 mm - 4 inch
EXTRACCIÓN vs TAMAÑO
90
80
70
60
50
40
30
20
10
Días
10 20 30 40 50
% Extracción
- 25 mm - 1
inch
- 50 mm - 2
inch
- 100 mm - 4 inch
90
80
70
60
50
40
30
20
10
Días
10 20 30 40 50
% Extracción
- 25 mm - 1
inch
- 50 mm - 2
inch
- 100 mm - 4 inch
EXTRACCIÓN vs TAMAÑO
Figura 3.3.4: Efecto del tamaño de mineral en la extracción
37
b) Perfiles de concentraciones en drenaje
El perfil o gradiente de concentración de los drenajes depende de todas las variables mencionadas anteriormente, pero se puede apreciar una notoria diferencia entre el perfil de concentración de las soluciones provenientes de la lixiviación de un material oxidado y un sulfuro, siendo las concentraciones de los óxidos muy concentradas y muy estables en comparación a los minerales sulfurados, este comportamiento se relaciona con la mayor cinética de disolución de las especies oxidadas.
La concentración de cobre en las soluciones fuertes varía entre 55 a 15 gpl, dependiendo de la mineralogía del mineral (óxidos/sulfuros), la ley, dosificación de ácido en el proceso de curado, tiempo de curado, altura del lecho y tasa de regado aplicada, entre otras, obteniéndose extracciones superiores al 70% de cobre.
c) Dosificación de ácido en el proceso de curado
El ácido sulfúrico concentrado adicionado en el proceso de curado es una variable de alta importancia porque influye directamente en el control químico de la reacción global de lixiviación. La interacción del ácido concentrado más agua genera un alto potencial oxidante que sulfata las especies oxidas presentes en la mena, por otra parte, la adición de ácido permite neutralizar las especies consumidoras de ácido de la ganga (compuestos básicos) y finalmente ayuda como ligante en el proceso de la formación del aglomerado.
Comportamiento de un perfil de concentraciones de drenaje para minerales oxidados y
sulfurados.
0
10
20
30
40
50
60
0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65
Días
Concentración de
cobre,gpl
Oxido Sulfuros
Figura 3.3.5: Perfil de concentración de las soluciones de drenaje de minerales oxidados y sulfurados
38
En la practica existen minerales más consumidores de ácido que otros siendo el rango de consumo de 5 a 80 Kg de ácido por tonelada de mineral, este amplio rango está sobre la base de la presencia de gangas básicas o con presencia de especies mineralógicas del tipo carbonatos, luego la dosificación de ácido en el proceso de curado es de mucha importancia pues si no se neutraliza con energía la ganga en la etapa de curado, el aumento de consumo de ácido será muy alto en la etapa de lixiviación, lo que lleva a aumentar los costos de ácido en el proceso.
Con respecto a la extracción de cobre, generalmente es en esta etapa donde el mayor porcentaje es recuperado siendo su rango de extracción entre 10-50% de la recuperación global, el restante porcentaje se recupera en la etapa de lixiviación.
Figura 3.3.7: Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación
Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación
0
20
40
60
80
100
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110
Días
Porcentaje de
extracción,%
Cinetica sin curado Cinetica con curado
Comportamiento de un mineral oxidado bajo ácido del curado
0
10
20
30
40
50
60
70
0 10 20 30 40 50 60
Dosificación de acido aglomerado, Kg/T
Porcentaje de extracción,%
Figura 3.3.6: Comportamiento de un mineral oxidado bajo ácido de curado
39
d) Permeabilidad total de la pila
Es la capacidad que tiene la carga de mineral de la pila para dejar escurrir libre y uniformemente la solución lixiviante a través del área transversal total del lecho de la carga. Es la suma de la permeabilidad de los fragmentos individuales de las partículas de roca (porosidad) y de los espacios huecos o vacíos dejados entre estas partículas de la carga de mineral. La permeabilidad de la pila depende de la granulometría del mineral.
Hay dos criterios que se deben satisfacer para asegurar una máxima exposición del mineral a la acción de la solución lixiviante:
• La pila debe ser uniformemente permeable al flujo de la solución.
• La solución debe ser uniformemente distribuida sobre la superficie de la pila.
Una baja permeabilidad o una permeabilidad no uniforme de la pila puede causar los siguientes problemas durante la lixiviación:
• Empozamiento de la solución en la parte alta de la pila.
• Canalización de la solución a través de la pila (vías de escurrimiento preferencial), produciendo zonas crudas que no permiten el ataque de la solución lixiviante.
• Rebalse de las soluciones por los costados de la pila, sin penetrar por el lecho del mineral.
• Tiempo excesivamente largo de lixiviación y una baja recuperación.
e) Altura del lecho
Esta variable esta relacionada con el consumo de ácido y la aireación. En la práctica la concentración de ácido de la solución de riego disminuye cuando este se introduce o profundiza en el lecho, siendo lógico pensar que la avidez química disminuye por la presencia de la ganga en los primeros metros del lecho, consumiéndose y bajando la selectividad química de la lixiviación en los metros finales. Otra consideración que existe en la practica es que a menor altura el oxigeno puede introducirse con mayor facilidad a lo alto del lecho generando oxidaciones y reducciones de las especies de la ganga como la oxidación de las especies mineralógicas de cobre.
40
f) Lixiviación de Sulfuros
La química de las especies sulfuradas es más compleja y su disolución es por un mecanismo de óxido-reducción, en consecuencia necesitan de un agente oxidante y condiciones de pH para efectuar su disolución. El agente oxidante más común es el ión férrico, el cual es generado en la lixiviación misma del mineral o por la oxidación del ión ferroso a férrico por la acción de las bacterias que catalizan esta oxidación.
Las principales especies sulfuradas de cobre presentes en minerales mixtos de cobre son de enriquecimiento secundario, principalmente calcocita y bornita, de cinética de disolución más rápida respecto de otros sulfuros de enriquecimiento primario, como covelina y calcopirita.
Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación bajo distintas altura de pilas
0
20
40
60
80
100
0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65
Días
Extraciones de
cobre,%
2metros 3,5metros 4,5metros
Figura 3.3.8: Comportamiento de un mineral oxidado bajo lixiviación bajo distintas altura de pilas
Comportamiento de un mineral sulfurado bajo lixiviación (Alto porcentaje de calcosina)
0
20
40
60
80
100
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Meses
Porcentaje de
extracción,%
Química Bacterial
Figura 3.3.9 : Comportamiento de un mineral sulfurado bajo lixiviación (alto porcentaje de calcosina)
41
3.3.5 EVALUACIÓN DEL PROCESO
El cálculo de la extracción o recuperación del proceso puede realizarse por análisis de soluciones o por análisis de cabeza y ripios.
Donde:
% RS : Recuperación por soluciones
% RT : Recuperación por análisis de cabeza y ripios
Vr : Volumen final de solución, l
Vi : Volumen inicial de solución, l
Cr : Concentración de cobre en la solución final, g/l
Ci : Concentración de cobre en la solución inicial, g/l
A : Gramos de mineral en alimentación (base seca)
a : Ley de cobre en alimentación
t : Ley de cobre en ripio.
El consumo de ácido puede expresarse en términos del ácido consumido por unidad de mineral o por unidades de cobre extraído. Generalmente se mide en Kg ácido/ tonelada mineral o en Kg ácido/ k g cobre.
Hi : Concentración en g/l de ácido al inicio de la lixiviación
Hr : Concentración en g/l de ácido al término de la lixiviación.
LIXIVIACIÓN
Vi , Ci A , a
T, t
Vr, Cr
LIXIVIACIÓN
Vi , Ci A , a
LIXIVIACIÓNLIXIVIACIÓN
Vi , Ci A , a
T, t
Vr, Cr
100*
**% x
aA
CVCVR
iirr
S
−= 100x
a*A
t*Ta*AR% T
−=
A
HVHVCA
rrii** −
= RaA
HVHVCA
rrii
**
** −=
42
3.3.6 CONTROL OPERACIONAL DE LIXIVIACIÓN
Esta sección describe el control de la operación de lixiviación en la cual el mineral aglomerado se distribuye en pilas y se lixivia para recuperar el cobre con solución de refino y solución de lixiviación intermedia (ILS). La operación de lixiviación depende de las piscinas y de las bombas de solución, así como de la adición de agua de reposición sin tratar y de ácido sulfúrico. Los operadores del área de lixiviación deben conocer el funcionamiento de los sistemas de bombeo de las piscinas de solución. Estos sistemas se analizan en este módulo.
3.3.6.1 Piscinas y bombas de solución
La solución que se distribuye hacia la pila de lixiviación se origina en las diversas piscinas de lixiviación. Las bombas centrífugas verticales de las piscinas envían la solución al destino deseado. La piscina de refino recoge la solución de la operación de SX (extracción por solventes) después de que se ha extraído la mayor parte del cobre de la PLS (solución rica de lixiviación). La solución de refino se recicla hacia las fajas de lixiviación durante un ciclo de lixiviación de segunda etapa para recuperar el cobre remanente en el mineral después de que ha finalizado la lixiviación de primera etapa.
La piscina de ILS (solución de lixiviación intermedia) recoge la solución producida por la lixiviación parcial del cobre del mineral en las fajas de lixiviación durante el ciclo de lixiviación de segunda etapa. Luego, esta solución se bombea hacia las fajas de lixiviación y se recicla como solución de lixiviación durante la operación de lixiviación de primera etapa.
La piscina de PLS recoge la solución producida por la lixiviación del cobre del mineral en las fajas de lixiviación durante el ciclo de lixiviación de primera etapa. Luego, esta solución fluye por gravedad hacia el proceso de SX (extracción por solventes) para su posterior procesamiento con el fin de recuperar el cobre contenido.
a) Piscina de refino
El refino (solución agotada a 0,44 gramos por litro [g/L] de cobre en el proceso de SX) de la operación de SX fluye por gravedad hacia la piscina de refino. Desde aquí, se bombea hacia las fajas de lixiviación durante el ciclo de lixiviación de segunda etapa para recuperar el cobre que queda en el mineral después de finalizar la lixiviación de primera etapa. La solución resultante, denominada ILS (solución de lixiviación intermedia), fluye por gravedad hacia la piscina de ILS. El ácido en el refino realiza la lixiviación de segunda etapa.
Se agrega agua de reposición a la piscina de refino desde el suministro de agua fresca, según sea necesario, para reemplazar el agua perdida por evaporación de la superficie de la pila de lixiviación y de las piscinas. También se agrega agua fresca para reponer la solución retenida con el residuo de la lixiviación.
Se agrega ácido sulfúrico a la solución de refino para reponer el ácido consumido durante el proceso. El ácido es bombeado, a una razón controlada, desde el estanque de almacenamiento de ácido sulfúrico hacia la línea de alimentación de refino. La piscina de refino rebasa por gravedad hacia las líneas de recolección que alimentan la piscina de ILS. Estas líneas de recolección serán analizadas más adelante en esta descripción.
b) Piscina de solución de lixiviación intermedia (ILS)
La solución de lixiviación intermedia (ILS), producida por la lixiviación parcial del cobre del mineral en la pila de lixiviación durante el ciclo de lixiviación de segunda etapa, fluye por gravedad desde la pila de lixiviación hacia la piscina de ILS. Luego, esta solución vuelve a la pila de lixiviación en forma de solución de lixiviación para ser usada durante la operación de
43
lixiviación de primera etapa. El ácido de la ILS realiza la lixiviación de primera etapa del cobre contenido en el mineral para producir una solución rica
Se agrega ácido sulfúrico a la piscina de ILS para reponer el ácido consumido durante el proceso. El ácido se bombea, a una razón controlada, desde el estanque de almacenamiento de ácido sulfúrico hacia la línea de alimentación de ILS.
c) Piscina de solución rica de lixiviación (PLS)
La solución rica de lixiviación (PLS) es producida por la lixiviación de cobre del mineral en la pila de lixiviación durante el ciclo de lixiviación de primera etapa. Esta solución fluye desde la piscina de PLS hacia la planta de SX (extracción por solventes) para su posterior procesamiento, con el fin de recuperar el cobre.
3.3.6.2 Pila de Lixiviación
e) Características del mineral de lixiviación oxidado
El mineral de lixiviación primero se extrae, se chanca y se aglomera. Luego, se transporta a la pila de lixiviación mediante una serie de correas transportadoras y el apilador lo deposita en la pila de lixiviación. En la etapa de chancado, el mineral es chancado de forma tal que el 80 por ciento de las partículas de mineral tengan menos de 1/2 pulgada de diámetro y el 100 por ciento del mineral tenga un diámetro inferior a ¾ de pulgada. El mineral contiene 0,7 a 1,0 por ciento de cobre soluble. El cobre soluble está presente en forma de un mineral, que se disuelve fácilmente en una solución de ácido sulfúrico.
El principal componente de mineral de cobre del mineral es una mezcla de brochantita y antlerita. El cobre en este mineral se disuelve relativamente rápido en una solución de ácido sulfúrico. Los otros componentes de mineral que contienen cobre en el mineral principal son la crisocola [(CuAl)2H2Si2O5
.H2O] y cobre nativo oxidado (CuO2). El cobre en estos minerales se disuelve lentamente en una solución de ácido sulfúrico. La mayor parte de este cobre no se recuperará durante la operación de lixiviación.
El mineral también contiene una variedad de minerales arcillosos, tales como ilita, moscovita y sericita. Estos minerales no contienen cobre.
f) Construcción de la pila de lixiviación
La base de la pila es tierra natural compactada con una inclinación general ascendente de 1 a 5 grados, que va de oeste a este. Sobre el suelo, se pone cuidadosamente una capa de tierra especialmente seleccionada. Esta capa ayuda a proteger el único revestimiento de 60 milésimas de pulgada de HDPE (polietileno de alta densidad) que se pone a continuación. Ésta es la barrera impermeable que recoge las soluciones de lixiviación y evita la pérdida de solución hacia el suelo. El revestimiento impermeable se extiende para traslapar un revestimiento similar colocado en las zanjas colectoras de solución que rodean el borde de la pila. Sobre el revestimiento, se coloca una serie de tuberías colectoras de 4 pulgadas. Luego, se coloca otra capa de material cuidadosa-mente seleccionada. Esta capa tiene aproximadamente 0,6 metros de espesor y es la última capa de preparación antes de colocar el mineral. Entre el mineral y esta capa, se coloca una serie de tuberías colectoras de 6 pulgadas. Las tuberías colectoras recogen la solución de lixiviación que drena hacia el fondo de la pila. Esta solución es dirigida al oeste, hacia las tuberías colectoras principales analizadas más adelante en esta descripción. La pila de lixiviación está construida sobre una superficie preparada especialmente, como se ilustra en la Figura 3.3.10.
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Figura 3.3.10: Pila de lixiviación y revestimiento
La pila de lixiviación está construida en capas. Estas capas también se denominan pisos. Una vez que se ha puesto suficiente mineral en un piso y el piso está debidamente preparado, se colocan las tuberías de distribución de solución sobre la superficie del piso superior. Se conectan las tuberías y comienza el ciclo de lixiviación.
La construcción de los pisos es un elemento importante en la operación del área de lixiviación, debido a que la programación del área de lixiviación debe tomar en cuenta el avance de la construcción de los pisos de lixiviación.
El piso se divide en franjas largas y angostas llamadas fajas. Para el primer piso de la pila de lixiviación, una faja comúnmente mide 160 metros de ancho por 900 metros de largo (la dimensión de 900 metros va de oeste a este). Cada faja se divide en cuatro bloques, cada uno de aproximadamente 160 metros de ancho por 225 metros de largo. Debido a la pendiente natural del mineral, a medida que se agregan pisos adicionales a la pila, la longitud de las fajas disminuye progresivamente en la cima de cada piso adicional.
La pila de lixiviación se construye en dos fases. En la Fase 1, los pisos se construyen, primero, en el lado sur de la pila. Mediante la construcción de rampas en las fajas y utilizando la apiladora, el piso se construye de a una faja a la vez hasta completar todo el piso.
Durante la Fase I, se construyen 6 fajas. Una vez que las Fajas 1 a 6 tienen una altura de cuatro pisos (24 m), comienza la construcción de fajas en la esquina sudeste de la Faja 7, que es el inicio de la Fase II.
El primer piso de la Fase II se deposita a medida que los equipos se mueven desde la Faja 7 a la Faja 8 y continúan a las Fajas 9, 10 y 11. Se depositan otros tres pisos sobre las Fajas 7 a
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11, lo que hace que la pila de lixiviación tenga una altura uniforme de 24 metros en toda su longitud. Ahora hay cuatro pisos completos en la pila.
La Fase III comienza cuando se deposita un piso desde la esquina sudeste de la Faja 1 a todo lo largo de la pila este hasta el extremo de la Faja 11. Esto crea el Piso 5. Se depositan otros dos pisos idénticos. Aunque el Piso 8 se crea de la misma forma que los tres pisos anteriores, la cantidad de fajas del Piso 8 disminuye a diez para crear una pendiente. Es necesario crear una pendiente en la pila para mantener las paredes estables. Los Pisos 9 al 11 son idénticos al Piso 8. En el Piso 12, la cantidad de fajas se reduce a nueve para aumentar la estabilidad de la pila. Los Pisos 13 y 14 son idénticos al Piso 12. Al cabo de diez años, cuando se terminen todos los pisos, habrá 14 pisos en el lugar con una altura total de la pila de 84 metros. Cuando la pila esté totalmente construida, contendrá aproximadamente 141.000.000 toneladas métricas de mineral.
C) Sistema de distribución y recolección de solución
•••• Distribución de la solución
La solución de lixiviación se distribuye hacia la pila de lixiviación a partir de dos fuentes: la solución de refino y la ILS (solución de lixiviación intermedia). La solución que se usa en cualquier área de la pila en un momento dado depende de un programa de lixiviación predeterminado. Por lo general, la ILS se usa para producir la PLS de mayor ley y el refino, para producir la ILS de menor ley.
• Estaciones portátiles de control de flujo
Para controlar el flujo de solución hacia la pila, hay cinco estaciones portátiles de control de flujo. Cada estación está dedicada a una faja. Cada estación portátil de control de flujo tiene cuatro líneas que se extienden sobre la pila de lixiviación. Las líneas de solución principales de refino y de ILS van en dirección norte a sur, en el lado oeste de la pila de lixiviación. Las tuberías se colocan en zanjas revestidas con HDPE. La tubería hacia las estaciones portátiles de control de flujo sale de estas líneas principales de solución.
Las estaciones portátiles de control de flujo constan de un flujómetro magnético y una válvula de control. Además, hay válvulas de mariposa para aislar el flujo de solución de las líneas principales de refino y de ILS. A medida que la solución fluye hacia la estación portátil de control de flujo, primero se encuentra con el flujómetro magnético. Este instrumento tiene el mismo diámetro interno que la línea de 12 pulgadas que se conecta a las líneas principales de solución. El flujómetro magnético mide el caudal de solución y transmite esta lectura de flujo a la sala de control de SX. Aquí se indica el flujo y se registra el flujo total que pasa por el tubería. También se usa la señal de caudal para el control automático del flujo. Cuando la solución pasa el flujómetro, entra a una sección de tubería de 8 pulgadas. En esta sección de tubería, se instala una válvula de control de flujo. Ésta es una válvula de bola con un actuador accionado eléctricamente. El motor eléctrico que opera al actuador es controlado automáticamente por el DCS, en base a la lectura de flujo del flujómetro magnético. De esta forma, el DCS puede mantener un flujo prefijado por el operador a través de la tubería, ajustando la abertura de la válvula. Una vez que la solución sale de la válvula de control de flujo, entra a otra tubería de 12 pulgadas, que lleva la solución al sistema de distribución de la solución de lixiviación, sobre la pila.
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Figura 3.3.11: Tubería principal de solución
• Sistema de distribución de solución del bloque
Cada línea de la estación portátil de control está dedicada al control del flujo de la solución en un bloque dentro de la faja. Dentro de cada bloque, hay cinco líneas matrices secundarias de 160 metros, equipadas con válvulas de mariposa de 6 pulgadas para aislar y controlar el flujo de la solución. Los tubos de los goteros tienen aproximadamente 45 metros de largo y salen de cada una de estas líneas matrices secundarias. Los tubos de los goteros están separados aproximadamente 0,76 metros. Esto se muestra en la Figura 3.3.12 y se entregan más detalles en la Figura 3.3.13.
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Figura 3.3.12: Vista de planta de la tubería del bloque de lixiviación
Las líneas matrices secundarias constan de tramos cortos de tuberías de cloruro de polivinilo (PVC) que pueden ser transportados por una o dos personas. Las tuberías se unen con acoplamientos de desconexión rápida. Hay una serie de tubos de 1/2 pulgada de diámetro (12 mm de diámetro) conectados a las líneas matrices secundarias, las cuales se extienden por la superficie del bloque. Cada tubo de gotero tiene un grupo de goteros a intervalos de aproximadamente 0,6 metros en toda su longitud. La Figura 3.3.13 ilustra con mayor detalle las líneas matrices secundarias.
