informe laboratorio hidrometalurgia

UNIVERSIDAD DE LA SERENA

Informe Laboratorio Hidrometalurgia

CRISTIAN BARRAZA

CARMEN DIAZ B.

BRYAN GALLEGUILLOS C.

FELIPE VERDEJO A.

LABORATORIO HIDROMETALURGIA

FECHA: 12 – 10- 2015

Tabla de contenido1 INTRODUCCION.....................................................................................................................................................3

2 EXPERIENCIA N°1: LIXIVIACION DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE...................................4

2.1 Laboratorio N°1: Preparación de la muestra................................................................................4

2.2 Laboratorio N°2: Pulverización y análisis químico....................................................................4

2.2.1 PULVERIZACIÓN................................................................................................................................4

2.2.2 ANÁLISIS MINERALOGICO............................................................................................................5

2.2.3 ANALISIS QUIMICO...........................................................................................................................5

2.3 Laboratorio N°3 y N°4: Lixiviación por Estanque......................................................................6

2.3.1 PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACION...........................................................................................7

2.3.2 CALCULO DE CONCENTRACIONES Y RECUPERACION.....................................................8

2.3.3 SOLUCION LAVABLE........................................................................................................................9

2.4 Laboratorio N°5: Análisis Químico Ripio.....................................................................................10

2.5 Análisis de Resultados............................................................................................................................10

2.5.1 BALANCE METALURGICO...........................................................................................................10

2.5.2 RESULTADOS RIPIO.......................................................................................................................11

2.5.3 RESULTADOS SOLUCIONES.......................................................................................................11

3 EXPERIENCIA N°2: FERROCEMENTACION DE LAS SOLUCIONES LIXIVIADAS......................13

3.1 Laboratorio N°6 y N°7: Cementación con Chatarra................................................................13

3.1.1 PROCEDIMIENTO DE FERROCEMENTACION....................................................................13

3.2 Resultados Ferrocementacion............................................................................................................14

4 EXPERIENCIA N°3: EXTRACCIÓN POR SOLVENTES...........................................................................15

4.1 Laboratorio N°8: Extracción y Re-Extracción............................................................................15

4.1.1 PROCEDIMIENTOS.........................................................................................................................16

5 EXPERIENCIA N°4: EXTRACCION POR SOLVENTES (Diagrama de Mc Cabe-Thiele)...........17

5.1 Laboratorio N°9: Extracción por solventes.................................................................................17

5.1.1 RESULTADOS....................................................................................................................................17

6 CONCLUSIÒN........................................................................................................................................................22

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1 INTRODUCCION.

La metalurgia extractiva tiene tres áreas y una de ellas es la hidrometalurgia, la cual cubre la extracción y recuperación de metales usando soluciones líquidas, acuosas y orgánicas, por lo que es de gran importancia en la minería.

El proceso hidrometalúrgico más importante es la lixiviación, en la cual el mineral que contiene el metal que se desea extraer se disuelve de un modo selectivo. En el caso del cobre oxidado se utiliza ácido sulfúrico como solución acuosa, que diluye todos los metales que contiene el mineral, incluyendo el cobre.

En este laboratorio aplicamos de manera práctica:

La lixiviación por percolación en estanque ya que es más fácil de trabajar y más barato en comparación a los otros procesos, aunque sus resultados no sean los mejores.

La Ferro-cementación, consiste en precipitar cobre en solución acuosa por efecto de otro metal como las barras de fierro. El proceso está dominado por la reducción de Cu+2 a Cu0 (precipitación), y a su vez, por la oxidación de Fe0 a Fe+2.

Una vez que todos los metales se encuentran disueltos en una solución acuosa de ácido sulfúrico, se debe extraer aquel metal de interés. Para esta etapa se utiliza, en general, una extracción con un solvente especial (SX), el cual debe ser orgánico, de modo que cuando se pone en contacto con la fase acuosa, extrae el cobre y forma una fase insoluble en la solución. De esta forma, el cobre queda unido a una fase orgánica, luego se hace necesario sacarlo a una fase acuosa de modo que pueda seguir hacia la EW.

En el presente informe, presentaremos los procedimientos, cálculos y análisis de resultados que obtuvimos en el semestre al realizar las etapas nombradas. Lixiviación, ferro-cementación, y extracción por solventes, las cuales se deberán realizar en forma continúa con precaución, para no perder ni contaminar las muestras o sufrir daños.

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2 EXPERIENCIA N°1: LIXIVIACION DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE.

OBJETIVO:

Conocer y aplicar la lixiviación por percolación en estaques llevando a la práctica las operaciones unitarias de un proceso metalúrgico.

2.1 Laboratorio N°1: Preparación de la muestra.Primeramente se realiza la reducción de tamaños de la muestra mediante los chancadores con el fin de lograr una granulometría 100% < ¼” + 10# Ty. Luego se realiza la reducción de cantidad de muestra mediante los separadores acanalados Haver. A continuación se representa teóricamente la división de la muestra.

De la división en el laboratorio se obtuvo una muestra de 2,80 kg, de la cual se separan 4 paquetes.