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Figura 3.3.13: Detalle de una matriz secundaria
La operación de los goteros en los tubos de goteros es vital para el éxito de la operación de lixiviación.
d) Principio de operación Goteros a presión
El objetivo del gotero es controlar en forma precisa el flujo de solución de lixiviación que va a cada área de la pila de lixiviación. El gotero reduce la presión en el tubo de gotero desde aproximadamente 138 kPa en la entrada del gotero a 0 kPa en el orificio de descarga de la solución. Esto se logra gracias a una serie de orificios perforados en el gotero. El diseño de estos orificios también controla el caudal de descarga del gotero a aproximadamente, 8 litros por hora. En la Figura 3.3.14 se ilustra el gotero a presión.
Los goteros están insertos en el tubo de goteo a intervalos aproximados de 0,6 metros. El gotero está fijo en el tubo, con la admisión del gotero cerca del centro del tubo. Esto ayuda a reducir la cantidad de partículas que entran al gotero, ya que las partículas tienden a desplazarse por el fondo del tubo de goteo.
Si entran partículas al gotero y son muy grandes como para pasar por los orificios, se pueden alojar en el orificio, deteniendo el flujo. Debido al bloqueo, se acumula presión detrás de la partícula.
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Debido a que el orificio está hecho de un material de silicona flexible y se puede expandir hasta 50 veces su tamaño nominal, a medida que se acumula presión detrás de la partícula, ésta es forzada a pasar por el orificio que se expande y a la siguiente cámara del gotero. Luego, el orificio vuelve a su tamaño y operación normales. Finalmente, la partícula pasa por todos los orificios y es descargada en la pila de lixiviación.
Figura 3.3.14: Gotero a presión
e) Sistema de recolección de solución
Se han instalado tuberías colectoras (una tubería colectora secundaria de 24 pulgadas de diámetro y dos tuberías colectoras primarias de 40 pulgadas de diámetro) en el revestimiento de HDPE en una zanja de la base oeste de la pila de lixiviación. Estas tuberías recogen y transportan la solución de lixiviación a las piscinas de solución. Hay un colector de 40 pulgadas para la ILS y un segundo colector de 40 pulgadas para la PLS. Las tuberías y el revestimiento están cubiertos por una capa de drenaje de un tamaño máximo de 500 mm de roca harneada.
El revestimiento bajo las tuberías colectoras se prolonga hacia el oeste, por debajo de la tubería que viene de las bombas de solución. Luego, el revestimiento termina en una berma al oeste de las líneas de las bombas de solución. De esta manera, todos los derrames o filtraciones de las líneas de recolección, de las líneas de las bombas de solución o de la pila misma se juntan en el punto más bajo, la zanja, donde están instaladas las tuberías colectoras y, finalmente, se juntan en el colector secundario que lleva la filtración hacia la piscina de ILS.
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Hay un extenso sistema de tuberías colectoras sobre y bajo la pila de lixiviación que alimenta los colectores principales de 40 pulgadas. Las tuberías colectoras de la pila de lixiviación tienen un diámetro de 24 pulgadas y están instaladas debajo del primer piso y en la base de cada piso sucesivo. El sistema de recolección de cada piso sucesivo consta de una serie de tuberías de recolección de 24 pulgadas y cámaras de traspaso. Las tuberías de 24 pulgadas llevan la solución a las cámaras de traspaso. Desde allí, la solución fluye hacia las tuberías colectoras de 40 pulgadas. La solución puede fluir a la tubería colectora de 40 pulgadas ya sea de ILS o de PLS. El destino lo elige el operador y puede ser controlado mediante las válvulas de aislación en las líneas colectoras que alimentan los colectores de 40 pulgadas. El sistema colector se muestra en el corte transversal en la Figura 3.3.15.
Figura 3.3.15: Corte transversal del sistema colector de solución
Durante la operación normal, fluye un gran volumen de solución a través de la pila. Si el operador deja de agregar solución nueva en la parte superior de la pila, la solución sigue fluyendo fuera de la pila y hacia la piscina durante algún tiempo. Parte de la solución queda atrapada en la pila. La parte que fluye fuera de la pila se denomina drenado de la pila de lixiviación (efluente). Cada piscina de solución de PLS y de ILS tiene una capacidad de 54.000 metros cúbicos y pueden almacenar aproximadamente 16 horas de drenado de la pila de lixiviación.
3.3.6.3 Operación en las pilas de lixiviación
Las soluciones de lixiviación (tanto refino como ILS) son distribuidas en la parte superior de las pilas de lixiviación durante la operación normal. Las soluciones escurren por los pisos y disuelven el cobre del mineral aglomerado. Cuando las soluciones llegan al revestimiento impermeable, son recolectadas en las tuberías colectoras y se envían a las piscinas de solución.
• Bloques y ciclo de lixiviación
Cada piso de un pila de lixiviación se divide en fajas, cada una de las cuales es alimentada por las estaciones portátiles de control de flujo. Cada estación portátil de control de flujo tiene cuatro tuberías que se extienden por la parte superior y a través de la pila de lixiviación de oeste
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a este. Cada línea alimenta un bloque de lixiviación individual; es decir, hay cuatro bloques por estación de control de flujo. Cada bloque tiene aproximadamente 160 metros de ancho y 225 metros de largo y cubre un área aproximada de 36.320 metros cuadrados. Debido a que la pila de lixiviación no es cuadrada en su esquina sudoeste, las fajas y los bloques de esa área, en cierta forma, son más pequeños que el resto.
Tabla 3.3.3: Terminología de las pilas de lixiviación
Término Ancho Profundidad Largo Área
Faja Base 160 m 6 m* Variable—hasta 900 m
Aproximadamente 144.000 m2
Bloque Ancho superior 160 m
6 m* 225 m Normalmente 36.320 m2
Piso 1.760 m 6 m* Variable—hasta 900 m
Aproximadamente 1.584.000 m2
* Los aglomerados son apilados a una altura de 6 m. Después de aplicar las soluciones de lixiviación, el material se compacta y la altura del piso disminuye en cierta medida.
La Tabla 3.3.4 muestra las características de la solución de lixiviación utilizada para lixiviar el mineral.
Tabla 3.3.4: Características de la solución de lixiviación
Constituyente Refino (g/l*) ILS (g/l*) PLS (g/l*)
Cobre (Cu++) 0,41 1,0 4,68
Total de hierro (Fe) 10-18 10-18 10-18
Ácido sulfúrico (H2S04)
9 a 10 9 a 10 9 a 10
pH 1,3 1,2 1,5
* Gramos de constituyente contenido en un litro de solución.
En base al trabajo de análisis extensivo y a la experiencia operacional, Escondida utiliza un ciclo de 105 días en cada bloque, como se describe más adelante en la Tabla 3.3.5. Este período no incluye el tiempo de colocación del mineral en un piso. El tiempo para terminar la construcción de un piso varía de 3 a 6 meses, dependiendo del área del piso.
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Tabla 3.3.5: Ciclo de lixiviación
Actividad Días
Curado de ácido 1
Instalación de tuberías 2
Irrigación de la pila 80
Drenaje sin riego 10
Remoción de las tuberías 2
Compactación y preparación 5
Contingencias 5
Total 105
El ciclo está diseñado para lograr una recuperación de cobre soluble global del 85 por ciento. Si es necesario, se puede modificar en base a la experiencia y las condiciones de operación actuales.
Durante el período de 80 días de irrigación de solución de lixiviación, tanto el refino como la ILS se esparcen sobre la superficie de los bloques. Con el diseño de la tubería de la estación portátil de control, es posible alimentar refino e ILS a la misma faja. Esto da flexibilidad al programar la lixiviación del mineral para maximizar la recuperación de cobre.
Normalmente, la ILS se usa para el primer período de irrigación de los bloques y el refino se usa para el resto del tiempo de lixiviación de los bloques. Sin embargo, en la práctica, el tiempo de cambio real de ILS a refino varía de un bloque a otro, debido a que todo el mineral de los bloques no es exactamente igual y algunos bloques pueden lixiviar más rápido que otros. El programa para pasar de una solución a la otra es determinado por el supervisor y por el personal metalúrgico, y puede modificarse en base a la experiencia y las condiciones actuales.
En condiciones de operación normales, se obtienen regularmente muestras del mineral aglomerado que se está poniendo en cada bloque en la planta de aglomeración. Las muestras se llevan al laboratorio metalúrgico y son lixiviadas bajo condiciones estándares. Los resultados de estas pruebas ayudan a los operadores, supervisores y personal metalúrgico a hacer todos los ajustes necesarios al ciclo de lixiviación.
• Programa de lixiviación
A un tonelaje de producción de diseño de 54.000 a 67.500 toneladas métricas secas por día, un flujo combinado de refino e de ILS a 7.200 m3 por hora y una razón de goteo de 15 litros por hora por metro cuadrado de superficie de pila de lixiviación, la pila de lixiviación requiere aproximadamente 480.000 metros cuadrados de área de lixiviación activa. Esto es equivalente a más de 13 bloques en lixiviación al mismo tiempo.
Como lo indica el análisis anterior, cada bloque de la pila de lixiviación está en una etapa diferente del ciclo en un determinado día. A fin de controlar la operación general de manera eficiente, los supervisores y el personal metalúrgico preparan planes mensuales y anuales que muestran qué fajas se van a construir y qué bloques estarán en lixiviación durante el período del plan. Esta información se usa para preparar un programa semanal que ayude a los operadores
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a programar su trabajo en terreno. Aunque el programa puede ser ajustado en el corto plazo en base a las condiciones actuales, es importante mantener el plan general, a fin de poder cumplir las metas de producción de cobre.
• Irrigación de solución de lixiviación
Durante la operación normal, la solución fluye por los colectores, los subcolectores y los tubos de goteros para salir finalmente por los goteros. El operador ajusta las diferentes válvulas de mariposa para lograr el caudal deseado hacia los bloques y equilibrar el flujo hacia los cinco subcolectores. La solución de lixiviación se aplica al mineral en los bloques a una razón de 15 (litros / hr m2). Con un área de bloque de 36.320 metros cuadrados, esta razón es equivalente a un flujo de solución de aproximadamente 545 metros cúbicos por hora para cada bloque.
• Estrategia de control de la distribución de la solución
La meta global de la estrategia de control de la distribución de la solución es lograr un flujo relativamente uniforme de solución de lixiviación a través de todos los goteros de la pila de lixiviación. La operación correcta del sistema de distribución de la solución requiere una comunicación y cooperación estrechas entre los operadores de la sala de control y de terreno. Como regla general, cuando se va a alimentar solución a una línea de alimentación de bloque vacía, el operador en terreno abre completamente todas las válvulas de mariposa de 6 pulgadas de la matriz secundaria que va al bloque que se va a lixiviar. Luego, el operador en terreno debe abrir la válvula de mariposa de 12 pulgadas correspondiente de la línea principal de refino o de ILS, dependiendo de la solución que vaya a poner en los bloques de lixiviación. Este procedimiento ayuda a evitar una contrapresión excesiva en los colectores y en las líneas matrices secundarias y permite que escape el aire atrapado.
Cuando la solución está fluyendo en forma continua, el operador en terreno ajusta el flujo de solución que va al bloque a 545 m3 por hora. Esto se logra al ajustar las válvulas de mariposa de 6 pulgadas de las líneas matrices secundarias que alimentan los bloques. Si es necesario, el operador puede ajustar todas las válvulas de mariposa en las líneas matrices secundarias del bloque para lograr una razón de aplicación uniforme sobre la superficie del bloque.
Durante la operación normal, los operadores frecuentemente cambian el flujo de solución de lixiviación (tanto refino como ILS) desde un bloque de lixiviación a otro y, con menor frecuencia, de una estación portátil de control de flujo a otra. El procedimiento de operación normal es iniciar el flujo de solución hacia el nuevo bloque o a la nueva estación portátil de control de flujo antes de detener el flujo hacia el bloque o a la estación portátil de control de flujo en funcionamiento. Este procedimiento ayuda a evitar la formación de presión excesiva en los colectores y en las líneas matrices secundarias.
• Monitoreo de la producción
Para asegurar que siempre haya una volumen adecuado de PLS con el correcto contenido de cobre para las plantas de extracción por solventes (SX), el personal metalúrgico de la planta entrega un inventario de solución en forma regular (generalmente, semanal o mensualmente). Las anotaciones importantes de este inventario y el equilibrio masa relacionadas son los caudales de solución y los análisis químicos. Los caudales, tanto instantáneos como acumulativos en períodos de tiempo, son medidos y registrados por los flujómetros y transmitidos al DCS. Una responsabilidad importante del operador es anotar los caudales, según lo instruya el personal metalúrgico de la planta, anotándolo en la planilla de control.
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3.4 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
3.4.1 INTRODUCCIÓN
La extracción por solventes es un proceso que implica el paso del cobre, disuelto en forma de iones dentro de una fase acuosa hacia otra fase líquida, inmiscible con ella, conocida como fase orgánica.
Durante el contacto líquido-líquido se produce un equilibrio en el cual el cobre en solución se distribuye entre las fases acuosas y orgánicas de acuerdo a sus respectivas solubilidades.
Esta técnica se aplica en la metalurgia extractiva del cobre con fines fundamentales de concentrar, purificar y separar este metal de otros elementos o metales disueltos.
En la operación de extracción por solventes la solución rica en cobre (PLS) que viene de la lixiviación se contacta en contracorriente e íntimamente con una oxima aromática disuelto en un diluyente adecuado, para la extracción por solventes, realizándose esta operación en un equipo llamado mezclador- decantador.
En la etapa inicial de mezcla existe una transferencia de masa selectiva de cobre desde la fase acuosa (PLS) a la fase orgánica (mezcla líquida entre un extractante y un diluyente) aquí se produce la reacción de extracción del cobre. El sentido de la reacción química se puede invertir mediante el contacto de la fase orgánica con una solución acuosa con alta concentración de ácido sulfúrico. Con ese fin el cobre es descargado o retraído de la fase orgánica al mezclarse con el electrolito pobre de electroobtención. El cobre es transferido nuevamente hacia la fase acuosa obteniéndose un electrolito rico que es la alimentación para el proceso de electroobtención.
3.4.2 OBJETIVOS DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
Son dos los objetivos fundamentales de un proceso de extracción por solventes:
• Concentración: Incrementar la concentración de un ión metálico valioso en solución.
• Purificación: Purificar una solución de iones metálicos no valiosos e indeseables. Por ejemplo: purificar una solución de Cu+2 de iones Fe+2, Fe+3, Al+3, etc.
En la extracción por solventes, el cobre (Cu+2) contenido en el PLS, se transfiere a un extractante previamente diluido con un solvente orgánico. La mezcla de extractante y diluyente se denomina fase orgánica y la solución cargada de cobre PLS se denomina fase acuosa.
Las soluciones con bajo contenido de ácido permiten que el cobre se traslade de la fase acuosa hacia la fase orgánica, mientras que las soluciones altamente ácidas, re-extraen el cobre de la fase orgánica. (La transferencia de cobre hacia y desde la fase orgánica, es una reacción reversible que es controlada por la concentración de ácido sulfúrico en la solución acuosa).
Para comprender el proceso de SX-EW completo, visualicemos los siguientes tres circuitos interconectados:
• Circuito de solución de lixiviación. • Circuito de purificación. • Circuito de electroobtención.
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El cobre se transfiere de un circuito a otro en forma sucesiva.
En la Figura 3.4.1, se ilustran los tres circuitos. La concentración de cobre (Cu+2) en los circuitos, se expresa en gramos por litro (g/L).
3.4.3 CONCEPTOS ESENCIALES
3.4.3.1 En la Etapa de extracción
La mezcla de las dos soluciones insolubles se llama emulsión o dispersión. Mientras el PLS y la fase orgánica se mezclan, la mayor parte del cobre se transfiere desde el PLS a la fase orgánica.
Luego, la emulsión se dirige hacia la sección del decantador del mezclador-decantador, donde se divide gradualmente en dos capas distintas: una capa de fase acuosa más pesada en el fondo y una capa más liviana en la superficie. La capa de fase acuosa, ahora denominada refino y que contiene aproximadamente 0,62 g/L Cu+2, recircula hacia la poza de refino. La fase orgánica rica en cobre, ahora denominada fase orgánica cargada, y que por lo general contiene 7,93 g/L Cu+2, fluye hacia el tanque de fase orgánica cargada, ubicado en el patio de tanques, y de éste último, hacia el mezclador-decantador de re-extracción.
3.4.3.2 En la Etapa de re-extracción:
La fase orgánica cargada se mezcla con el electrolito pobre. El electrolito pobre es una solución baja en cobre y con alta concentración de ácido, que proviene de la casa de celdas de electroobtención. Nuevamente, estas dos soluciones forman una emulsión y bajo la influencia del alto contenido de ácido, la mayor parte del cobre se transfiere desde la fase orgánica cargada hacia el electrolito.
Luego, la emulsión se dirige hacia la sección del mezclador decantador y nuevamente se divide en forma gradual en dos capas distintas. La capa de fase acuosa del fondo, ahora denominada electrolito rico y que contiene aproximadamente 50-55 g/L de cobre,, se transfiere a través del circuito de electroobtención hacia la casa de celdas para la producción de cátodos de cobre. La
E. W 99.99 % Cu REEXTRACCIÓN EXTRACCIÓN LIXIVIACIÓN
Figura 3.4.1: Esquema cíclico del proceso lixiviación – extracción por solventes – electroobtención
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capa de fase orgánica en la superficie, ahora denominada fase orgánica descargada y que contiene aproximadamente 2,49 g/L de cobre, se recircula para ser utilizada nuevamente en la etapa de extracción.
3.4.4 DEFINICIONES
Solución acuosa La solución acuosa llamada también fase acuosa, es una mezcla líquida de agua con un compuesto ácido o básico soluble en ella, que permite contener iones metálicos.
En nuestro caso, esta solución acuosa está conformada por la mezcla de agua con ácido sulfúrico (con pH = 2, o sea 0,8 g de ácido por litro de agua). Contiene iones metálicos recuperados en la etapa de lixiviación como: cobre, fierro, aluminio, manganeso, molibdeno y otros. A esta solución también la llamamos PLS (de las palabras en ingles Pregnant Leach Solution).
Acuoso: Solución líquida que pueden ser el PLS, rafinato, electrolito pobre y electrolito rico.
PLS: Solución impregnada de cobre de color verduzco que se obtiene de la lixiviación de las pilas y de la agitación de los finos, y que contiene cobre, fierro, ácido e impurezas.
Refino: Solución acuosa a la cual se le ha extraído su contenido de metal valioso; en un circuito de extracción por solventes, es la solución que sale de las etapas de extracción donde ha dejado el cobre retornando al circuito de lixiviación como solución de riego.
Solución orgánica Es una mezcla líquida de un solvente o diluyente con un extractante orgánico que permite seleccionar iones metálicos valiosos. Esta es inmiscible en una fase acuosa.
En la planta de óxidos, la solución orgánica es la mezcla líquida del diluyente o solvente Shell sol de alto punto de inflamación, con el extractante con un 19,4 Vol.% de extractante en 80,6 Vol.% de diluyente.
Diluyente: Líquido de menor densidad que el agua (kerosene de alto punto de inflamación) cuya función es disminuir la viscosidad del extractante para facilitar el atrapamiento del cobre y su purificación (SHELL SOL).
Extractante: Reactivo, cuya característica principal es su alta selectividad por el cobre.
Solución electrolítica La solución electrolítica es una mezcla de agua, ácido sulfúrico y sulfato de cobre, caracterizada por permitir el paso de la corriente eléctrica continua produciendo la descomposición del sulfato de cobre.
Existen dos tipos de soluciones electrolíticas:
Electrolito rico, solución ácida con altas cantidades de cobre y ácido (+/- 50 g/L de Cu), que sale de la etapa de re-extracción.
Electrolito pobre, solución ácida con bajas cantidades de cobre (+/- 40 g/L de Cu) que sale de las celdas de electroobtención, alta concentración acido (180 g/L).
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3.4.5 SOLUCIONES
La Solubilidad es un fenómeno físico-químico, el cual consiste en la disolución de una sustancia en otra, dando como resultado la formación de una solución homogénea (sistema de una sola fase).
La relación de solubilización de una sustancia en otra, es el vínculo entre lo que se disuelve y la que actúa como solvente, que es equivalente a la relación de concentración soluto-solvente.
Una solución viene a ser entonces, un sistema de una sola fase, el cual puede estar formado por dos o más sustancias (componentes) al tamaño molecular, atómico o iónico cuya composición varía dentro de ciertos límites.
El soluto es el componente que en una solución se encuentra en menor cantidad. En el caso de que dos sustancias sean miscibles entre sí en todas proporciones, el soluto será el que posea mayor actividad química.
El solvente será el componente que en una solución se encuentra en mayor proporción. En el caso de que éste sea miscible en todas las relaciones de mezcla con otra sustancia, el solvente será el componente cuya actividad química sea menor.
Las soluciones pueden estar formadas por uno o más solutos y un solvente. Las soluciones se clasifican en base al estado físico del solvente, de aquí que se puedan tener: soluciones sólidas, líquidas y gaseosas. Asimismo, en función de la cantidad de soluto disuelto en la solución. En este caso, las soluciones serán: no-saturadas, saturadas y sobresaturadas.
Las soluciones no saturadas a su vez pueden ser: muy diluidas, diluidas o concentradas.
Las soluciones muy diluidas, serán aquellas cuyas concentraciones sean menores de 1x10-4 formal. Cabe aclarar que la concentración de una solución siempre está referida a la cantidad de soluto que se encuentra disuelto en una determinada cantidad sea un volumen o masa, de solución.
Las soluciones diluidas son aquellas cuyas concentraciones están entre los valores de una solución menor de uno formal hasta 1x10-4 formal, es decir, en la región usual de las determinaciones del pH y pOH de una solución.
Las soluciones concentradas son aquellas cuya cantidad de soluto es menor que la necesaria para que sea una solución saturada a una determinada temperatura. El límite inferior del campo de este tipo de soluciones corresponde a la de una solución uno formal a una cierta temperatura.
Las soluciones saturadas, son las que contienen la máxima cantidad de soluto que una cierta cantidad de solvente puede disolver a una cierta temperatura. Si en este tipo de soluciones hay más cantidad de soluto del que pueda solubilizar el solvente, este exceso de soluto estará en forma de precipitado y se establecerá un equilibrio dinámico entre el soluto disuelto y el insoluble. En este caso, el sistema estará formado por dos fases.
Las soluciones sobresaturadas serán las que contengan en solución un poco más de soluto del que contiene una solución saturada a una determinada temperatura.
Las soluciones pueden ser: sólidas, líquidas o gaseosas, aunque sus componentes antes de mezclarse se encuentren en diferentes estados.
Una solución se considera homogénea cuando sus componentes al mezclarse forman una sola fase.
Una solución al estado líquido siempre está formada por un solvente sólido, líquido o gaseoso. Por ejemplo: Sólido en líquido; todas las sales al estado sólido que sean solubles en agua u otro
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solvente; líquido en líquido, glicerina o alcohol en agua; gas en líquido, amoniaco, CO2, Cl2, todos los ácidos minerales en agua u otro solvente.
En las soluciones al estado sólido, el solvente siempre se encuentra en estado sólido. Por ejemplo: Sólido en sólido, aleaciones y soldaduras metálicas (aunque metalográficamente, una aleación está formada por cristales mixtos de los componentes al estado sólido); líquido en sólido, benceno disuelto en yodo al estado sólido; gas en sólido, hidrógeno disuelto en esponja de hierro, cromo-platino o paladio (estos metales se utilizan como cristalizadores de contacto formando en principio soluciones con los reactantes).
En las soluciones al estado gaseoso, el solvente está siempre en estado gaseoso. Por ejemplo: Sólido en gas, partículas sólidas pequeñas tales como: átomos, iones o moléculas que se encuentran en la atmósfera; líquido en gas, moléculas de agua en la atmósfera; gas en gas, todos los gases son miscibles entre sí.
3.4.6 REACCIÓN QUÍMICA DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
En la Extracción por Solventes ocurre una reacción química que altera la estructura química del soluto a intercambiar, con el fin de producir un intercambio de iones en fase liquida a través de una miscibilidad preferencial de la nueva estructura en la fase a la cual se quiere llevar el elemento valioso.
Por ejemplo en el caso del cobre, el ión cúprico que forma parte del sulfato de cobre disuelto en una solución acuosa acidulada, reacciona con el extractante formando un compuesto organometálico insoluble en agua y totalmente soluble en kerosene, con lo cual se produce la extracción del cobre desde la fase acuosa a la orgánica.
Esto es expresado en la conocida reacción reversible de intercambio iónico :
• Reacción de extracción:
2RH + Cu+2 + SO4– 2 R2Cu + 2H+ + SO4
– 2
Extractante de fase orgánica descargada
Solución rica de lixiviación de la fase acuosa con bajo contenido de ácido
Extractante de fase orgánica cargada
Refino de faseacuosa
Donde RH es el extractante (ya sea aldoxima, ketoxima, o una combinación de ambos).
• Reacción de re-extracción
La reacción de re-extracción es lo opuesto a la reacción de extracción.
2H+ + SO4– 2 + R2Cu 2RH + Cu+2 + SO4
– 2
Electrolito agotado de Cu+, con alto contenido de ácido (electrolito pobre)
Extractante de fase orgánica cargada
Extractante de fase orgánica descargada
Electrolito enriquecido (electrolito rico)
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3.4.7 CIRCUITO DE EXTRACCIÓN Y RE- EXTRACCIÓN
La planta de extracción por solventes consta de un circuito de extracción que comprende 2 etapas (E-1 y E-2), y otro de re-extracción compuesto también por 2 etapas (S-1 y S-2). Ver figura 3.4.3.
Etapas de extracción (E-1 y E-2)
En las etapas de extracción, el cobre presente en la solución líquida o PLS, es transferido al orgánico en forma selectiva por intercambio iónico cargándolo de cobre según la reacción de extracción.
El orgánico con alto contenido de cobre (fase orgánica cargada), pasa a las etapas de re-extracción y la solución líquida pobre en cobre (fase acuosa o refino) fluye por gravedad hacia la poza de refino siendo reciclada en el proceso de lixiviación.
Etapas de re-extracción (S-1 y S-2)
En las etapas de re-extracción; la reacción de extracción se invierte, el orgánico cargado se pone en contacto con una solución acuosa de alta concentración de ácido (electrolito pobre de electroobtención); el cobre se transfiere desde la fase orgánica cargada hacia el electrolito pobre, la fase orgánica descargada de salida de la re-extracción ingresa a las etapas de extracción para empezar un nuevo ciclo.
El electrolito enriquecido de cobre, toma el nombre de electrolito rico he ingresa al patio de tanques, donde es tratado y acondicionado, antes de llegar a las celdas de electroobtención para la producción de cátodos.
En la extracción y re-extracción dadas en las etapas E-1, E-2, S-1 y S-2 respectivamente, producen la separación de las soluciones orgánica y acuosa en dos fases llamadas: fase orgánica y fase acuosa.
EEXXTTRRAACCCCIIÓÓNN
RREEEEXXTTRRAACCCCIIÓÓNN
Solución Rica PLS Refino
Electrolito Rico Avance Electrolito Pobre Spent
Orgánico Descargado Orgánico Cargado
Figura 3.4.2: Esquema del Proceso de Extracción y Reextracción
60
Figura 3.4.3 Circuito de extracción y re-extracción
3.4.8 CONTROL OPERACIONAL EN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
3.4.8.1 Etapa de extracción
Las variables son:
• Capacidad máxima del solvente para el cobre
La capacidad máxima depende fundamentalmente de la concentración del extractante en el diluyente y el pH de la solución acuosa.
A mayor concentración de extractante y con un pH mayor a 2, la capacidad será mayor, pero a medida que aumenta la concentración del extractante, la separación de las dos fases acuosa y orgánica se hace más difícil debido a que aumenta la viscosidad en la mezcla.
• Concentración del extractante
La variable de concentración de extractante en el diluyente es la más importante ya que está en relación con el ratio de extracción de cobre.
Con una concentración dada, al subir el pH del PLS, la capacidad máxima tiende a un límite; la concentración de nuestra solución orgánica es de 19,4% de extractante y 80,6% de diluyente.
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• pH de la solución acuosa
El pH de la solución acuosa inicial (PLS), es la segunda variable en importancia, la experiencia ha demostrado que a menor acidez (o sea mayor pH) mayor será la transferencia o extracción de cobre. Pudiendo trabajar el extractante entre los rangos de pH desde 1,8 a 2,0.
• Relación de volumen entre las soluciones orgánica y acuosa en el mezclador "O/A"
La relación entre el flujo de solución acuosa y el flujo de solución orgánica en el mezclador tiene su incidencia notoria en la extracción, quedando demostrado que cuanto menos sea el flujo de solución orgánica respecto al flujo de solución acuosa, más baja será la extracción.
• Tiempo de mezclado
El tiempo de mezcla es otra variable de consideración que influye en la mayor o menor extracción de cobre, correspondiendo para nuestro caso un tiempo eficiente de mezcla de 158 segundos por etapa.
• Tiempo de separación de fases
El tiempo de retención en el separador de fases (sedimentador) es también de consideración ya que con tiempos de retención adecuados se logrará separar totalmente las fases, evitando de esta manera los atrapamientos de orgánico y acuoso.
• Continuidad de fases
Se llama continuidad de fase a la predominancia de una de las fases sobre la otra en la acción de mezclado; si existe la predominancia de orgánico la continuidad es orgánica y si existe predominancia de acuoso la continuidad es acuosa.
La continuidad de fase deseada se obtiene manteniendo el flujo de ésta muy ligeramente más alto que el flujo de la otra fase. En una continuidad acuosa se logra una separación de fases más rápida y se evita los atrapamientos de acuoso en el orgánico cargado, esta continuidad es de poca viscosidad y coloración más clara y también se caracteriza por su alta conductividad eléctrica. En una continuidad orgánica se evitan los atrapamientos de orgánico en el rafinato. En esta continuidad se puede notar alta viscosidad, coloración oscura y baja conductividad.
En la primera etapa de extracción (E-1) se trabaja en continuidad acuosa. En la segunda (E-2) se trabaja en continuidad orgánica
• Banda de dispersión o interfase acuoso/ orgánico
Es aquella zona que se ubica entre la fase orgánica y la fase acuosa del sedimentador, encontrándose mezcladas ambas fases en forma de burbujas. Normalmente esta zona es ancha a la salida del mezclador y va disminuyendo hacia la zona de rebose de soluciones dependiendo del tiempo de retención en el mezclador y del sedimentador respectivo. Es aconsejable que esta interfase tenga el espesor mínimo posible y se ubique siempre en el nivel medio del sedimentador.
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3.4.8.2 Etapa de reextracción
Las variables son:
• Relación O/A en mezcladores
La relación entre el flujo de la solución acuosa electrolítica y el flujo de la solución orgánica en el mezclador tiene también, incidencia notoria en la re-extracción.
• Temperatura del electrolito
La temperatura del electrolito influye decisivamente incrementando la eficiencia de re-extracción de cobre y a la vez que acelera la separación de fase de esta etapa, influyendo indirectamente en forma similar en la etapa de extracción.
• Contenido de cobre en la solución acuosa electrolítica de re-extracción
El contenido de cobre en la solución electrolítica de re-extracción debe variar entre 27 a 30 g/L, para no restarle acidez (concentración de ácido libre) al electrolito y pueda despojar al orgánico cargado de la mayor cantidad de cobre.
• Contenido de ácido sulfúrico en la solución de re-extracción
Para los propósitos de re-extracción cuanto más ácido libre tenga el electrolito, mayor será la eficiencia de transferencia, pudiendo conservarse la acidez en 170 g/L – 180 g/L.
• Tiempo de mezclado
Al igual que la etapa de extracción, el tiempo de reacción o agitación de las fases es de 98 segundos por etapa, para asegurar una buena eficiencia de re-extracción y obtener un orgánico descargado con menor cantidad de cobre.
• Separación de fases
A través de un control minucioso de la relación O/A, altura de orgánico en el separador y una menor banda de dispersión debe conseguirse una buena separación de las fases orgánica y acuosa, controlando los atrapamientos de orgánico y acuoso.
• Continuidad de fases.
Se debe tener en cuenta el mismo criterio de la etapa de extracción. En la primera etapa de re-extracción (S-1) se trabaja en continuidad orgánica. En la segunda (S-2) se trabaja en continuidad acuosa.
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3.4.9 PROBLEMAS OPERATIVOS USUALES EN EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
3.4.9.1 Estabilidad del extractante
Las principales causas de deterioro del extractante es la acción del agua y el ácido, ya que su acción conjunta da lugar a la hidrólisis. Al hidrolizarse el reactante produce un compuesto inactivo soluble en la solución acuosa, a mayor acidez de la solución la hidrólisis se produce en mayor grado.
Este problema se puede producir en la etapa de re-extracción por el uso de soluciones extremadamente ácidas (concentraciones mayores a 190-200 gramos de ácido por litro de electrolito).
3.4.9.2 Volatilización del diluyente.
Este problema se presenta cuando el sistema esta operando a elevadas temperaturas o en climas cálidos. La cubierta de los sedimentadores debe mantenerse para evitar el incremento de temperatura del solvente por la luz solar.
3.4.9.3 Separación de fases
La separación eficiente de fases depende de la velocidad de agitación en los mezcladores, al aumentar la velocidad hasta cierto límite es posible obtener una dispersión más fina y por lo tanto mejorar la eficiencia en las etapas, pero esto aumenta los consumos de energía y los requerimientos de superficie de los sedimentadores.
Otro aspecto relacionado con la separación de fases es el flujo específico que se refiere al flujo total de solución (orgánico y acuoso) por unidad de área del sedimentador.
3.4.9.4 Incremento del espesor de la banda de dispersión o interfase O/A
Este problema evita una eficiente separación de fases y produce altas pérdidas de orgánico. Se consideran apropiadas bandas de dispersión de 8 a 12 cm. La altura de la banda de dispersión depende del flujo específico ya que al aumentar éste, también aumenta proporcionalmente la banda de dispersión.
El incremento de temperatura ayuda a disminuir el espesor de la banda de dispersión y mejora la separación de fases.
A mayor concentración del extractante es mayor la banda de dispersión. El incremento de la velocidad de agitación también tiene el mismo efecto.
3.4.9.5 Atrapamiento de solución orgánica en la solución acuosa
Este es un problema que produce fuertes pérdidas de orgánico. En la práctica conviene trabajar en orgánico continuo para evitar su pérdida, pero se debe tener en cuenta la influencia de esta continuidad en el incremento de espesor de la banda de dispersión resultando que la separación de fases es más difícil en orgánico continuo. En la práctica son aceptables pérdidas de orgánico entre 50 a 80 partes por millón.
Diferencia entre el arrastre de solución orgánica en la solución acuosa La diferencia es que el atrapamiento de la solución acuosa en la solución orgánica, produce otro tipo de problemas o consecuencias, como por ejemplo incremento de contaminación del electrolito con impurezas no valiosas como el fierro, el cloro, el manganeso, etc. Los mismos que interfieren en el proceso de electroobtención, en la eficiencia de corriente y en la calidad del cobre que se produce. El trabajar en acuoso continuo ayuda a disminuir estos atrapamientos pero por otro lado incrementa las pérdidas de orgánico.
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3.4.10 IMPORTANCIA DE LA DETERMINACIÓN DE ARRASTRE ORGÁNICO EN ACUOSO
La presencia de pequeñas cantidades de fase orgánica de la etapa de extracción por solventes causa una decoloración en los depósitos del cátodo y en los contornos. Esta porción de deposito coloreado de marrón oscuro se conoce como "Quemado Orgánico". Los depósitos de cobre en el área quemada son suaves y polvorientos y es probable que un alto grado de impurezas sólidas ocurra sobre las áreas quemadas.
Una buena operación y tratamiento de limpieza de orgánico del electrolito proveniente de la etapa de extracción por solventes evitará el quemado orgánico.
Este quemado orgánico, es una consecuencia directa del solvente entrampado en las celdas de electrólisis. El diluyente de extracción por solventes no genera un quemado orgánico.
3.4.10.1 Atrapamiento de solución acuosa en la solución orgánica
Este problema produce incremento de contaminación del electrolito con impurezas no valiosas (como fierro, cloro, manganeso etc.) que interfieren en el proceso de electroobtención, en la eficiencia de corriente y en la calidad del cobre que se produce. Este problema se puede eliminar optimizando las variables que procuren una eficiente separación de fases con la instalación de un tanque sedimentador entre la etapa de extracción y re-extracción.
El trabajar en acuoso continúo ayuda a disminuir estos atrapamientos pero por otro lado incrementa las pérdidas de orgánico.
3.4.10.2 Formación de emulsiones estables o crudo
Este es un problema común en todas las plantas de extracción por solventes. Se trata de un problema potencial que puede producir fuertes pérdidas de orgánico que repercutirían fuertemente en los costos de operación. El crudo es definido como el material resultante de la agitación de una fase orgánica, una acuosa y partículas sólidas finas que forman una mezcla estable que se ubica en la interfase de las fases, impidiendo la separación de fases cuando alcanza espesores mayores a 5 - 8 cm.
Las causas de la formación de esta emulsión pueden ser las siguientes:
• Naturaleza de la solución acuosa PLS
La presencia de altas concentraciones de ciertos cationes como fierro, sílice, calcio, aluminio, magnesio, con suficiente fuerza de agitación en el mezclado, producen crudo.
Una de las mayores causas de formación de crudo es la presencia de sólidos en suspensión como sílica coloidal en la solución acuosa proveniente de la etapa de lixiviación. Las soluciones acuosas de mayor tiempo de recirculación son mas tendientes a la formación de crudo que las soluciones nuevas o frescas.
La eliminación de sólidos en suspensión en el PLS es prioritaria para evitar problemas con formación de crudo.
• Naturaleza de la fase orgánica.
Por la naturaleza del extractante este puede requerir un modificador para mejorar la separación de fases y reducir la formación de la emulsión estable.
La presencia del crudo es inevitable por lo que es necesario retirarlo frecuentemente (incremento del espesor máximo 3 cm) del sistema por medio de una bomba que lo succiona y lo envía a un tratamiento para recuperar la solución orgánica atrapada y devolverla al sistema.
65
Este tratamiento consiste en un mezclado y agitado con diluyente fresco lo que permite descomponer la emulsión y luego de un tiempo de sedimentación recuperar la fase orgánica.
La formación de emulsiones, es pues uno de los principales problemas de operación en plantas de extracción por solventes, provienen de la necesidad permanente de formar y separar dispersiones de una fase en la otra. La reversibilidad incompleta de la ruptura de la dispersión, genera pérdidas de extractante y contaminación directa e indirecta de los cátodos electroobtenidos, además de problemas operacionales que pueden afectar la producción física de la planta, la calidad del cobre catódico y los costos de producción.
3.4.10.3 Inversión de fases
Una forma práctica de determinar la inversión de fases, es observando la separación de fases en una probeta de plástico si la separación entre las fases es por medio de una capa de burbujas que va ascendiendo hasta que finalmente se forma una línea definida, significará que la continuidad es orgánica. Si la separación de las fases se verifica con una línea bien definida que asciende desde la base de la probeta (sin formación de burbujas), significará que la continuidad es acuosa.
Las inversiones de fase se producen:
• Después de paradas de SX. • Por trabajar con relaciones O/A ajustadas (Muy Cercanas a 1). • Cuando se produce una parada en las bombas de orgánico y no se arrancan durante un
tiempo relativamente prolongado.
3.4.10.4 Continuidad de fases
La extracción y re-extracción dadas en las etapas E-1, E-2, S-1 y S-2 respectivamente, producen la separación de las soluciones orgánica y acuosa en dos fases llamadas: fase orgánica y fase acuosa. En las etapas de extracción y re-extracción observamos que el orgánico es mezclado con el acuoso (PLS o electrolito), con el objetivo de facilitar el contacto y transferencia de cobre. Una vez mezclado y lograda la transferencia, ambas sustancias se separan en dos fases (la fase orgánica y la fase acuosa), aprovechando la propiedad de in miscibilidad que existe entre ambas (como el agua y el aceite), éstas se separan por gravedad (diferencia de densidades), quedando en la parte superior el orgánico por ser más ligero que el acuoso. Ver figura 3.4.4 fase orgánica y fase acuosa.
66
Figura 3.4.4: La fase orgánica y la fase acuosa
3.10.1 Fase Continua
Denominamos fase continua, a la condición de trabajo en donde predomina el acuoso ó el orgánico, (mayor volumen uno de otro).
Trabajar en fase continua es una variable muy importante en SX, pudiendo ser de dos tipos:
- Fase orgánica continua, cuando hay un mayor volumen de orgánico que de acuoso.
- Fase acuosa continua, cuando hay un mayor volumen de acuoso que de orgánico.
3.10.1.1 Fase acuosa continua Como se ilustra en la Figura 3.4.5, la relación de fase acuosa continua se caracteriza por la presencia de gotas de fase orgánica en una matriz de fase acuosa.