2.2 Laboratorio N°2: Pulverización y análisis químico.2.2.1 PULVERIZACIÓN.

Durante 5 minutos se pulveriza mecánicamente un paquete de la muestra, para luego con la ayuda del pulverizador manual lograr un 100% < 100#Ty. Con todo lo realizado, la muestra ya está en condiciones para realizar el análisis químico.

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2.2.2 ANÁLISIS MINERALOGICO.Cuando se realiza el proceso de conminución de tamaños de la muestra, se toma un trozo de roca el cual fue llevado al laboratorio de geología para determinar los minerales que formaban la roca, con el fin de saber el comportamiento que tendrá la roca en el proceso de lixiviación o simplemente tener un conocimiento de los minerales a lixiviar. Al analizar la roca con el microscopio se determina que esta contiene:

Crisocola. Pirita. Bornita. Calcita.

2.2.3 ANALISIS QUIMICO.Con la muestra ya preparada, se analiza un número de 3 muestras de aproximadamente 1 gramo de masa que se obtiene mediante el método de muestreo de pie de astronauta.

El análisis químico es realizado por el método de Parker:

1. Pesar en cada vaso 1 gramo aprox. de muestra.2. Atacar la muestra con agua regia (HCl + HNO3).3. Calentar la muestra hasta un estado pastoso y dejar enfriar.4. Adicionar H2O (50 cc aprox.) y calentar sin hervir (80°C aprox.).5. Dejar enfriar y adicionar NH4OH.6. Adicionar floculante.7. Titular con KCN, siendo el viraje de azul a incoloro.

El agua regia se utiliza con el fin de disolver los metales que se encuentran presentes en la muestra calentándose cercano a la sequedad para facilitar la disolución. Se adiciona agua y se calienta la solución sin hervir para eliminar residuos. En seguida se agrega NH4OH para observar si la solución contiene cobre, ya que esta última forma un complejo estable que está definido por la siguiente reacción:

Cu+2 + 4(N H3 ) → Cu(N H3)4+2

La adición del floculante es para la precipitación de los sólidos que están presentes, para apreciar el color azul fuerte de la solución.

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La titulación se realiza con KCN, el que convertirá la solución de un color azul a incoloro.

Ley = Gasto KCN * Titulo KCNgrs muestra

*100 (Titulo KCN=0,005)

Ley promedio de Cu = 0.8438 +0.8392 + 0.84463

→ Ley Promedio de Cu = 0.8425%

2.3 Laboratorio N°3 y N°4: Lixiviación por Estanque.La lixiviación se efectúa con un paquete de la muestra preparado a una granulometría de 100% < ¼” + 10#Ty. Enseguida se prepara la solución de ácido que presenta las siguientes características:

Densidad de 1.86 [g/cm3]. 96% de pureza.

Además la solución debe tener una concentración de ácido de 5% [p/v], por lo que es necesario saber el volumen (ml) de ácido que debemos adicionar a 1.5 litros de agua.

5% pv

→ 50 [ glt ]Como 1 litro = 1000 [cc]

Por lo tanto, se tiene que: 50gr → 1000 [cc]

X → 1500 [cc]

X = 75gr. [H+]

Volumen de ácido = 751,86*0,96

→ Volumen de ácido necesario = 42[cc]

Volumen de solución = 1458[cc] agua + 42[cc] ácido = 1500[cc].

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Vaso Muestra [grs] Gasto KCN [ml] Ley [%]N°1 1.0073 1.70 0.8438N°2 1.0051 1.67 0.8392N°3 1.0063 1.70 0.8446

2.3.1 PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACION.Primeramente se adiciona la solución sobre el mineral a lixiviar sobrepasándolo unos 2 cm. Luego se pasa la manguera de aire por el ducto ubicado en el centro del estanque, teniendo precaución del caudal de aire proporcionado, ya que si el flujo de aire es muy elevado podrían producirse pérdidas de ácido por la proyección. Una vez que ingresa el aire al sistema, se inicia la lixiviación haciendo controles cada 15 min primeramente y luego cada 30 min. hasta llegar a los 135 min.

Los controles son realizados con el fin de determinar la concentración de ácido y cobre que existe en la solución para más tarde calcular la recuperación. Los controles son efectuados de la siguiente manera.

Método [H+]:

Se agrega 1 [cc] de solución a un vaso precipitado. Se agregan 10 [cc] de agua. Se adicionan 2 o 3 gotas de indicador metil-orange. Finalmente, se titula con Na2Co3 siendo el viraje de un color rosado a

amarillo.

Determinación de concentración de ácido → [H+ ]= Gasto Na2Co3* [ Titulo Na2Co3 ] *1000cc tomados

Método [Cu]:

Se agrega 1 [cc] de solución a un vaso precipitado. Se agregan 10 [cc] de agua. Se adiciona NH4OH. Finalmente, se titula con KCN siendo el viraje de un color azul

profundo a incoloro.