La fase acuosa continua garantiza una fase orgánica limpia.
El mezclador decantador de E-1, debe funcionar en fase acuosa continua para asegurar un arrastre mínimo de acuoso en la fase orgánica cargada que circula hacia la siguiente etapa.
Figura 3.4.5: Fase acuosa continua
67
Mantener una fase acuosa continua en el mezclador- decantador implica disminuir la velocidad de la fase orgánica ó aumentar la velocidad de la recirculación de la fase acuosa.
Un sensor de conductividad sumergido en la cámara de mezcla indica si el mezclador decantador de E-1, está funcionando o no en fase acuosa continua. En una condición de fase acuosa continua, el sensor indica una conductividad relativamente alta debido a que la fase acuosa es un buen conductor. Si la continuidad de la fase cambia, la conductividad disminuye. Una alarma indica esta condición no Deseada.
3.10.1.2 Fase orgánica continua
Como se ilustra en la Figura 3.4.6, la relación de fase orgánica continua se caracteriza por la presencia de gotas de fase acuosa en una matriz de fase orgánica.
La fase orgánica continua garantiza una fase acuosa limpia. La segunda etapa de extracción E-2 funciona en fase orgánica continua garantizando que el refino que abandona el proceso de extracción contenga la menor cantidad de orgánico posible.
Trabajar en fase orgánica continua produce atrapamientos de acuoso en orgánico (el orgánico tiende a atrapar gotitas de acuoso), evitando contaminar la fase acuosa, pues el orgánico al recircular dentro del circuito de extracción, fácilmente origina el regreso de gotitas de acuoso al circuito.
Mantener una fase orgánica continua en el mezclador decantador de la segunda etapa de extracción E-2 implica disminuir la velocidad de la fase acuosa o aumentar el flujo de recirculación de la fase orgánica.
La profundidad de operación de las fases orgánica y acuosa en el decantador es nominalmente 310 mm. Entre ambas fases se produce una capa de material mezclado llamada banda de dispersión, que se extiende a todo lo ancho del decantador.
La altura de la capa de la fase orgánica afecta el funcionamiento del mezclador decantador. Una altura de fase orgánica baja produce un mayor arrastre de fase acuosa en la fase orgánica. Por el contrario, es más probable que una gran altura de fase orgánica produzca un mayor arrastre de fase orgánica en la fase acuosa.
Un sensor de conductividad sumergido en la cámara de mezcla, indica si el mezclador decantador de E-2, está funcionando o no en fase orgánica continua. En una condición de fase orgánica continua, el sensor indica una conductividad relativamente baja debido a que la fase orgánica es un mal conductor.
Figura 3.4.6 Fase orgánica continua
68
3.4.11 ADICIÓN Y COMPENSACIÓN DE REACTIVOS
Para que las reacciones de extracción y de re-extracción anteriormente descritas se verifiquen con el mayor rendimiento posible, el extractante debe de estar en la proporción establecida, por lo que si ésta se registra baja, se debe adicionar extractante al circuito de SX.
Se debe adicionar diluyente al proceso para reponer las pérdidas producidas por este reactivo en el orgánico que queda atrapado en el crudo por volatización.
La adición agua y de ácido a SX se realiza con el objetivo de ajustar tanto la concentración de cobre como la acidez en el electrolito.
3.4.12 ASPECTOS FÍSICO QUÍMICOS EN EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
Para producir la transferencia de masa entre la fase acuosa y la fase orgánica, es necesario que se mezclen. Al mezclarse, una de ellas se dispersa en forma de pequeñas gotas en la otra. Dependiendo de la estabilidad del sistema, esta mezcla mecánica puede ser llamada emulsión o dispersión.
3.4.12.1 Emulsión
En su definición más sencilla, la emulsión es la formación de gotas pequeñas dispersas en otro líquido. Una emulsión consiste en una mezcla estable de dos líquidos, en la cual el primer líquido no se mezcla con el segundo líquido.
• Formación de microemulsiones
Las fuentes de emulsificación pueden ser las siguientes:
• Sólidos finos y coloidales, hidrofílicos • Extractante degradado • Emulsiones trifásicas (crudo) • Contaminantes químicos tensoactivos. El efecto de los sólidos finos hidrofílicos se muestran en la Tabla 3.4.1. En continuidad acuosa hay un retardo notable de la velocidad de separación de fases, mientras que el efecto contrario ocurre en continuidad orgánica. Esto es importante al decidir como operar los mezcladores en la planta de SX.
El efecto de las emulsiones trifásicas (crudo) en la velocidad de separación de fases se ilustra en la Tabla 3.4.2. En este caso el efecto más importante es la inversión de la continuidad orgánica en acuoso, lo cual está de acuerdo con el carácter hidrofílico del crudo.
La degradación de las oximas afecta en muchos casos el comportamiento físico del orgánico. La Tabla 3.4.3 muestra que el efecto oxidativo del permanganato se traduce en un retardo de la velocidad de separación de fases, que es más importante en continuidad orgánica. Se debe señalar que además de los aldehídos y cetonas producidos por degradación hidrolítica, se pueden formar ácidos carboxílicos, ésteres, productos fenólicos halogenados. El tipo de estructura que poseen estos productos son de alto peso molecular y por consiguiente de alta viscosidad y menor solubilidad y suelen tener actividad superficial marcada.
Los complejos poco solubles en la fase orgánica constituyen otra vía de alteración del comportamiento de separación de fases. En la Tabla 3.4.4 se muestra el efecto del complejo molibdeno - oxima en la velocidad de separación de fases, el cual aunque bajo, conlleva a la formación de una especie de panal de abejas, muy estable, que redunda en incrementos de pérdidas de orgánico.
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Tabla 3.4.1 Efecto de sólidos finos hidrofílicos
en la velocidad de separación de fases
A/O O/A Tipo solución orgánica
E S E S
Orgánico sin lodos 90 77 36 36
50 ppm sílice 65 58 1 103
150 ppm sílice 85 80 79 109
50 ppm kieselguhr 75 45 52 90
150 ppm kieselguhr 54 53 31 64
Tabla 3.4.2 Efecto de la presencia de crudo en la
velocidad de separación de fases
A/O O/A
E S E S Tipo solución orgánica
A B A B A B A B
Orgánico sin crudo 87 No 78 No 31 No 41 No
0,5 % /v crudo 80 No 40 Si 30 No 37 No
1,0 %/v crudo >106 Si Si Si >60 No 52 No
Donde:
A: Tiempo de separación de fases, segundos.
B: Inversión de la continuidad de fases.
Tabla 3.4.3 Efecto de la adición de Mn+7
en la velocidad de separación de fases
Re-Extracción Tipo solución orgánica
A/O O/A
Orgánico sin Mn (+) 79 36
500 ppm Mn (+7) 103 46
1000 ppm Mn (+7) 106 40
70
Tabla 3.4.4 Efecto de la formación de complejos poco
solubles en la velocidad de separación de fases
A/O O/A Tipo solución orgánica
E S E S
Orgánico sin Mo (+6) 93 76 35 37
500 ppm Mo (+6) 96 82 49 42
1000 ppm Mo (+6) 94 83 51 43
3.4.12.2 Mecanismo de formación de sílice coloidal
La sílice coloidal aparece en sistemas de lixiviación donde las especies portadoras de cobre y/o de otros elementos lixiviables son silicato o aluminosilicatos. El mecanismo de transformación involucra la disolución molecular de la especie silícea en fase heterogénea, seguida de una condensación silanol/siloxano en el seno de la solución lixiviada, que por crecimiento polimérico genera finalmente partículas coloidales de baja densidad y por ende difícil de separar de la solución madre. Así por ejemplo para el caso de la lixiviación sulfúrica de la crisocola, CuSiO3.2H2O se tiene:
Lixiviación de silicatos
CuSiO3.2H2O + H2SO4 → CuSO4 + Si(OH)4 + H2O
Polimerización
Si(OH)4 + Si(OH)4 → (H4SiO4)2
Si(OH)4 + (H4SiO4)2 → (H4SiO4)3
Si(OH)4 + (H4SiO4)n-1 → (H4SiO4)n
3.4.12.3 Razón volumétrica de fases
La razón de fase es una variable fundamental en el tipo y estructura de la dispersión que se forme en un sistema de SX. La Figura 3.4.6 ilustra tal efecto según Manegold. Existe un valor crítico de alrededor de 74% de la fase dispersa, sobre el cual ocurre un viraje de la continuidad de fases. Cuando las dispersiones son diluidas, las gotas son esféricas, mientras que al acercarse a la razón O/A crítica, éstas se deforman generando estructuras poliédricas inestables.
71
Figura 3.4.7 Relación volumen de fase,
tipo y estructura de la dispersión
3.4.12.4 Coalescencia
La coalescencia es el mecanismo de mayor importancia en la separación de fases y corresponde a la agregación de las gotas en una sola fase, la cual requiere la perforación de la película que rodea las gotas. La coalescencia es pues un proceso de transformación de una emulsión a un sistema de dos fases espontáneas.
Una emulsión no es considerada rota a menos que la coalescencia (proceso irreversible) siga a la floculación (proceso reversible).
Desde el punto de vista práctico, en la ruptura de todas las emulsiones de interés Técnico, la velocidad de coalescencia es la etapa más lenta, por consiguiente es la que controla y determina la estabilidad de la emulsión.
72
3.4.12.5 Factores que afectan la coalescencia y por consiguiente la velocidad de separación de fases:
Un tamaño de gota incrementa la estabilidad de la dispersión.
La estabilidad de las gotas aumenta con el incremento de la viscosidad del medio que las rodea.
Aumentando la diferencia de densidades entre los dos líquidos inmiscibles, aumenta la velocidad de coalescencia, sin embargo se debe recordar que un extractante orgánico es cargado con un metal. La viscosidad y densidad de la fase orgánica aumenta, provocando un descenso de la velocidad de coalescencia.
La presencia de partículas sólidas dispersas en las soluciones de extracción por solventes, especialmente cuando están al estado coloidal, generan la formación de borras en los sedimentadores (crudo) y también afectan los arrastres, lo que se traduce en pérdidas de solvente orgánico. Estos sólidos son generados en la lixiviación o son del medio ambiente.
Los sólidos finos son materiales tensoactivos y en general se acepta qué partículas sólidas en una interfase activa puedan actuar alternativamente aumentando o disminuyendo la velocidad de coalescencia, dependiendo si son mojadas preferencialmente por la fase dispersa o por la fase continua respectivamente. Sólidos hidrofóbicos como el carbón y azufre estabilizan la continuidad de fases orgánicas y desestabilizan la continuidad de fases inversas. Sólidos hidrofílicos como sílice tiene un comportamiento opuesto.
3.4.12.6 Cinética de coalescencia
El mecanismo de coalescencia de dispersiones líquido-líquido incluye una primera etapa de coagulación, seguida de una etapa de coalescencia gradual de las gotas, hasta transformarse en una fase continua, tal como se muestra en la Figura 3.4.8.
Figura 3.4.8: Ilustración del mecanismo de coalescencia de dispersiones líquido-líquido
73
3.4.12.7 Formación de crudo
El crudo o borra es una emulsión estable compuesta de sólidos finos, acuosos y orgánicos, que se forma en la interfase entre las soluciones orgánicas y acuosas en los sedimentadores de la planta de SX.
El crudo difiere notablemente de una planta de SX a otra y ello se explica debido a que los sólidos en suspensión en las soluciones provenientes de lixiviación, son también muy distintos.
El crudo es un producto indeseable porque inhibe la separación de fases favoreciendo los atrapamientos de acuoso en orgánico o de orgánico en acuoso.
El crudo mayormente se forma en las primeras celdas de extracción E-1, su acumulación produce el aumento del atrapamiento de acuoso en el orgánico cargado, dando lugar a una mayor transferencia de impurezas al electrolito. Si el crudo no es removido periódicamente puede ingresar a los mezcladores, y convertirse en un producto más fino, más difícil de separarse y que podría contaminar las otras celdas.
En consecuencia de lo expuesto es imprescindible remover periódicamente el crudo de los sedimentadores de SX.
a) Riesgos de exceso de crudo en SX
Si se deja acumular crudo en el sedimentador de la primera etapa de extracción E-1, eventualmente terminará en el mezclador- sedimentador de la etapa de separación S-1 y se contamina. Ingresa a la casa tanque y afecta la calidad de los cátodos. Si se deja que la acumulación de crudo continué y llegue a la segunda etapa de extracción, es decir al mezclador sedimentador E-2, el crudo llevaría consigo orgánico a la fase acuosa (rafinato) el cual fluye a la poza de refinatos causando una considerable pérdida de orgánico.
Si no se controla el crudo, en la planta de SX se corre el riesgo de generar corridas de crudo, que ocasionan recuperaciones de cobre extremadamente bajas. AsÍ mismo el riesgo de contaminación del electrolito también se incrementa cuando el crudo migra de la etapa E-1 a S-1. Además ocasiona pérdidas de extractante incrementando el costo de la operación de la planta.
b) El fenómeno de gunk run
El gunk run o corrida de crudo se refiere al traspaso de crudo al resto de la planta SX por rebose vía orgánico. Con frecuencia esto trae consigo aumentos en los arrastres O/A e inversión de la continuidad de fases en los mezcladores desde acuoso en orgánico hasta orgánico en acuoso. La razón de tal comportamiento radica en que el crudo actúa como emulsificante de alto HLB, dadoque microscópicamente aparece hidrofílico por ser el acuoso la fase continua.
c) 3.13.3 Control de crudo en SX
Este control debe en lo posible hacerse en forma preventiva. Para ello deben tomarse una serie de precauciones, tal como se describe a continuación:
• Controlar en forma rigurosa el contenido de sólidos en suspensión en la alimentación a extracción por solventes. Niveles de hasta 20 ppm pueden ser aceptados sin inconvenientes.
74
• Considerar la incorporación de algún floculante o coagulante compatible con la fase orgánica, como TF - 1000. Una sobre dosis de estos aditivos puede traducirse en incrementos de arrastres por la acción tensoactiva manifestada a altas concentraciones.
• El empleo del surfactante fluorado FC-1129 permite mejorar el contacto solución mineral en la lixiviación, con incrementos de hasta 5 puntos en la extracción de cobre. Este reactivo usado en dosificaciones del orden de 5 g/Tn no genera efectos negativos en los arrastres ni en la tasa de formación de crudo.
• El pH del PLS se debe mantener entre 1,8 y 2,0 para reducir la precipitación de elementos hidrolizables, en particular del hierro (III).
• Evitar cualquier tipo de contaminación por compuestos tensoactivos como jabones, detergentes. grasas, aceites u otros.
• Controlar la presencia de sílice coloidal en forma rigurosa, ya que ésta es un emulsificante más potente aún, que los sólidos en suspensión.
• Cualquier acción tendiente a reducir la contaminación por polvo ambiental es favorable para bajar la tasa de formación de crudo.
• Se debe definir un programa de limpieza del tanque de alimentación a SX para remover los sólidos acumulados.
• La operación de continuidad orgánica genera compactación y ruptura parcial del crudo, reduciendo la tasa de formación de crudo y el riesgo de gunk run (corrida de crudo).
• Se debe definir un plan de acción ante la presencia de virajes de la continuidad de fases desde orgánico continuo hasta acuoso continuo. Los sistemas de control y alarmas son fundamentales en esta etapa y permiten a los operadores tomar acción oportunamente. En caso de viraje, inmediatamente se debe cortar la alimentación de la fase acuosa hasta que el sistema retome la continuidad orgánica. Posteriormente, en forma gradual se comienza a incorporar la fase acuosa hasta normalizar la operación.
• Es recomendable sistematizar la extracción del crudo y su tratamiento por ruptura mecánica. En ningún caso se debe dejar acumular en forma excesiva el crudo en los decantadores ni tampoco en los tanques de almacenamiento, aunque tampoco se le debe estar removiendo en todo momento.
• Es conveniente incorporar el sistema de restauración de las propiedades de separación de todos los orgánicos recuperados, mediante el empleo de agentes sólidos como bentonita en el filtro prensa.
3.4.13 CONTROL DE VARIABLES
3.4.13.1 Continuidad de fases
En general una planta de SX, teóricamente debe trabajar con continuidad orgánica y acuosa en las diferentes etapas, partiendo de la base de 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.
S-1: el flujo de electrolito rico no debe llevar orgánico, por lo tanto debería trabajar en orgánico continuo.
En la práctica, cada planta debe acomodarse a su propia conveniencia, teniendo siempre en cuenta trabajar con las continuidades que produzcan los menores arrastres posibles.
75
3.4.13.2 Sólidos en suspensión
Los sólidos en suspensión de la solución de PLS que son productos de las operaciones de lixiviación, son altamente perjudiciales para una planta de SX, debido a que producen crudo y un exceso de esta produce arrastres y contaminaciones con consecuencias negativas en los costos y calidad del producto.
Si los contenidos de sólidos sobrepasan los valores permitidos, deben revisarse de inmediato las variables operacionales de la lixiviación: tasas de flujos, contenidos de finos, canalizaciones, reactivos floculantes, etc. y los diseños de las pozas colectoras.
3.4.13.3 Tiempo de separación 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 arrastres.
El tiempo de separación de fases deberá de fijarse a una pausa determinada; por ejemplo, siempre debe ser menor a un minuto. Si supera este valor, el orgánico deberá de 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 esta influenciado por:
• Velocidad de agitación. • Temperatura. • Arrastre de aire en los flujos. • Degradación del reactivo. • Sólidos en suspensión.
3.4.13.4 Banda de dispersión
En los diseños modernos, se ha 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 distribuidor homogéneo de los flujos, pero la colocación del segundo en distancia respecto al primero, debe ser de tal forma que pueda mantener una alta banda de dispersión, cuyo beneficio es mejorar los intercambios (cinéticas) y la coalescencia.
La banda de dispersión inmediatamente aguas abajo del segundo picket-fence debe ser prácticamente cero.
3.4.13.5 Banda de orgánico
La banda de orgánico está definida por la velocidad lineal del flujo de orgánico en el decantador y que es de 3 cm.
Comúnmente es del orden de 12” (30 cm) y no es conveniente aumentarla debido al peligro de arrastrar orgánico al aumentar la velocidad de salida del acuoso.
3.4.13.6 Velocidad de agitación
El concepto de velocidad de agitación se basa principalmente en la necesidad de mejorar las cinéticas de extracción y re-extracción.
En la medida en que aumenta la velocidad de agitación, si bien es cierto, se mejora las cinéticas de intercambio, ciertas variables operacionales se desmejoran notoriamente, a saber:
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• Aumentan los arrastres O/A y A/O • Aumentan 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. La calidad de la operación de una planta de SX se basa en minimizar los arrastres que puedan perjudicar operaciones anteriores y posteriores. Para evitar esto, es conveniente y razonable operar con las mínimas rpm en los agitadores, entendiéndose como mínimas las necesarias que no entorpezcan los intercambios de flujos de una etapa a otra.
Es aconsejable en beneficio de disminuir los arrastres sacrificar un poco las cinéticas de intercambios, por cuanto ésta variable se puede controlar las razones O/A totales y/o aumentando la concentración del reactivo extractante.
Se ha comprobado experimentalmente, de acuerdo a la relación de Belingham, que no se producen arrastres de gotas muy pequeñas y se disminuyen significativamente las pérdidas de extractantes cuando se cumple:
N3D2 < 20
En la cual, N es la velocidad rotacional en rev/seg. y D es el diámetro del agitador en pies.
Si el valor de la expresión es mayor de 50 se obtienen gotas finas, las cuales necesitan un mayor tiempo de sedimentación. Si el valor fluctúa entre 20 y 50, la formación de microgotas disminuye en forma importante. Con un valor menor a 20, se obtienen las condiciones de agitación adecuada y una buena dispersión primaria.
3.4.14 CURVAS DE DISTRIBUCIÓN O ISOTERMAS
Las curvas de distribución o isotermas se obtienen al agitar la fase acuosa en contacto con la fase orgánica a diferentes razones O/A, hasta que se establezca el equilibrio químico.
Una vez efectuado el análisis químico de ambas fases, se grafican las concentraciones de cobre, fase orgánica vs las concentraciones en la fase acuosa, para la etapa de extracción y concentración de cobre; o la fase acuosa vs concentración de cobre de la fase orgánica, para la etapa de re-extracción.
Método.
Los cuatro componentes principales de una isoterma son:
• Reactivo: tipo y concentración volumétrica. • Solución alimentación (PLS): queda caracterizada por su concentración de cobre (g/L),
ácido libre y concentración de ión férrico. • Electrolito pobre: caracterizada por su contenido de cobre y ácido libre. • Diluyente: tipo de kerosene empleado en la dilución de la fase orgánica.
Los gráficos de las isotermas de extracción y re-extracción, representan el equilibrio termodinámico de las fases que se contactan. Tanto las soluciones acuosas (alimentación y electrolito pobre), como el orgánico deben ser tomados de la planta.
3.4.14.1 Isotermas de extracción y re-extracción
Una cierta cantidad de orgánico de la planta (por ejemplo, un litro) se contacta sucesivas veces (3 veces) con una solución acidulada (180 200 g/L ácido libre y sin cobre) para extraer el cobre
77
de dicha fase orgánica. Una vez efectuados los contactos con la solución acidulada la fase orgánica tomará su color ámbar característico.
El orgánico en su carga máxima es contactado en diferentes razones O/A con electrolito pobre:
Tabla 3.4.5 Valores para la isoterma de re-extracción
Relación O/A Cu (g/L)
Orgánico
Cu (g/L)
Acuoso
% Recuperación
12 0,735 47,031 60,01
10 0,62 44,200 61,63
5,0 0,44 37,230 78,92
2,5 0,365 33,760 82,51
1,0 0,281 31,639 86,54
0,50 0,262 30,941 87,45
0,25 0,201 30,541
Figura 3.4.9 Isoterma de re-extracción
Luego de contactarse ambas fases, se agitan por un tiempo no inferior a cuatro minutos y una vez separadas las fases se analizan ambas por cobre.
Para la isoterma de extracción, las concentraciones de cobre en fase orgánica se grafican en el eje de las ordenadas (Eje Y) y las concentraciones de cobre en acuosos se grafican en las
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abscisas (Eje X). La isoterma de re-extracción se grafica en forma opuesta, es decir, orgánicos en abscisas y acuosos en ordenadas.
La isoterma de extracción queda caracterizada por los siguientes factores:
• Concentración de extractante en la fase orgánica. • Concentración de cobre en solución rica. • pH de la solución rica. • Concentración de Fe+3 en la solución rica.
La isoterma de re-extracción queda caracterizada por los siguientes factores:
• Concentración de extractante en fase orgánica. • Concentración de cobre y ácido del electrolito pobre.
En el gráfico de las isotermas de extracción y re-extracción, se muestra las distribuciones del cobre entre la fase orgánica y la fase acuosa en el equilibrio de la reacción y en el proceso. Serán de utilidad en el cálculo del número de etapas de extracción y re-extracción.
La técnica que ha tenido un uso más amplio para separaciones minerales es el procedimiento de MC Cabe-Thiele. Si los datos de distribución están disponibles como una función de la concentración para una presión y temperatura constante, la curva de equilibrio puede ser determinada. Si hay suficiente información disponible concerniente a las composiciones de los flujos de alimentación, solvente y de salida, y velocidades de flujo, la línea de operación puede ser fijada sobre el diagrama. Midiendo en pasos las etapas, uno puede determinar el número de unidades de contacto requeridos. Ver figura 3.4.10.
Este diagrama permite analizar el comportamiento de un sistema particular, compuesto por una solución rica específica a su vez proveniente de una lixiviación determinada y una solución orgánica de un extractante particular.
La información obtenida de tal diagrama permite:
• Definir el número de etapas de extracción y re-extracción para operar el sistema particular analizado.
• Establecer la concentración de cobre remanente y circulante en el refino acuoso.
• Determinar la concentración de reactivo necesario para procesar la solución rica evaluada.
• Detectar cualquier comportamiento inusual en el sistema analizado.
Figura 3.4.10 Diagrama de McCabe-Thiele de muestra para análisis SX
79
3.4.15 PRUEBAS ESTÁNDAR DE REACTIVOS Y DE CONTROL DE PROCESO
3.4.15.1 Carga Máxima
La carga máxima del reactivo de SX es la cantidad máxima de la especie de interés que el reactivo es capaz de contener, por cada unidad de porcentaje de concentración de este reactivo en la fase orgánica y a determinadas condiciones de pH y temperatura.
Esta puede determinarse colocando volúmenes iguales de solución acuosa con solución orgánica (O/A = 1). Agitar a razón de 320 r.p.m. durante 20 minutos, posteriormente se separan las fases en embudo separador, descartándose la solución acuosa. Repetir esto hasta que las características de la solución acuosa descartada sean similares a la solución de cabeza. Volumen a usar 400 ml. de cada fase.
3.4.15.2 Transferencia Neta (TN)
La transferencia neta es definida como la cantidad efectiva de la especie química de interés, que es transportada por el reactivo de SX desde la solución rica al electrolito.
Ejemplo:
Solución rica: Cu +2 = 8.91 gpl , pH = 1. 45 ; Refino: Cu +2 = 0.63 gpl
TN = 8.91 – 0.63 = 8. 28 gpl.
Este valor expresa la transferencia de cobre desde la solución rica a la fase orgánica, también se expresa como corte de cobre en extracción.
Si la transferencia neta la expresamos en función del porcentaje del reactivo, nos queda la siguiente expresión:
Concentración reactivo orgánico: 30 % v/v
Valor que expresa la transferencia neta del reactivo por cada un % del Reactivo orgánico.
3.4.15.3 Eficiencia de Extracción y Reextracción
a) Eficiencia de Extracción: Es la razón que existe entre la diferencia de concentración de cobre en la fase acuosa sobre la concentración de cobre alimentado por 100.
b) Eficiencia de reextracción: Es la razón que existe entre la diferencia de concentración de cobre en la fase orgánica sobre la concentración de cobre orgánico cargado por 100.
vvgplvv
gplTN /%1/ 276.0
/ %30
28.8 ========
100 lim
Acuosocobre % x
X
XX
entadoaCudeiónConcentrac
CuExtraccion
f
rf −−−−====∆∆∆∆
====
100 cargado Orgánico
Orgánico cobre Ree % x
Y
YY
CudeiónConcentrac
Cuxtraccion
c
dc −−−−====
∆∆∆∆====
80
3.4.16 BALANCE DE MASA EN LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTE
Extracción por Solvente: En este proceso de extracción por solventes orgánicos, se separa el cobre disuelto en el PLS de los otros iones acompañantes y posteriormente se incorpora al electrolito que avanza a la Electroobtención. En consecuencia, en el proceso de SX se transfiere selectivamente el cobre disuelto desde el PLS hacia el electrolito rico o cargado.
3.4.16.1 Etapa Ideal o Teórica
Figura 3.4.11: Diagrama de flujo Etapa ideal de Planta SX
Donde:
Xf = Concentración del metal en la fase acuosa
X r = Concentración del metal en el refino
Yc = Concentración del metal en la fase orgánica
Y d = Concentración del metal en el orgánico descargado
A = Flujo de solución acuosa
O = Flujo de solución orgánica
Xr e Yc corresponden a las concentraciones de equilibrio.
La razón O/A experimental se obtiene del balance para cada etapa y del balance total.
Balance Total:
Para determinar la razón O/A global para las etapas de extracción, se tiene:
A (Cu)Alim + O (Cu) org. desc. = A (Cu)refino + O (Cu)org. carg.
De donde se obtiene:
Análogamente, para las etapas de stripping se tiene:
ETAPA
IDEAL
R (refino) Xr A (acuoso) Xf
E (orgánico) Yc O (orgánico descargado) Yd
...arg.
lim
)()(
)()(/
descorgcorg
refinoA
CuCu
CuCuAO
−−−−
−−−−====
...arg. )()(
)()(/
descorgcorg
spentavance
CuCu
CuCuAO
−−−−
−−−−====
81
La razón O/A es un parámetro importante en la operación de una planta SX, por cuanto determina el funcionamiento de ésta en relación a lo programado.
Ejercicio Nº 1
El PLS se alimenta a razón de 690 m3/Hr a una Planta SX, la cual opera con una etapa de extracción y con una razón O/A =2. Determinar los flujos de refino, orgánico cargado y orgánico descargado.
Ejercicio Nº 2
En una planta de SX, el orgánico descargado que ingresa a la etapa de extracción es de 800 m3/Hr, la cual opera con una razón O/A = 2. Determinar los flujos de PLS, orgánico cargado y refino.
82
3.4.17 TALLER DE EXTRACCIÓN POR SOLVENTES
Una planta SX opera con tres etapas de extracción y dos etapas de reextracción con razón O/A = 1,25 y 2 respectivamente. La eficiencia de la etapa de reextracción es del 90 %. La planta trata un flujo de PLS de 1032 m3/h con una concentración de 6 gpl en cobre. Si la concentración en cobre del orgánico cargado y electrolito pobre que ingresan a la etapa de reextracción es de 5,0 y 20 gpl respectivamente, determinar:
a) Flujo de refino y su concentración en cobre
b) Eficiencia de extracción
c) Flujos de: orgánico cargado, orgánico descargado, electrolito pobre y electrolito rico
d) Concentración del orgánico descargado y concentración del electrolito rico.
Finos (Kg/Hr) Finos (Kg/Hr)
PLS (m3/Hr) 1032 6192 Flujo O.C (m3/Hr) 0Conc (gpl) 6,0 Conc (gpl) Cu
Flujo O.D (m3/Hr) 0 Spent (m3/Hr) 0Conc (gpl) Cu Conc (gpl) Cu 20O/A = 1,25 O/A = 2Total que entra 6192 Total que entra 0
Flujo O.C (m3/Hr) 0 Flujo O.D (m3/Hr) 0Conc (gpl) Cu 5 Conc (gpl) Cu
Refino (m3/Hr) 0 Avance (m3/Hr) 0Conc (gpl) Cu Conc (gpl) Cu% Extracción % Reextracción 92,0Total que sale 0 Total que sale 0
Descarga Descarga
EXTRACCIÓN STRIPPINGAlimentación Alimentación
83
3.5 ELECTROOBTENCION ( EW )
3.5.1 INTRODUCCIÓN
La electroobtención es el proceso final en la producción de cobre catódico de alta pureza. En la electroobtención el cobre metálico se recupera desde una solución de sulfato de cobre ácido (CuSO4) mediante el proceso de electrólisis sumergiendo dos electrodos (cátodo y ánodo) en una solución electrolítica de cobre.
Solución electrolítica: Es una solución líquida que tiene la propiedad de permitir el paso de la corriente eléctrica. En la planta la solución electrolítica es una mezcla de agua, ácido sulfúrico y sulfato de cobre.
Electrodos: Son planchas metálicas que se usan para hacer pasar la corriente eléctrica por el electrolito. El cátodo inicial (carga negativa), es una plancha de acero inoxidable 316L y el ánodo (carga positiva), es una plancha rolada en caliente de plomo-calcio-estaño.
Para realizar la descomposición de la solución de sulfato de cobre, la corriente eléctrica continua (c.c) cierra un circuito; ingresa por el ánodo, atraviesa la solución electrolítica y sale por el cátodo.
3.5.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE ELECTROOBTENCIÓN
El electrolito rico proveniente de las etapas de extracción por solventes es filtrado y acondicionado para el proceso de electroobtención.
Las celdas en cada fila están conectadas eléctricamente en serie y los cátodos individuales están conectados en paralelo en cada celda.
El electrolito a EW se bombea desde el tanque de recirculación de electrolito, hacia la línea de alimentación a celdas de electroobtención.
La mayor parte del flujo de electrolito (90% aproximadamente), es bombeado directamente a las celdas, la otra parte es derivada al intercambiador de calor (electrolito a EW /agua caliente) para alcanzar una temperatura entre 47 oC a 50 oC.
El electrolito se distribuye uniformemente a través de las celdas electrolíticas y sobre las caras de los cátodos gracias al marco distribuidor de electrolito.
A medida que el electrolito fluye a través de la celda, el cobre se deposita electrolíticamente sobre la plancha madre (cátodo permanente), y el oxígeno es liberado en forma de gas en el ánodo. El cobre se acumula sobre la superficie de la plancha madre por un período de 5 a 7 días. Al final del ciclo de deposición , las planchas madre se cosechan (se retiran) de las celdas y se llevan a la máquina despegadora de cátodos, donde se separan las láminas de cobre catódico de las planchas madre. Estas planchas madre se reparan o pulen si es necesario y se retornan a las celdas de electroobtención para iniciar un nuevo ciclo de deposición de 7 días.
Después de que el electrolito fluye a través de la celda, rebosa en el extremo opuesto de la admisión de alimentación a través de un cajón de rebose. El electrolito descargado (electrolito pobre), es recolectado desde el cajón de rebose, a un colector común, para luego fluir por gravedad al tanque de recirculación de electrolito.
La energía de corriente continua (DC) para las celdas, es suministrada por dos rectificadores /tansformadores, que operan en paralelo para suministrar energía a las celdas.
84
El voltaje normal por celda es de 2 voltios para una densidad de corriente de 280 A/m2, con una eficiencia de corriente del 92% para obtener una calidad de cobre 99,999% de pureza. Los cátodos son conectados a la barra de contacto con carga negativa y los ánodos son conectados a la barra de contacto con carga positiva.
Un rectificador de respaldo está en espera, dispuesto para suministrar energía en caso que los rectificadores principales pierdan energía eléctrica.
Durante un corte de energía o una condición de parada parcial, el rectificador de respaldo suministrará una corriente baja a las celdas de electroobtención (corriente de protección), para impedir que los ánodos pierdan su capa de óxido de plomo. Si no hay una pequeña carga lenta fluyendo a través del ánodo, el recubrimiento de óxido de plomo se desprenderá, lo cual hace que el ánodo se transforme en pasivo. Si esto sucede, la electroobtención de cobre de los cátodos adyacentes se detiene hasta que la superficie del ánodo sea reactivada.
Los ánodos comienzan a degradarse inmediatamente después de que se pierde la energía. Para impedir la degradación, el sistema de energía de respaldo se pone en marcha automáticamente. El generador entrega la energía necesaria para el rectificador de respaldo que proporciona suministro a las celdas de electroobtención durante el corte de energía principal.
3.5.2.1 Electrolito a celdas de EW
A medida que el electrolito a EW fluye a través de las celdas de electroobtención, en el proceso se producen varios cambios:
• El contenido de cobre del electrolito disminuye a medida que el cobre se deposita en los cátodos.
• La concentración de ácido sulfúrico aumenta, debido a la descomposición del H2O en el ánodo.
• La temperatura del electrolito aumenta, debido al calor producido por la resistencia y otras ineficiencias.
La Figura 3.5.1 ilustra un gráfico de las temperaturas de cristalización del sulfato de cobre en el electrolito para diversas concentraciones de cobre y ácido.
85
Figura 3.5.1: Cristalización del sulfato de cobre pentahidratado
86
3.5.3 ELECTROQUÍMICA DEL COBRE
En la electroobtención el cobre metálico se recupera por electrólisis a partir de una solución altamente ácida de sulfato de cobre (CuSO4). El proceso de electrólisis se logra haciendo pasar una corriente eléctrica continua entre los electrodos (ánodos inertes pero conductivos, y cátodos), los cuales están sumergidos en un electrolito rico en cobre (CuSO4, H2SO4 y H2O). La Figura 3.5.2 ilustra el proceso de electrólisis en una celda de electroobtención.
El ánodo lleva carga eléctrica positiva y el cátodo, carga eléctrica negativa. Los iones de cobre (Cu++) son reducidos, es decir neutralizados en el cátodo por los electrones que fluyen por él, depositándose una capa de cobre metálico sobre la superficie de la plancha madre de acero inoxidable (cátodo permanente).
La reacción de deposición electrolítica en el cátodo es:
Cu+2 + 2 e- ���� Cu0 Ec. 3.5.1
Donde (e-) denota un solo electrón, necesitándose dos para neutralizar un ión Cu++. Sin embargo, la reacción en el ánodo es completamente diferente. El gas oxígeno se forma en el ánodo inerte por la descomposición del agua. Los iones sulfato (SO4
-) se neutralizan en el ánodo formando inmediatamente ácido sulfúrico (H2SO4) y oxígeno (O2) según las reacciones siguientes:
H2O ���� ½ O2 + 2 H+ + 2 e- Ec. 3.5.2
Reacción global:
Cu+2 + H2O ���� Cu0 + ½ O2 + 2 H+ Ec. 3.5.3
El oxígeno producido en la reacción anterior escapa como gas en el ánodo. La reacción neta para una celda es:
Cu SO4 + H2O ���� Cu0 + ½ O2 + H2SO4 Ec. 3.5.4
La ley de la fisicoquímica que gobierna la electrólisis es la Ley de Faraday, la cual se enuncia de la siguiente manera:
“Cada 96 500 coulombios que pasan por una celda electrolítica alteran químicamente un equivalente-gramo de material en cada electrodo”.
Un equivalente-gramo (eq-gr), se define como el peso atómico de un elemento dividido por su número de valencia (estado de oxidación). En el caso del cobre, un equivalente-gramo es igual a 63,54/2 = 31,77 gramos.
Un coulombio se define como la cantidad de electricidad que pasa a través de conductores en un segundo cuando una corriente de un amperio está fluyendo. El coulombio también se denomina amperio-segundo.
La Ley de Faraday se usa para calcular teóricamente la cantidad de cobre que se depositaría en una celda de electroobtención. Sin embargo, en la realidad el paso de toda la corriente, no deposita el cobre deseado. Por ejemplo, algunos iones H+ pueden ser neutralizados en el cátodo usando energía eléctrica. Algo de energía eléctrica también es consumida por la resistencia del electrolito al paso de la corriente y por otros factores. El resultado es que toda la energía disponible para la celda de electroobtención no se usa exclusivamente para depositar cobre sobre el cátodo.
La relación entre la deposición real y la deposición teórica es conocida como eficiencia de corriente. Debido a las fugas o pérdidas de corriente, redisolución del cobre depositado y
87
reacciones electroquímicas secundarias, el cobre realmente depositado es siempre menor que el cobre teórico calculado por la Ley de Faraday.
Figura 3.5.2: Proceso de electrólisis
La densidad de corriente es una medida de la intensidad de aplicación de energía eléctrica por unidad de área y está expresada en A/m2. Se calcula dividiendo los amperios que fluyen a través de una celda, entre el área de la superficie de deposición catódica en la celda. La densidad de corriente se utiliza para expresar las ventajas y desventajas entre una producción alta y rápida sin mucha calidad y una producción baja aunque más lenta, pero con excelente calidad de depósito de cobre catódico.
Además de la tensión de descomposición deben vencerse la resistencia del electrolito, resistencia de los conductores eléctricos y contactos, y aplicar una sobretensión anódica y catódica para hacer posible el proceso. El voltaje total de celda para electroobtención está en el rango de 2 a 2,5 v, comparado a solamente 0,2 – 0,25 v para la refinación del cobre. Ver Tabla 3.5.1.
100
x
teteóricamencalculadoCobre
depositadorealCobrecorrientedeEficiencia ====
88
Tabla 3.5.1.Voltaje total en una celda de electroobtención
Voltaje
Potencial de descomposición para producir Cu0 0,9
Sobrevoltaje anódico 0,6
Caída de voltaje en el electrolito (V = I x R) 0,05
Potencial en el cátodo debido al orgánico y a la polarización 0,05
Conexiones en el ánodo y cátodo, busbar (barra colectora) y pérdidas por conducción
0,5
VOLTAJE TOTAL POR CELDA 2,1V
La energía eléctrica por tonelada de cobre producido es directamente proporcional al voltaje de celda, es decir:
Donde
V= Voltaje
CE = Eficiencia de corriente
La energía consumida en un proceso de electroobtención es aproximadamente 10 veces la energía consumida en un proceso de electrorefinación, es decir, 200 a 2 500 kWh/t de energía DC (2 100 a 2 700 Kwh de energía AC contabilizado por rectificación).
3.5.4 CALIDAD DE LA PLANCHA DE COBRE
El control de las condiciones del electrolito es importante para mantener la calidad de los depósitos de cobre y para asegurar la eficiencia de la electroobtención. No se debe permitir que el contenido de cobre en el electrolito pobre caiga por debajo de 38 a 40 g/L. Debajo de ésta concentración, la movilidad reducida de los iones de cobre en la región del cátodo conllevaría a depósitos blandos o esponjosos y de una calidad baja.
Un depósito de cobre de densidad pareja es importante porque:
• Cualquier porosidad o irregularidad de la superficie aumenta la posibilidad de que el óxido de plomo se adhiera a la cara de depósito del cátodo.
• Una vez iniciada la deposición del cobre, la nodulación en el cátodo puede acelerarse, pudiendo llegar a hacer contacto con el ánodo. Esto produciría una mayor contaminación del cátodo y reduciría la eficiencia de corriente, produciendo un cortocircuito.
• La porosidad de los depósitos del cátodo, puede llevar a la oclusión del electrolito en el depósito (electrolito atrapado en los poros), que no puede eliminarse con lavado. El
100/ 1000)( 104,8
/15
CEx
TonhAxxVcátododeTonKW
−−−−−−−−−−−−====
89
electrolito atrapado contribuye con impurezas (hierro y sulfato) al producto final. Similarmente, una irregularidad excesiva de la superficie puede interferir con un lavado adecuado, lo que lleva a que el electrolito permanezca en la superficie del cátodo lavado.
Las impurezas del cátodo que preocupan más son el plomo, hierro, cloruro y el sulfato (en orden decreciente de importancia). El nivel de sulfato del electrolito (la suma de sulfato de cobre y ácido sulfúrico), también es importante debido a su efecto sobre la resistividad del electrolito. Una resistividad alta (es decir, debido al bajo contenido de sulfato), dá como resultado un voltaje más alto en la celda y un mayor consumo de energía. También es importante que la temperatura del electrolito se mantenga en aproximadamente 45 ºC a 50 ºC, debido al significativo efecto de la temperatura sobre la resistividad del electrolito junto con la movilidad de los iones.
Los niveles de impureza del electrolito deben ser controlados estrictamente. Las impurezas tales como el cloruro, hierro y manganeso, son muy perjudiciales para la electroobtención de cobre. Dependiendo de otras condiciones del electrolito, los cloruros en el electrolito pueden atacar el ánodo de plomo, causar la picadura de las planchas madre de acero inoxidable, quedar atrapados en el depósito de cobre y producir la generación del gas de cloro. La concentración de cloruro en el electrolito debe mantenerse bajo (30 mg/L aproximadamente).
El contenido de hierro en el electrolito causa la pérdida del rendimiento de corriente debido a la reacción electrolítica parasitaria:
El Fe+2 es fácilmente oxidado en Fe+3 en el circuito de electroobtención, de forma que la electrólisis parasitaria se repite indefinidamente. El contenido de hierro (total) en el electrolito se debe controlar a una concentración menor a 1,5 g/L aproximadamente.
Un exceso de manganeso en el electrolito en celdas puede provocar la formación de iones permanganato, al reducirse los iones manganato:
El permanganato es un fuerte oxidante que:
• Ataca la capa de óxido de plomo del ánodo, provocando una aceleración en la oxidación del ánodo y por lo tanto la contaminación del electrolito por los descascaramientos de los ánodos.
• Ataca la fase orgánica de extracción por solventes, llevando a una rápida degradación y destrucción del extractante.
El contenido de hierro en el electrolito debe mantenerse al menos 20 veces más alto que el de manganeso. Esto asegurará que la unión Fe3+ / Fe2+ estará sobre la unión manganato /permanganato, suprimiendo la formación de permanganato. A pesar de que la electrólisis Fe3+ /
Fe2+ es parasitaria y causa pérdida de rendimiento de corriente, es menos perjudicial que la formación de permanganato. El control de las impurezas del electrolito se realiza en la operación de extracción por solventes, otra forma de control es mediante la purga de electrolito pobre hacia el mezclador decantador E-1. Sin embargo, las operaciones de electroobtención se ven afectadas principalmente por la calidad de este control.
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3.5.5 CONDICIONES ÓPTIMAS DE LA ELECTROOBTENCIÓN
Las condiciones de operación garantizan:
• Larga vida útil del cátodo.
• Eficiencia operacional.
• Flexibilidad operacional.
• Facilidad en el desmonte del depósito de cobre.
• Pureza del depósito.
Las condiciones óptimas son las siguientes:
3.5.5.1 Contenido de cobre (35/40 g/L)
La planta jamás debe operar con un contenido de cobre menor a 38 g/L en el electrolito a EW. Si el contenido baja de este valor la calidad de cobre catódico se deteriora y en consecuencia habrá un mayor contenido de azufre en el depósito, esto es causado por un cambio en la distribución y tamaño de los cristales depositados.
La presencia de más de 50 g/L, puede provocar la formación de cristales de cobre en las tuberías.
3.5.5.2 Contenido de ácido (150/180 g/L)
Si la concentración sobrepasa los 180 g/L, la corrosión del ánodo es mayor, y es necesario incrementar el agua en electrolito o reducir la adición de ácido.
Si hay menos de 150 g/L, el cobre catódico depositado será blando y difícil de desmontar. También se reduce la conductividad del electrolito y por consiguiente aumenta el costo de la electricidad.
3.5.5.3 Concentración de cobalto (100/150ppm, 150 si el contenido de manganeso en el electrolito es alto)
Si la concentración de cobalto baja de 90 ppm, el sobrepotencial del ánodo aumenta. Se reduce la resistencia a la corrosión del ánodo de plomo y por lo tanto su vida útil.
3.5.5.4 Cloruro (menos de 30 ppm)
Si el nivel de cloruro sobrepasa los 30 ppm, se debe revisar el nivel de cloruro en la solución de electrolito y PLS. A esta concentración se incrementa la posibilidad de picaduras del acero inoxidable del cátodo, por lo tanto el despegado de cobre se hace difícil.
También se ven afectados el depósito y la orientación de los cristales de cobre depositados, resultando un gránulo más grueso y con ello un aumento del nivel de impurezas en el depósito.
La presencia de 100 ppm tendrá como consecuencia una extensa corrosión por picadura. El daño a las planchas es permanente y es necesario pulirlas.
3.5.5.5 Orgánico (< 1ppm)
El orgánico que esté presente en el electrolito en casa de celdas, puede afectar la distribución del depósito de los cristales de cobre por lo que resulta un depósito quebradizo con mayor cantidad de impurezas.
El orgánico se adhiere en la planchas de acero inoxidable y el resultado será una quemadura orgánica que produce una pobre presencia de cátodo de cobre.
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3.5.5.6 Hierro (< 1,5g/L)
El nivel de operación de hierro en el electrolito depende de la cantidad de hierro transferida a través de la extracción por solventes.
En la medida que aumenta el hierro en el electrolito, disminuye la eficiencia de corriente y en cierto grado mejora la calidad del cátodo. Sin embargo, si el cátodo es de baja calidad el hierro será atrapado, lo que lleva a un aumento de las impurezas del depósito.
3.5.5.7 Flujo a las celdas
Mantener siempre el caudal del electrolito dentro de la celda tan alto como sea posible
Si la solución baja más allá de dicho nivel, la calidad del depósito catódico se puede deteriorar y hay más posibilidad de que el electrolito disminuya a menos de 38 g/L.
3.5.5.8 Reactivo Guartec (150 a 250 g/ tonelada de cobre depositado)
Las tasas de adición son específicas para cada planta. Cuando se agrega electrolito, este reactivo puede ayudar como agente suavizante para lograr un buen depósito de cobre a alta densidad de corriente y a baja temperatura del electrolito.
3.5.5.9 Densidad de corriente (280 A/m2)
El rango de operación depende del cobre que llega a la Nave EW . Se varía cambiando la potencia del rectificador. A baja densidad de corriente (100 a 200 A/m2), se producen otros efectos en la calidad del cátodo (por ejemplo, baja temperatura, bajo contenido de cobre, etc.). El nivel óptimo es de 280 A/m2..
A niveles de corriente de 280 a 300 A/m2, se puede obtener cobre catódico de buena calidad en condiciones constantes de operación.
3.5.5.10 Temperatura de la celda (45–50ºC)
Es importante mantener la temperatura tan constante como sea posible para minimizar el desprendimiento de óxido de plomo del ánodo (50 +/- 2ºC). Una temperatura menor de 45ºC, puede dar como resultado un grano más grueso y por consiguiente, un cobre catódico de menor calidad.
Una temperatura de más de 50ºC puede degradar el orgánico en el proceso de extracción por solventes.
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3.5.6 PRINCIPALES PROBLEMAS EN LA ELECTROOBTENCIÓN
3.5.6.1 Corrosión por cloruros
Cuando el nivel de cloruro en el electrolito es alto, se puede producir una acumulación de gas de cloruro sobre la línea de solución. Este cloruro es transportado en el vapor ácido que se desprende al liberarse oxígeno en el ánodo. Este vapor se deposita en el cátodo y acumula suficiente cantidad de cloruro como para empezar el proceso de corrosión.
Los niveles de cloruro sólo se pueden controlar reduciendo la cantidad de cloruro que entra al electrolito. Las principales vías son:
• El solvente donde se han acumulado iones cloruro.
• El agua que se usa en la mezcla del electrolito, la que podría contener niveles elevados de cloruro.
• Anódica
Si la plancha catódica se llegara a colocar en una celda como ánodo, la corrosión por disolución anódica que se produciría sería extremadamente grave. Si el error se corrige en las primeras etapas de disolución, será difícil desmontar el cobre depositado en el centro de la plancha, no así el cobre depositado en el perímetro de la plancha.
Si el error no se detecta a tiempo, el electrodo de acero inoxidable se corroe totalmente. En este caso, será necesario sacarlo y lo más probable, es que haya que desecharlo.
3.5.6.2 Galvánica
La corrosión se produce debido al acoplamiento del par galvánico de los electrodos de acero inoxidable y plomo, puede ser grave si no se pone el suficiente cuidado (se deposita el cobre sobre el ánodo y se disuelve el cátodo). El acero inoxidable es anódico para el plomo y si hay acoplamiento galvánico se corroe.
Mientras no haya energía, las celdas de electroobtención deben mantenerse en circuito abierto. Para crear un circuito abierto los cátodos de las celdas se levantan de los contactos. Debajo de las áreas de contacto de la barra de suspensión se colocan bloques de madera que aíslan las celdas y por lo tanto esa sección. La grúa entonces con cuidado deposita los cátodos sobre la madera.
3.5.6.3 Por contactos
Si no se realiza la limpieza adecuada y si los procedimientos de operación que se usan son incorrectos, el enchapado de cobre de la barra de suspensión se corroe.
Si el contacto de cobre está totalmente corroído y el acero inoxidable expuesto, rápidamente se formará una capa de óxido de acero no conductor. Debido al aumento de la resistencia; por lo descrito anteriormente, la corriente circulante será de bajo nivel, por lo tanto los depósitos de cobre serán más delgados.
Los procedimientos para alargar el periodo de vida de la barra de contacto son los siguientes:
• Lavado constante y efectivo de los contactos y barras de suspensión para eliminar el ácido residual y sales electrolíticas que se forman a partir de las salpicaduras y derrames de electrolito.
• Reducción de cortocircuitos que causan calentamiento de la barra de suspensión y mayor incidencia de corrosión.
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• Retiro efectivo de niebla ácida. El ácido en forma de neblina se puede acumular en la región de contacto y causar corrosión.
Es importante destacar que la barra de alimentación y la barra de suspensión se corroerán por igual. Los efectos de la corrosión son mayores en la región de contacto debido al aumento de reacciones que causa la corrosión (en grietas).
Evitar en lo posible:
• Ánodos o cátodos doblados, que al ser instalados en las celdas, rayan el ánodo produciendo el desprendimiento de la capa de óxido de plomo. Todas las placas deben estar derechas antes de entrar en las celdas.
• El manganeso atrapado en el electrolito, genera MnO2 en el ánodo. El MnO2 produce desprendimiento de la capa conductora de PbO2. Cuando se da esta situación hay que sacar los ánodos y limpiarlos para generar una nueva capa de PbO2.
• Si la temperatura de electrolito baja súbitamente, se produce desprendimiento de la capa de PbO2 y contaminación. Se debe mantener una temperatura estable dentro de la celda de electroobtención.
• La causa más probable es el uso de altas densidades de corriente que rápidamente forma una capa de PbO2 y un elevado flujo de circulación de electrolito que produce mayor agitación entre los electrodos. Es necesario limpiar los ánodos y la celda periódicamente.
• La interrupción de la electrólisis, debido al desmontaje sin corriente, a las fallas de energía, etc perturban la capa de PbO2 y la posibilidad de desprendimiento. Para no interrumpir la electrólisis, en el proceso de electroobtención se recomienda procesar un tercio de los cátodos de la celda y hacerlo mientras hay corriente en el electrolito.
• Si se eleva los niveles de ácido sulfúrico en el electrolito, aumenta la generación de la capa de PbO2 y la posibilidad de desprendimiento.
Para estabilizar la capa de PbO2 se le agrega sulfato de cobalto CoSO4 7H2O al electrolito. La experiencia en las plantas de electroobtención a través del mundo recomienda que para mantener la pureza del depósito catódico, los niveles de cobalto (Co) en el electrolito deben estar entre 100 a 200 ppm.
3.5.6.4 Nivel de electrolito en la celda
El electrolito que está operando a baja temperatura (menos de 35ºC), puede dar lugar a la formación de sulfato de cobre cristalizado, especialmente en la parte superior del nivel de la celda.
3.5.6.5 Alineamiento
3.5.6.6 Efectos del espacio de separación entre electrodos
Si la distancia es mayor que los valores especificados de separación entre electrodos, se forma una capa delgada, tipo cero ó galleta, que cuando se procesa la placa no se despega.
Si la distancia es menor, en la zona de alta densidad de corriente se forma una capa de crecimiento acordado o nodular. Se prefiere un cobre catódico liso.
3.5.6.7 Paralelismo
Un factor imprescindible para conseguir la efectiva distribución de la corriente y reducir la formación de cortocircuitos, es que el cátodo quede bien alineado entre dos ánodos.
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3.5.6.8 Arrastre de Orgánico
La solución orgánica es el reactivo que se usa para extraer cobre de una solución. La planta de SX/EW, está diseñada para eliminar el arrastre de orgánico hacia la Nave de celdas de electroobtención. El método para eliminar el orgánico es por la filtración del electrolito.
3.5.6.9 Cortocircuitos
El cortocircuito es la condición física que causa que la corriente fluya entre los electrodos sin tomar parte en la reacción electrolítica.
Típicamente el cortocircuito causa:
• Disminución del voltaje en las celdas.
• Disminución de la producción de cobre debido a una reducción en la eficiencia de corriente.
• Calentamiento de las barras de suspensión de los electrodos debido a las altas corrientes que circulan, originadas por la baja resistencia de cortocircuito. El calentamiento aumenta la corrosión y en casos extremos las barras se derriten.
• La plancha anódica se calienta y al calentarse aumenta la producción de óxido de plomo y el riesgo de desprendimiento.
Los cortocircuitos por crecimientos son causados por la inclusión en el depósito catódico de una partícula conductora. La partícula atrae mas carga y así crece más rápidamente que el depósito catódico que está alrededor.
3.5.6.10 Desborre de celdas
El desborre se realiza para la limpieza de la celda y para evacuar el lodo del plomo que se acumula en el fondo.
La acumulación de plomo se debe al desprendimiento de capas de óxido de plomo, estas cáscaras de oxido de plomo contaminan el cobre catódico.
Los pasos a seguir en el retiro de lodo de plomo son los siguientes:
• En primer lugar se bajará la corriente en las celdas hasta que su valor sea cero amperios.
• Luego se colocará el marco cortocircuitador, el cual puentea las celdas que se tienen que limpiar.
• En seguida se subirá la corriente en las celdas.
• La grúa puente deberá retirar los cátodos y posteriormente los ánodos, para lo cual se tendrá que quitar las cascarillas de óxido de plomo que puedan haber.
• Luego se tendrá que retirar las bolas de polipropileno que existen en cada celda para recuperar electrolito hacia el sistema y luego el drenaje inferior.
• A continuación se abrirá el drenaje lateral de la celda para recuperar electrolito y luego el drenaje inferior hacia el sistema.
• Una vez drenado el electrolito, la celda será limpiada haciendo uso del agua de lavado y herramientas para retiro del lodo de plomo.
• Luego que la celda este limpia, se colocará el tapón de drenaje lateral e inferior de la celda y se permitirá el ingreso de electrolito; posteriormente se añadirán las bolas de polipropileno retiradas y con la grúa puente se colocarán los ánodos y los cátodos. Antes de retirar el
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marco cortocircuitador se bajará la corriente de las celdas y una vez retirado se restablecerá la corriente.
• Se deben agregar esferas Antón nebulizadoras limpias
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3.5.7 EQUIPOS ASOCIADOS AL PROCESO DE E-W
La nave EW contiene celdas individuales monolíticas de concreto polímero con cajones de rebalse integrales. Los ánodos son planchas roladas en caliente y hechas de una aleación de plomo, calcio y estaño. La plancha está unida a una barra de contacto de cobre. Cada ánodo está equipado con espaciadores de plástico tipo ala delta. Las planchas madre están hechas de acero inoxidable 316 L con un área para la deposición de 1 m2 ; tienen aisladores de plástico en los bordes laterales y una barra de cobre sólido soldada en la parte superior, el borde inferior de la plancha esta libre.
3.5.7.1 Celda de electroobtención
Las celdas están construidas en concreto polímero (resina de viniliéster con agregado de arena de sílice inerte). Cada una está equipada con un tapón de drenaje ubicado en el fondo y en la parte lateral de la celda (en un extremo de la celda). En la Figura 3.5.4, se ilustra una celda de electroobtención.
Periódicamente, las celdas deben drenarse y limpiarse del óxido de plomo que haya decantado al fondo de la celda. Antes de que pueda limpiarse una celda debe cortocircuitarse usando el marco cortocircuitador.
Figura 3.5.4: Celda Electrolítica
Figura 3.5.3: Esquema general de la nave EW
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Una vez que se ha cortado la energía eléctrica de la celda, los electrodos son retirados y la solución se drena desde la celda, luego se saca el lodo de plomo del fondo y se pone en depósitos de limpieza. Después de que la celda está limpia, se instalan nuevamente los cátodos y ánodos y se llena la celda con electrolito. Una vez que la celda está llena, se retira el marco cortocircuitador y la electricidad fluye nuevamente a través de la celda.
Un extremo del electrodo hace contacto con la barra triangular de cobre mientras el otro extremo descansa sobre un material no conductor colocado entre las ranuras de cobre triangulares. La Figura 3.5.5, ilustra la relación del contacto eléctrico de los ánodos y cátodos en la barra de cobre.
3.5.7.2 Flujo de corriente en las filas de las celdas
Entre los cátodos y ánodos de cada celda fluye corriente continua del rectificador, la misma corriente fluye de una celda a otra a través de todo el circuito.
El flujo de corriente va desde los rectificadores hacia los ánodos, a través del electrolito, y sigue hasta llegar al cátodo. En la Figura 3.5.6 se ilustra el sistema de aislamiento eléctrico de un extremo de cada electrodo al terminar cerca de la barra conductora de la celda opuesta. Las barras de suspensión de los ánodos y cátodos puentean las celdas. Sin embargo, cada barra de suspensión descansa sobre un soporte aislado, esto fuerza a la corriente a que fluya a través del electrolito entre los electrodos.
A medida que el electrolito fluye a través de la celda, el cobre del electrolito se deposita en el cátodo por electrolisis, lo cual libera oxígeno en el ánodo. Se deja que se
Figura 3.5.5: Esquema del contacto ánodo-cátodo
Figura 3.5.6: Sistema de aislamiento eléctrico
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acumule cobre en las planchas madre durante siete días, al final del ciclo, se cosechan los cátodos de las celdas y se despegan los depósitos de cobre en la máquina despegadora. Luego, las planchas madre, se devuelven a las celdas de electroobtención o se reparan si es necesario; luego comienza nuevamente el ciclo de siete días.
3.5.7.3 Marco distribuidor de electrolito
El marco distribuidor colocado en la base de cada celda, es una tubería de 3” de forma rectangular, perforada con 120 orificios de 6 mm de diámetro, espaciados 101,6 mm en cada costado de la sección longitudinal de la tubería, lo que permite una distribución uniforme del electrolito sobre las caras de los cátodos suspendidos en la celda. Una válvula manual de 3”, está conectada al marco distribuidor para permitir el cierre del flujo durante el drenaje de la celda.
La Figura 3.5.7, ilustra el marco distribuidor de electrolito.
3.5.7.4 Marco cortocircuitador
Para realizar la limpieza de las celdas es necesario hacer un puente en el paso de la corriente eléctrica sobre las celdas que van a ser limpiadas, para ello se utiliza un marco cortocircuitador.
El marco puentea las celdas y está compuesto de una estructura de acero unida a unas barras de cobre, lo cual permite un buen contacto entre las celdas puenteadas.
La Figura 3.5.8 ilustra un marco cortocircuitador.
Figura 3.5.7: Marco distribuidor de electrolito
Figura 3.5.8: Marco cortocircuitador
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3.5.7.5 Descripción del proceso de captación de niebla ácida
Para minimizar el problema de la niebla ácida, la solución de electrolito en las celdas es cubierta con dos capas de bolas supresoras de niebla ácida (bolitas de polipropileno de 20 mm de diámetro). Las bolas flotan sobre el electrolito fomentando la coalescencia de las diminutas gotas de electrolito. Adicionalmente una solución supresora de niebla ácida (FC-1100) es adicionada manualmente en el circuito de electrolito de avance hacia celdas (en el lado del electrolito a EW del tanque de recirculación de electrolito), la solución reduce la tensión superficial y no permite el brusco desprendimiento del oxígeno.
Para evitar que la niebla ácida ya minimizada y en menor proporción escape al ambiente, se ha dispuesto de un sistema de captación de niebla que consiste de dos depuradores de niebla ácida (scrubber´s), ubicados a cada lado de la casa de celdas; estos equipos extraen la niebla ácida. Para ello se ha provisto de una campana colectora de niebla ácida que cubre cada celda y un sistema de tuberías que conducen la niebla ácida hacia los scrubber´s (depuradores).
Describiremos a continuación cada una de las medidas tomadas para minimizar la niebla ácida en la casa de celdas:
• Adición de las bolas supresoras de niebla ácida en las celdas de EW.
• Adición de la solución supresora de niebla ácida en el electrolito a EW (FC-1100).
• Sistema de ventilación (scruber’s).
a) Adición de las bolas supresoras de niebla ácida a las celdas de EW
Al pasar la corriente por las celdas que contienen el electrolito se provoca la deposición de cobre en el cátodo, mientras que cerca del ánodo se descompone el agua dando lugar a burbujas de oxígeno O2
e iones H+ que a su vez originan el H2SO4.
Las reacciones, tanto en el ánodo como en el cátodo en las celdas son las siguientes:
Reacción anódica:
H2O →→→→ 1/2O2 + 2H+ + 2e-
Reacción catódica:
Cu+2 + 2e- →→→→ Cu0
La reacción global es:
Cu+2 + SO4-2 + H2O →→→→ Cu0 + ½ O2 + 2H+ + SO4
-2
De las reacciones anteriores deducimos que:
• El oxígeno gaseoso se desprende de la superficie del ánodo.
• El ión hidrógeno enriquece en ácido al electrolito, es decir que la concentración de ácido sulfúrico se incrementa.
• La temperatura del electrolito se incrementa.
• El cobre metálico se deposita en la superficie de la plancha madre, por lo que el contenido de cobre del electrolito decrece.
100
• Los reactantes en el proceso se empobrecen.
Si observamos la reacción que se produce en el ánodo, nos daremos cuenta que se produce oxígeno gaseoso; este elemento trata de abandonar la celda, ascendiendo de las inmediaciones del ánodo, en forma de burbujas, al hacerlo el electrolito se enriquece de hidrógeno y el anión sulfato, en contacto con el hidrogeno, forma el ácido sulfúrico, ambos son los que forman la niebla ácida que existe sobre las celdas de EW.
La niebla ácida también se forma por arrastre de electrolito hacia la atmósfera cuando el oxigeno se desprende de las celdas.
Para evitar que estas burbujas abandonen el electrolito sin arrastrar ácido, se adiciona una capa continua de elementos inertes que tienen la propiedad de flotar; a estos elementos se les llama antinebolizantes y son precisamente las bolas supresoras de niebla ácida (bolas de polipropileno).
Es importante que cada vez que se haga limpieza de las celdas, se deben retirar las capas de bolas supresoras, este procedimiento se realiza utilizando una malla plástica unida a un bastón. Las bolas retiradas no deben ser devueltas a las celdas, sin antes haber sido lavadas con agua caliente.
b) Adición de la solución supresora de niebla ácida FC-1100, en el electrolito a EW
La solución supresora de niebla ácida (FC-1100), es un reactivo líquido, agente controlador de niebla ácida. Su composición es de 50% de fluoruro químico sólido y 50% de agua, con una densidad 1,23 g/cm3 a 25 ºC. Su función es controlar el desprendimiento del oxígeno, reducir la tensión superficial y no permitir el brusco desprendimiento del oxigeno que escapa desde la solución electrolítica de las celdas de EW.
c) Sistemas de ventilación (Scrubber´s)
La casa de celdas de electroobtención cuenta con dos módulos de captación de niebla ácida. Cada módulo, está constituido por:
• Un ventilador aspirador de niebla ácida.
• Un depurador de niebla ácida
• Un tanque de recirculación.
• Un tanque de condensación de niebla ácida.
• Una bomba de recirculación).
Figura 3.5.9 : Desprendimiento de oxígeno del ánodo
101
La niebla ácida es extraída de la Nave de celdas a través de los ventiladores aspiradores de niebla ácida ,luego en el depurador (Scrubber), se agrega agua por medio de un aspersor, gracias a la combinación de agua con la niebla ácida, se produce la condensación de la niebla. La niebla ácida mezclada con agua por rebose del tanque se conduce hacia el colector de drenaje principal de casa de celdas y de allí se dirige hacia el tanque trampa de orgánico. Ver la Figura 3.5.10 Sistema de captación de niebla ácida.
En conclusión, la niebla ácida es controlada por medio de:
• El sistema de captación de niebla ácida, que extrae la niebla ácida desde la celda.
• Las bolas supresoras de niebla ácida, que evitan que la niebla ascienda hacia fuera de la celda.
• Con la adición del reactivo FC 1100, que reduce la tensión superficial en la solución y no permite el brusco desprendimiento del oxigeno.
Equipos asociados al sistema de captación de niebla ácida.
El diagrama, muestra la disposición de equipos en el área de celdas electrolíticas. Ver Figura 3.5.11 Captación de niebla ácida en la celda de electroobtención.
Figura 3.5.10: Sistema de captación de niebla ácida
102
Los equipos asociados al proceso son:
1. Campana colectora de niebla ácida.
2. Strongback de cátodos.
3. Ventiladores de aspiración.
4. Bombas centrífugas.
1. Campana colectora de niebla ácida
Cada celda es cubierta por una campana colectora y planchas plásticas, de tal manera que se cubra la mayor parte de las celdas, a excepción de las barras de contacto. Esto se hace con el fin de poder observar los cortocircuitos o chisporroteos posibles; en esta campana se inyecta agua en forma de spray que permite la condensación de la niebla. Por un lado de la campana se tiene un ducto de aspiración de la niebla ácida, el cual conectado a una tubería de colección común, conducen la niebla extraída hacia los Scrubber´s.
El agua, se distribuye a las campanas colectoras de la casa de celdas por medio de 20 tuberías principales y cinco secundarias por cada principal, haciendo un total de 100 líneas secundarias (una por cada celda). El ingreso de agua a las líneas principales es constante y controlado por electroválvulas. Dentro de la campana la línea secundaria se divide en varias líneas aspersoras de agua; éstas distribuyen el agua en aspersión en forma uniforme, tratando de hacer contacto, en la mayor parte posible con el gas de niebla ácida. Puesto que la campana no abarca toda el área superior de la celda, es necesario colocar 2 planchas de plástico a los lados de la
Figura 3.5.11: Captación de niebla ácida en la celda de electroobtención
103
campana, con el fin de cubrir toda el área de la celda y captar la mayor cantidad de niebla ácida posible. Las planchas de plástico no deben cubrir los contactos de los electrodos, con el fin de permitir observar los cortocircuitos y los chisporroteos posibles en éstos. Ver la Figura 3.5.11.
2. Strongback de cátodos
Para poder realizar la cosecha de cátodos es necesario retirar la campana colectora de niebla ácida; para ello se utiliza el mismo strongback de cátodos utilizado para levantar los cátodos.
El strongback cuenta con cuatro sujetadores accionados por el control remoto del puente grúa, que enganchan la campana a la vez que se enganchan los cátodos cosechados. Ver la Figura 3.5.12.
3. Ventiladores de aspiración
El sistema de ventilación de la nave de electroobtención, emplea dos ventiladores de aspiración del tipo centrífugo (donde la corriente de aire se establece radialmente a través del rodete-impulsor), estos aspiran la niebla ácida que es colectada en la campana colectora.
Figura 3.5.12: Strongback
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3.6 PATIO DE ESTANQUES (TANK FARM)
3.6.1 INTRODUCCIÓN
El patio de estanques o Tank Farm de Escondida es la zona donde las soluciones utilizadas en la operación de extracción por solventes y la operación de electroobtención pasan a través de diversas operaciones de acondicionamiento y estanques de almacenamientos. Los reactivos utilizados en las operaciones de extracción por solventes y electroobtención también son almacenadas y asimiladas en este proceso.
El patio de estanques está diseñado y construido en dos secciones paralelas de manipulación de solución. Las soluciones provenientes de los Trenes A/B de extracción por solventes se manipulan en forma separada del Tren C a través de la mayor parte de las instalaciones del patio de estanques. La presente instalación permite la adición de un Tren D en alguna fecha futura.
La sección del patio de estanques de la planta se divide en los siguientes sistemas:
• Manipulación de electrólitos • Fase orgánica cargada • Tratamiento de borras • Reactivos
3.6.2 MANIPULACIÓN DE ELECTRÓLITOS
El sistema de manipulación de electrólitos funciona como una operación de limpieza y acondicionamiento para el electrólito rico antes de que se dirija al patio de estanques de electroobtención. Al pasar a través de pasos de flotación y filtración se elimina la fase orgánica residual presente en el electrólito rico.
Para una operación adecuada es importante el control de la temperatura del electrólito. Un electrólito demasiado frío puede hacer que el sulfato de cobre se cristalice en la solución, particularmente en grandes superficies metálicas como los filtros de electrólitos o en pequeñas líneas y conexiones a través de toda la planta. La Figura 3.6.1 ilustra un gráfico de las temperaturas de cristalización de sulfato de cobre en el electrólito para diversas concentraciones de cobre y ácido.
Una temperatura de electrólito demasiado alta puede provocar un aumento de la corrosión y daño de los materiales de construcción (por ejemplo, acero inoxidable y HDPE).
Antes de dirigirse hacia las celdas de electroobtención, el electrólito pasa a través de dos etapas de intercambiadores de calor para ajustar su temperatura a aproximadamente 43 ºC. Este proceso transfiere suficiente calor hacia el electrólito rico como para evitar la cristalización de sulfato de cobre en el electrólito rico.
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Figura 3.6.1: Cristalización pentahidrato de sulfato de cobre
3.6.3 COLUMNAS DE FLOTACIÓN DE ELECTRÓLITO
Luego que los decantadores de reextracción han extraído el cobre de la fase orgánica, el electrólito rico fluye por gravedad hacia las columnas de flotación de electrólito.
Las columnas de flotación se utilizan para sacar la mayor parte de la fase orgánica arrastrada en el electrólito rico antes de la filtración. Cada columna de flotación es un cilindro de 8 metros de alto con un diámetro de 2,4 metros, fabricada con acero inoxidable 316. Figura 3.6.2.
3.6.3.1 Principio de operación de Columna de flotación de electrólito
El electrólito rico entra a la columna de flotación a través de la pared lateral. Se introduce aire de planta desde la parte superior a través de una tubería hacia una unidad de rociado de manguera porosa y circular ubicada en la parte inferior del cilindro.
El electrólito rico fluye dentro de la columna de flotación aproximadamente 1.200 mm desde la parte superior y en sentido contrario a la corriente de aire. Las burbujas de aire que suben verticalmente, en sentido contrario al flujo del electrólito rico, atraen y unen las moléculas de solvente de fase orgánica a medida que suben. A medida que las burbujas suben a través de la espuma, el electrólito baja, fuera de la superficie de la burbuja, regresando a la solución de electrólito por la fuerza de gravedad.
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Figura 3.6.3: Columna de flotación de electrólito
Debido a que el solvente de fase orgánica es hidrofóbico (no se disuelve en agua), permanece más tiempo en la superficie de la burbuja. Por ello, mientras mayor sea la profundidad de la espuma, mayor será la proporción de solvente de fase orgánica respecto de la solución de electrólito en la espuma.
De preferencia, las burbujas de aire forman una espuma en la parte superior del recipiente y rebalsa sobre el borde superior de la placa de desviación hacia una canaleta de recolección. Finalmente, las burbujas estallan, dejando atrás el solvente de la fase orgánica a recuperar. El controlador de columna modifica el nivel en la columna. Periódicamente, el nivel se aumenta para crear una condición de rebalse durante la cual se descarga la fase orgánica. La fase orgánica fluye hacia el sumidero del patio de estanques para su recuperación o tratamiento en el circuito de tratamiento de borra antes de ser reutilizada.
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Cada columna de flotación está equipada con instrumentación para el control de nivel. El nivel de electrólito en las columnas se regula ajustando las válvulas de control de flujo de descarga de electrólito. Ver figura 3.6.3.
3.6.4 BOMBAS Y ESTANQUES DE ALIMENTACIÓN DE FILTRO DE ELECTRÓLITO
El electrólito rico de las celdas columna circula por gravedad hacia el estanque de alimentación de filtro de electrólito. Las soluciones que entran al estanque de alimentación del filtro de electrólito son:
• Descarga de electrólito de la celda columna. • Soluciones de ventilación del filtro. • Electrólito de los estanques de electrólito del filtro de retrolavado.
Los estanques de alimentación de filtro de electrólito son estanques rectangulares de 12,9 por 12 por 6 metros de profundidad. Están construidos de concreto, con un revestimiento de HDPE. El electrólito rico de las columnas de flotación de electrólito se alimenta a los estanques a través del múltiple de distribución que descarga el electrólito en el costado del estanque. En cada estanque hay instalado un skimmer de fase orgánica para eliminar todas las capas de fase orgánica que se acumulen en la superficie del electrólito rico y descarga esta fase orgánica al estanque de retención. Figura 3.6.4. El flujo por gravedad de la fase orgánica recuperada fluye al estanque de fase orgánica de recuperación.
3.6.4.1 Principio de operación del Skimmer de fase orgánica
La Figura 3.6.4 ilustra los principios que hay tras del skimmer de aceite de las series ABASCO B. El skimmer tiene un arrastre, un polín de retorno y un skimmer de aceite. Al igual que una correa continua, el arrastre proporciona un lazo constante de recuperación de aceite. A medida que flota a través de la superficie, el arrastre se satura con aceite. A medida que pasa a través del skimmer de aceite, es comprimido entre rodillos internos. El aceite casi libre de agua es exprimido dentro de un recipiente y la cuerda vuelve a la fuente de aceite para repetir el proceso.
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Figura 3.6.4 Skimmer de fase orgánica
Las bombas de alimentación centrífuga horizontal de electrólito bombean el electrólito rico a través de los intercambiadores de calor de electrólito/electrólito
3.6.5 INTERCAMBIADORES DE CALOR ELECTRÓLITO/ELECTRÓLITO
El calor es transferido desde el electrólito débil de retorno hacia el electrólito rico. La operación normal es tener dos bombas de alimentación de filtro funcionando y una bomba en espera.
El electrólito rico fluye bajo presión a través de los intercambiadores de calor de placas donde el electrólito rico inicialmente es calentado a aproximadamente 36 ºC por el electrólito débil caliente (46 ºC) que retorna de la nave de electroobtención a través de los estanques de electrólito débil).
3.6.5.1 Principio de operación Intercambiador de calor de placas
En un intercambiador de calor de placas, el calor es transferido desde el electrólito débil y agua caliente hacia el electrólito rico, a través de finas placas metálicas, llamadas placas de canal, que han sido prensadas dentro de un patrón especial. Las placas de canal adyacentes tienen diferentes patrones de prensado.
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Un conjunto de intercambiador de calor consta de placas de canal montadas alternadamente en la parte superior de las barras de carga y parte inferior de las barras guía. Las placas adyacentes están separadas por empaquetaduras y son prensadas entre las placas seguidoras y de cabeza pesada, a las cuales están conectadas las tuberías.
La cantidad de placas en un conjunto se determina por los requerimientos de transferencia de calor.
La Figura 3.6.4 ilustra un intercambiador de calor ensamblado y una disposición típica de placas de canal y placas de cabeza y seguidoras que muestran patrones de pasajes de líquido. Cuando un conjunto de placas se presiona entre sí, los orificios en las esquinas forman múltiples continuos, conduciendo el electrólito débil y el electrólito rico hacia los pasajes correctos entre las placas.
Debido a la disposición de la empaquetadura de las placas, el electrólito débil ingresa por pasajes impares y el electrólito rico lo hace por los pares. Los dos electrólitos fluyen en direcciones opuestas y se recolectan en múltiples en el mismo extremo del intercambiador de calor al cual ingresan. En el otro intercambiador de calor, el agua caliente reemplaza al electrólito débil en el patrón de flujo a través del intercambiador de calor.
Figura 3.6.4: Intercambiador de calor de placas
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3.6.6 FILTRACIÓN DE ELECTRÓLITO
El electrólito rico caliente bombeado a través de los intercambiadores de calor continúa a través de los filtros paralelos de presión de electrólito de coalescencia. Los procedimientos normales de operación de filtros tienen tres unidades para cada línea que está funcionando, con el cuarto filtro fuera de la línea. Normalmente, el filtro fuera de línea estará en retrolavado o en condición de preparada en espera. La cantidad real de filtros que están siendo operados en cualquier momento dado podría variar y depende de la cantidad de electrólito rico que se esté produciendo en las instalaciones de extracción por solventes. Ver Figura 3.6.5.
3.6.6.1 Principio de operación Filtro de electrólito
El electrólito rico ingresa a la parte superior del estanque del filtro de acero inoxidable de 316L, a través de un distribuidor ubicado sobre el lecho de los medios filtrantes.
Dentro del estanque, dos capas de medios efectúan el filtrado y la coalescencia reales. Estas capas filtrantes descansan sobre una capa de arena más baja que llena el volumen vacío en el fondo del estanque. La capa superior del filtro es de forma irregular, 0,8 a 0,9 mm de carbón (antracita), que es el coalescedor para la fase orgánica. La capa de antracita es de 305 mm de profundidad y evita que la próxima capa, que es arena granate con malla de tamaño 30 a 40, sea recubierta con fase orgánica.
La capa de arena granate tiene 610 mm de profundidad y filtra los sólidos finos en la corriente de electrólito. Con el tiempo, los medios del filtro se cargan con fase orgánica o se obstruyen con sólidos y deben retrolavarse. El retrolavado consiste en un lavado con aire para soltar cualquier material filtrado, seguido por un lavado de flujo ascendente del lecho de medios para retirar la fase orgánica y las partículas filtradas. El retrolavado retira y lava las partículas filtradas. Los filtros de electrólito están diseñados para una operación automática, con iniciación de retrolavado en base al tiempo transcurrido. Si la caída de la presión a través del lecho de medios excede el límite, el ciclo de retrolavado comienza inmediatamente. Además, el retrolavado puede iniciarse manualmente desde el panel de control local. Si es necesario (por ejemplo, una fase orgánica excesiva), el operador puede ajustar manualmente el interruptor en el panel de control para permitir hasta tres ciclos consecutivos de retrolavado.
Cada filtro está equipado con una válvula de control de flujo para regular el flujo a través de cada filtro. El punto de referencia remoto de la válvula de control de flujo es determinado por el control de nivel del estanque de alimentación de electrólito. Cuando dos o tres filtros están en línea, el flujo nominal a través de cada filtro es de aproximadamente 188 m3/h.
Durante el paso de limpieza con aire, se sopla aire a través de los medios filtrantes drenados, desde abajo hacia arriba, para soltar los sólidos atrapados. El aire para el lavado con aire es suministrado por los sopladores de aire. Normalmente, un soplador funciona para cada línea, mientras el otro está en espera.
Figura 3.6.5: Filtro de electrolito
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Cuando uno de los filtros está en el modo retrolavado, su caudal aumenta a aproximadamente 218 m3/h en la dirección inversa, usando electrólito débil proveniente de los estanques de electrólito débil. El agua de retrolavado se recolecta en el estanque de retrolavado de filtro. Las soluciones que ingresan a los estanques de retrolavado son:
• Retorno de retrolavado de los filtros de electrólito. • Fase orgánica evacuada de los filtros de electrólito. Las soluciones de retrolavado se devuelven a las cajas del mezclador de extracción de SX para los trenes respectivos. El flujo de retrolavado dura aproximadamente 7 minutos.
3.6.7 ESTANQUES Y BOMBAS DE RECIRCULACIÓN DE ELECTRÓLITO
Después del filtrado, el electrólito rico ingresa al estanque de recirculación de electrólito antes de ser bombeado a través de los intercambiadores de calor de electrólito/agua caliente. Los estanques de recirculación de electrólito, cada uno con una capacidad útil de aproximadamente 1.200 m3, están construidos de concreto y provistos de revestimientos de HDPE.
En el proceso de electroobtención, el electrólito fluye desde el estanque de recirculación a la celda de electroobtención hasta el estanque de electrólito débil. La mayor parte del electrólito débil es devuelta al estanque de recirculación donde se agrega electrólito rico para formar nueva alimentación de EW (electroobtención). Se agregan reactivos al estanque de recirculación para controlar el funcionamiento de la celda de electroobtención.
Las soluciones que ingresan a los estanques de recirculación son:
• Electrólito rico proveniente de los filtros de electrólito. • Rebalse proveniente del estanque de electrólito débil. • Ácido clorhídrico. • Agua de RO. • Sulfato de cobalto. • Pulpa de guar.
El nivel del estanque de recirculación se mantiene mediante la adición de agua de RO a través de la válvula de control de flujo . Si el nivel en el estanque de recirculación de electrólito está bajo-bajo, los sistemas de adición de hidroclórico, guar y agua de RO se detienen en enclavamiento. .
El electrólito de alimentación de celda de EW es bombeado desde el estanque de recirculación de electrólito usando las bombas de alimentación de celdas. Éstas son bombas centrífugas horizontales accionadas por motores de 187-kW con una capacidad nominal de 957 m3/h. Normalmente funcionan tres bombas mientras una permanece en espera.
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3.6.8 INTERCAMBIADORES DE CALOR DE ELECTRÓLITO/AGUA CALIENTE
La mayor parte de la alimentación de celdas de electroobtención fluye directamente a la electroobtención. Sin embargo, una corriente lateral de electrólito se calienta pasando a través de intercambiadores de calor de placas, donde el calor se transfiere al electrólito de agua caliente presurizada (90ºC) bombeada de los calentadores de agua caliente a través del otro lado de las placas del intercambiador de calor. El electrólito calentado que sale de los intercambiadores de calor, se combina a continuación con el electrólito que fluye directamente a los controladores de flujo para cada celda de EW.
El electrólito combinado hacia las celdas de EW es calentado a aproximadamente 43 ºC a 45 ºC.
3.6.9 ESTANQUES DE ELECTRÓLITO DÉBIL
El rebalse de electrólito de las celdas de electroobtención vuelve al estanque de electrólito débil. Los estanques de electrólito débil, cada uno con una capacidad útil de aproximadamente 120 m3, están construidos de FRP. Una línea de rebalse instalada entre el estanque de electrólito débil y el estanque de recirculación de electrólito permite que el flujo de electrólito débil ingrese y se mezcle con el electrólito rico proveniente de los filtros de electrólito.
El exceso de electrólito débil que ingresa al estanque de electrólito débil es bombeado a través de los intercambiadores de calor de electrólito débil usando las bombas de electrólito débil, estas son bombas centrífugas horizontales accionadas por motores de 75 kW con una capacidad nominal de 413 m3/h. Normalmente funcionan dos bombas mientras una permanece en espera.
Los ajustes a la resistencia ácida del electrólito débil se hacen en los estanques de electrólito débil antes de bombear electrólito de vuelta a los mezcladores-decantadores de reextracción de SX.
Para asegurarse de que las bombas de electrólito débil y las bombas de alimentación de celdas de EW no funcionen en seco si el nivel en el estanque de recirculación de electrólito está bajo-bajo, un enclavamiento detiene las bombas en funcionamiento.
3.6.10 FASE ORGÁNICA CARGADA
La fase orgánica cargada de la etapa de lavado de cada tren de SX se recolecta y almacena en el patio de estanques. La fase acuosa retenida se separa y devuelve a la extracción y la fase orgánica se regresa a las etapas de reextracción.
3.6.10.1 Estanques de fase orgánica cargada
La fase orgánica cargada y lavada del circuito de lavado de extracción por solventes fluye por gravedad hacia los estanques de fase orgánica cargada. Los estanques, cada uno con una capacidad útil de aproximadamente 781 m3, están fabricados de concreto y están provistos con revestimientos de HDPE. Las soluciones que entran a los estanques de fase orgánica cargada son:
• Fase orgánica de cada decantador de la etapa de lavado.
• Fase orgánica filtrada del tratamiento de arcilla.
• Fase orgánica de los estanques de retención.
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• Diluyente.
• Extractante.
La solución de fase acuosa transportada en la fase orgánica cargada es eliminada desde el fondo del estanque de fase orgánica cargada por la bomba de recuperación de fase acuosa. Las soluciones de fase acuosa se bombean automáticamente hacia el mezclador primario de extracción de segunda etapa cuando se detecta una alta conductividad en el estanque de fase orgánica cargada.
Las bombas de fase orgánica cargada regresan la fase orgánica cargada desde el estanque de fase orgánica cargada hacia la sección de reextracción de SX. Las bombas de fase orgánica cargada son bombas centrífugas horizontales diseñadas para entregar 625 m3/h de flujo cada una.
Las bombas de fase orgánica cargada están conectadas directamente con la operación de los mezcladores decantadores de SX. Las bombas de fase orgánica cargada se detienen en una detención general de la planta de SX, en otras palabras, cuando los mezcladores de extracción primarios se detienen. .
3.6.11 TRATAMIENTO DE BORRAS
Los derrames de fase orgánica y la fase orgánica arrastrada es recuperada desde las celdas columna, los filtros de electrólito y la piscina de refino debido a que es un ingrediente costoso y a menudo contiene mineral de cobre.
Una emulsión estable de sólidos, sílice coloidal, vegetación, moho y precipitados orgánicos, conocidos comúnmente como borra, se forma en los circuitos de extracción por solventes y deben extraerse.
3.6.11.1 Skimmer de la piscina de refino
La fase orgánica se recolecta de la piscina de refino mediante un skimmer de aceite. El skimmer es un modelo W26 de ABASCO y opera de acuerdo a los mismos principios con que operan los skimmers de aceite de electrólito rico descritos anteriormente. Hay dos diferencias principales:
• La cuerda de arrastre se extiende a todo lo ancho de la piscina de refino y tiene un polín de retorno montado externamente en el extremo opuesto de la piscina.
• El aceite recuperado en el depósito se bombea desde el skimmer con una bomba de desplazamiento positivo hacia el estanque de retención de los Trenes A/B. Ver Figura 3.6.6.
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Figura 3.6.6 Skimmer de aceite de la piscina de refino
3.6.12 ESTANQUES DE RETENCIÓN
Los estanques de retención sirven para recolectar fase orgánica y borra de cada área de los trenes. Las soluciones recolectadas son de:
• Estanque del filtro de retrolavado. • Soluciones del estanque de fase orgánica de recuperación. • Drenajes del mezclador. • Estanque de fase orgánica cargada • Estanque de alimentación de filtro de electrólito • El estanque de manipulación de borras recolecta las siguientes soluciones adicionales. • Skimmer de la piscina de refino. • Drenajes del área del patio de estanques. Los estanques, cada uno con una capacidad útil de aproximadamente 709 m3, están fabricados de concreto y están provistos de revestimientos de HDPE. Las soluciones se bombean desde estos estanques con las bombas del estanque de retención.
3.6.13 ESTANQUES DE MANIPULACIÓN DE BORRAS
Las soluciones de los estanques de retención se bombean hacia los estanques de manipulación de borras. La fase acuosa se separa de la fase orgánica y la borra drenando la fase acuosa hacia los drenajes del piso. Gran parte de la fase orgánica se bombea hacia el estanque de fase orgánica de recuperación.
El tratamiento de borras es una operación por lotes. El tratamiento consiste en agitar la borra en la fase orgánica continua en el estanque de manipulación de borras agitado. La corriente lateral de diluyente se agrega al estanque de tratamiento de borras para asegurar que la borra agitada esté en una Fase orgánica continua. También se agrega PLS al estanque, lo que ayuda a proporcionar una coalescencia primaria de la fase acuosa y la fase orgánica y permite la decantación de la mayoría de los sólidos de la borra. Una agitación fuerte asegura la separación total de la borra de la fase acuosa y la fase orgánica. Después de la agitación, la borra tratada se separa en capas de fase orgánica y fase acuosa, más un lodo de sólidos. También puede haber una capa de borra secundaria, que requerirá un tratamiento posterior en el siguiente lote. La fase acuosa del tratamiento de borras se conduce mediante tuberías hacia el sumidero de piso del patio de estanques, desde el cual la bomba de sumidero de piso la bombea hacia la piscina de refino.
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Luego, las soluciones de borra se bombean mediante una bomba hacia el estanque de fase orgánica de recuperación, seguido por la decantación. La borra tratada se separa en capas de fase orgánica y fase acuosa, más un lodo de sólidos. El flujo de lodo y de fase acuosa va hacia los drenajes del patio de estanques para su eliminación.
3.6.14 TRATAMIENTO DE ARCILLA ORGÁNICA
Un proceso denominado tratamiento de arcilla se emplea para extraer aceites, grasas, reactivos orgánicos degradados y otros compuestos orgánicos que se han disuelto en la fase orgánica. El proceso utiliza una arcilla de montmorillonita activada por ácido para la eliminación selectiva de contaminantes de la fase orgánica.
El tratamiento de arcilla consiste en contactar la fase orgánica cargada que está circulando y las diversas fases orgánicas recuperadas con la arcilla. Esto se logra al pasar la fase orgánica a través de la prensa de filtro (filtro de fase orgánica) que ha sido prerevestido con una mezcla de fase orgánica y arcilla. El proceso de filtración mezcla bien la fase orgánica con la arcilla activada. Es importante prerevestir el filtro con una combinación de arcilla y fase orgánica limpia y libre de fase acuosa. Un contenido excesivo de fase acuosa reduce la efectividad y aumenta el consumo de arcilla.
El consumo de arcilla depende de la fase orgánica que se está tratando. Una práctica industrial típica ha demostrado que la fase orgánica de circuito relativamente limpia requiere aproximadamente 2 gramos de arcilla por litro de fase orgánica tratada. Sin embargo, una fase orgánica recuperada requiere significativamente más arcilla, tanto como 50 gramos por litro, con el fin de restablecer las propiedades de liberación de la fase.
El alto costo del extractante hace que la recuperación y el tratamiento de fase orgánica sea una parte esencial de una operación de SX de cobre a bajo costo.
El diagrama de flujo también permite el tratamiento de fase orgánica con tierra diatomácea en la misma prensa de filtro (filtro de fase orgánica) usada para el tratamiento de arcilla. El tratamiento con tierra diatomácea se usa principalmente como una alternativa para el uso de arcilla de montmorillonita. Si la fase orgánica a tratar contiene un exceso de fase acuosa, el uso de arcilla será difícil y caro. Por esta razón, se puede usar tierra diatomácea. Además, el uso de tierra diatomácea como medio de filtro puede ser una alternativa para el tratamiento de borra secundaria. El uso de arcilla versus tierra diatomácea se decide de acuerdo a una evaluación técnico-económica basada en datos de operación.
3.6.14.1 Estanque de mezclas de tratamiento de arcilla
La fase orgánica cargada de los estanques de fase orgánica cargada y la fase orgánica recuperada del estanque de fase orgánica de recuperación entran al estanque de mezcla de tratamiento de arcilla (CIAX017).
La tierra diatomácea o la arcilla de montmorillonita se mezclan con fase orgánica en el estanque para formar una suspensión utilizada como prerevestimiento del filtro. El estanque está hecho de FRP. Es agitado durante el proceso de mezcla por un agitador de prerevestimiento.
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3.6.15 FILTRO DE FASE ORGÁNICA
La suspensión se bombea desde el estanque mediante una bomba de tratamiento de arcilla. Un PLC controla el ciclo de los filtros y se opera desde el panel de control local del filtro de fase orgánica, montado sobre el filtro de fase orgánica. El queque de filtración, que consta de arcilla, fase acuosa y sólidos de borra, descarga en la bandeja para su transferencia al área de residuos de lixiviación. El filtrado es devuelto a los estanques de fase orgánica cargada. La Figura 3.6.7 ilustra el filtro de fase orgánica.
Figura 3.6.7: Filtro de fase orgánica
3.6.15.1 Principio de operación Filtro de fase orgánica
Un filtro de placas y marcos separa el líquido del sólido usando una tela filtrante para recolectar los sólidos. La suspensión se filtra mediante presión. Fundamentalmente, este tipo de filtración se basa en el principio de que, un medio de filtración de algún material permeable (como una tela filtrante) está inmerso en un líquido que contiene sólidos en suspensión y hay una diferencia de presión entre los dos lados de este medio, la parte líquida de la mezcla pasa a través del medio dejando la parte sólida en la superficie en forma de queque. La prensa del filtro de placas y marcos consta de una corredera sobre la cual va montada la punta del cabezal de cierre que incluye un cilíndrico hidráulico y un cabezal móvil para cerrar la prensa y aplicar la presión necesaria para mantener la prensa cerrada mientras filtra, un extremo estacionario que sujeta el cabezal de alimentación y dos barras laterales que conectan el cabezal de cierre y de alimentación entre los cuales se encuentran las placas. La prensa del filtro consta de 27 placas (26 cámaras) y se puede expandir a 32 placas (31 cámaras). Un mecanismo alternador de placas accionado hidráulicamente opera mecanismos de cadenas con carros de placas a lo largo de cada marco lateral. Las placas se cubren con telas filtrantes. Cuando el cilindro hidráulico une
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las placas entre el cabezal de alimentación fijo y el cabezal móvil, éstos forman una serie de cámaras separadas por la tela filtrante.
El filtro de fase orgánica usa telas de doble lado con una tubería de interconexión a ambos lados, unida integralmente a ellas y fabricadas a partir de material de vinilo. Una tela se ajusta en cada placa doblando hacia arriba un lado de la tela, insertándola por el orificio de alimentación central y luego abriéndola sobre el otro lado de la placa de filtración. Luego los bordes exteriores de cada tela se presionan hacia las ranuras de las placas.
Luego de que la prensa del filtro es cerrada por el cilindro hidráulico, la suspensión de prerevestimiento se bombea primero hacia la prensa. El filtrado de la suspensión de prerevestimiento recircula de vuelta hacia el estanque de prerevestimiento. El prerevestimiento continúa por el tiempo que sea necesario para que se deposite suficiente arcilla sobre las telas con el objeto de formar un filtrado claro. Luego, sin aliviar la presión (para evitar que el prerevestimiento se desprenda), la suspensión de alimentación se bombea hacia el centro de la prensa del filtro. Después, la bomba de prerevestimiento se detiene. Inicialmente, la alimentación llena hasta el tope la cámara entre cada una de las placas cubiertas con una tela filtrante. Una vez que la cámara se llena con suspensión, se inicia la filtración.
A medida que la suspensión se bombea bajo presión hacia la cámara, el líquido pasa a través de la tela filtrante dejando los sólidos atrapados en la tela filtrante.
Las cuatro esquinas de cada placa contienen un orificio circular que, cuando el filtro se cierra, forma cuatro conductos a través de todas las placas de filtración para la extracción del filtrado. El filtrado llega a los conductos de las esquinas a través de ranuras y orificios en las placas. Una empaquetadura de anillo O alrededor de los orificios de las esquinas de cada placa sella los conductos.
La presión del cilindro hidráulico, aplicada durante el proceso de filtración, comprime la tela filtrante y las empaquetaduras de las esquinas para evitar que las placas filtren en exceso. Cuatro tetones alrededor del orificio central a ambos lados de una placa calzan con cuatro tetones en la placa adjunta para mejorar la rigidez y la fuerza del conjunto de placas durante la compresión y filtración.
Cuando todas las cámaras de la prensa están repletas de sólidos, la bomba de alimentación se detiene y el queque de filtración se purga con aire para un secado adicional. A veces se usa un ciclo opcional de goteo de filtrado antes de abrir la prensa. El operador retira las bandejas de goteo manualmente. La unidad hidráulica libera la presión sobre las placas retrayendo el cabezal móvil hacia el extremo estacionario. Entonces, el mecanismo intercambiador cambia automáticamente placa por placa hacia el cabezal móvil. El mecanismo intercambiador de placas accionado hidráulicamente engancha cada placa, luego la retrae hacia el cabezal móvil, retrocede y regresa para enganchar la siguiente placa y regresar con ella. Este procedimiento continúa hasta que las 12 placas se hayan cambiado hacia el cabezal móvil.
El queque de filtración gotea en la bandeja o es retirado manualmente desde la superficie de cada tela filtrante usando un raspador de queque (dispositivo plástico tipo espátula) y cae en la bandeja ubicada debajo del filtro. Después de que todas las cámaras se han vaciado, la prensa del filtro está lista para cerrarse para el próximo ciclo de filtración.
El PLC del filtro de borra controla el ciclo automático de filtración basándose estrictamente en el tiempo. Los tiempos se determinan y programan según las observaciones de la operación, tales como, el tiempo que requiere la etapa de prerevestimiento antes de obtener un filtrado claro, el tiempo que demora el filtrado antes de que el caudal de alimentación disminuya y
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permanezca bajo, etc. De igual forma, se determinan los tiempos de otras etapas. El PLC no se puede programar desde el panel de control. La reprogramación se debe efectuar conectando el PLC a un computador de portátil (laptop, u otro computador).
La fase orgánica filtrada y reactivada fluye por gravedad hacia el estanque de almacenamiento de filtrado y distribuye la fase orgánica hacia los estanques de fase orgánica cargada o hacia el estanque de fase orgánica de recuperación.
3.6.16 REACTIVOS
3.6.16.1 Diluyente
El diluyente es un componente de keroseno con un punto de inflamación alto que se descarga por gravedad en la planta de los camiones cisternas. Éste se almacena en un estanque de acero al carbono carbón. El diluyente de relleno se bombea hacia los estanques de fase orgánica cargada. El estanque de almacenamiento de diluyente y la bomba de diluyente son comunes para todos los Trenes de SX. El diluyente constituye aproximadamente el 82 por ciento de volumen de la fase orgánica utilizada en el circuito de SX.
3.6.16.2 Extractante
El extractante se recibe en la planta en recipientes de envío de isotainers reutilizables. El extractante se agrega manualmente en lotes al circuito de SX y se descarga por gravedad en los estanques de fase orgánica cargada. El extractante, tal como se usa en el circuito de SX, constituye el 18 por ciento del volumen de fase orgánica.
3.6.16.3 Sulfato de cobalto
El sulfato de cobalto es enviado a la planta como solución al 8 por ciento en bolsas de polietileno reutilizables, para que la bomba dosificadora los entregue a los estanques de recirculación de electrólito. El objetivo del sulfato de cobalto es reducir la corrosión de los ánodos de plomo en la nave de electroobtención.
Por lo general, se agrega suficiente sulfato de cobalto para mantener una concentración de electrólito de 100 mg/L. Los caudales típicos de solución de sulfato de cobalto son de aproximadamente 12 litros por hora.
3.6.16.4 Guar
El polvo guar se envía a la planta en bolsas en pallets. Se aspira guar desde el alimentador de polvo guar, usando un eductor, hacia los estanques de recirculación de electrólito mediante una corriente de purga desde las bombas de transferencia de electrólito de rico. El objetivo de guar es mejorar las características de la superficie de los cátodos. Ver Figura 3.6.8.
• Principio de operación Unidad de mezcla de guar
El guar en bolsas se descarga en el buzón de almacenamiento. Dado que el guar es muy pegajoso, un vibrador operado magnéticamente suelta el polvo de guar y lo descarga en una canaleta vibratoria. El nivel de vibración aplicado al canal determina la razón de guar alimentado. Una vibración más intensa descarga más guar que una menos intensa.
El alimentador vibratorio también ayuda a soltar las partículas de guar. El polvo se descarga en el tazón del eductor. La solución de electrólito se introduce en el tazón para humedecer las partículas.
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El eductor venturi es una sección especialmente moldeada de la tubería. Las bombas de alimentación de celdas empujan una corriente de electrólito a través del venturi. A medida que pasa por la parte angosta del venturi, el electrólito se acelera. Luego, se expande en una sección del venturi que se ensancha con una transición suave y especialmente diseñada. Esta expansión crea un vacío que arrastra el guar humedecido hacia la corriente de electrólito. La alta velocidad del electrólito a través del eductor ayuda a mezclar por completo las partículas de guar con el electrólito.
3.6.16.5 Ácido clorhídrico
El ácido clorhídrico se agrega al estanque de recirculación de electrólito mediante una bomba HCl para aumentar la eficiencia de la corriente de las celdas de electoobtención. El HCl se agregará en cantidades suficientes para mantener la concentración de iones de cloro en aproximadamente 20 ppm en el electrólito rico.
El ácido clorhídrico se bombea usando una bomba dosificadora similar a la usada para el bombeo de sulfato de cobalto.
3.6.16.6 FC-1100
La bomba de reactivos agrega FC-1100 a la corriente de electrólito rico que descarga desde las bombas de alimentación de celdas de EW antes de entrar a las celdas de EW. El reactivo de FC-1100 se agrega al electrólito rico para controlar la neblina ácida que escapa desde la superficie de la solución de las celdas de EW. El FC-1100 forma una espuma, similar a un manto que flota sobre la superficie de la solución en las celdas de EW.
FC-1100 se bombea usando una bomba dosificadora similar a la usada para el bombeo de sulfato de cobalto. A diferencia del sulfato de cobalto y del ácido clorhídrico, que se agregan a los estanques de recirculación, FC-1100 se bombea directamente hacia el colector de descarga principal de las bombas de alimentación de celdas.
Figura 3.6.8: Unidad de mezcla guar