Determinación de concentración de cobre → [Cu ] = Gasto KCN* [ Titulo KCN ] *1000cc tomados

Para determinar la recuperación en cada control, se recurre a la siguiente formula:

Recuperacion= FinoslixiviablesFinos Iniciales

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Donde:

Finos Lixiviables=Volumen x [Cu ] ; Finosiniciales=Peso x ley

Con:

Peso material: 1048,4 gr. ; Ley Cu Total= 0,8425%

Por lo tanto:

Finos Iniciales=1048,4 x 0,008425=8,8328 gr .

2.3.2 CALCULO DE CONCENTRACIONES Y RECUPERACION. [H+] Inicial:

Vaso N°1:

Gasto de Na2CO3 = 10.5 (cc)

[H+ ] = 12,1*0,005*10001cc

= 52.5 [g r /lt]

Vaso N°2:

Gasto de Na2CO3 = 10.3 (cc)

[H+ ] = 12,3*0,005*10001cc

= 51.5 [g r /lt]

Por lo tanto, la concentración inicial promedio:

[H+ ]= 52.5 + 51.5

2 = 52.00 [g r /lt]

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A continuación, se presentan los resultados y los cálculos determinados en cada control:

2.3.3 SOLUCION LAVABLE.Una vez terminado el proceso de lixiviación, el ripio es lavado con 1 lt. de agua aproximadamente durante 15 min. para luego determinar las concentraciones de H+ y Cu en dicha solución.

Tiempo[min]

Gasto KCN [ml]

[Cu+2] [g/L]

Gasto Na2CO3 [ml]

[H+] [g/L]

Volumen [lt]

15 0.17 0.85 0.6 3.0 1.0

9

0 20 40 60 80 100 120 140 16005

101520253035404550

[Cu] y [H] v/s Tiempo de Lixiviación

[Cu] [H]

Tiempor de Lixiviación [min]

Concentración [gr/lt]

Tiempo[min]

Gasto KCN [ml]

[Cu+2] [g/L]

Gasto Na2CO3

[ml]

[H+] [g/L]

Volumen [ml]

15 0.5 2.5 8.7 43.5 99730 0.8 4.0 8.5 42.5 99445 1.1 5.5 8.4 42 99075 1.2 6.0 6.7 33.5 987

105 1.4 7.0 6.6 33.0 982135 1.4 7.0 6.6 33.0 979

2.4 Laboratorio N°5: Análisis Químico Ripio.Primeramente se hace la reducción de tamaño del ripio a través del pulverizador para lograr una granulometría 100% < 100#Ty para luego analizar un número de 3 muestras de aproximadamente 2 gr. cada una con el fin de determinar la ley del ripio. El análisis arroja lo siguientes resultados:

Vaso Masa muestra (g) Gasto KCN (ml) Ley (%)N°1 2.0010 0.54 0.135N°2 2.0055 0.53 0.132N°3 2.0064 0.54 0.134

Por lo tanto:

Ley promedio Cu del Ripio = 0 .135 + 0.132+ 0.1343

= 0.1336%

2.5 Análisis de Resultados.Luego de terminar el proceso de lixiviación por estanque, se cuenta con la siguiente información:

2.5.1 BALANCE METALURGICO.

ProductoPeso

[g]Volumen

[mL]Ley [%]

[Cu+2] [g/litro]

Fino [g]Recuperación.

[%]Solución

rica------- 910 ------- 7.0 6.37 74.21%

Solución de lavado

------- 1000 ------- 0.85 0.85 84.11%

Ripio 1021.2 ------- 0.1336 ------- 1.364 -----Cabeza 1048.4 ------- 0.8187 ------ 8.584 ---

Balance metalúrgico por solución:

Fino de cabeza: Fino solución + Fino lavado + Fino ripio: 8.584 [gr]

Ley de cabeza: (Fino de cabeza / Peso de cabeza)*100: 0.8187%

Recuperación: (Fino recuperado/Fino de cabeza)*100: 84.11%

Balance metalúrgico por solidos:

Ley de cabeza analizada: 0.8425% Fino de cabeza: 8.8328 [gr]

Recuperación: (fino de cabeza- fino refino)/fino de cabeza: 84.56%

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2.5.2 RESULTADOS RIPIO.Peso ripio húmedo → 1082.5 [gr]

Peso ripio seco → 1021.2 [gr]

Por lo tanto, es válido decir que el ripio tiene una capacidad de retención de líquido, que en este caso se traduce en un 5.66 % de humedad (en el ripio húmedo).

Además:

Humedad = Peso muestra húmeda - Peso muestra seca → Humedad = 63.1 [gr]

Producto Peso (gr) Ley (%) Fino(gr) Recuperación (%)

Mena 1048.4 0.8425 8.833 84.56Ripio seco 1021.2 0.1336 1.364

Del total de fino existente en la mena solo es recuperado un 84.56%, por lo que es correcto afirmar que queda un 15.44% de fino retenidos en el ripio con posibilidades de ser recuperado.

2.5.3 RESULTADOS SOLUCIONES.En cuanto al Ácido Sulfúrico, se tiene que:

Inicio → Volumen Solución (Vi) = 1001 [cc]

[H+](Ci) = 52[gr/lt]

Cantidad de ácido: 52.052 [gr]

Final→ Volumen Solución (Vf) = 910 [cc]

[H+](Cf) = 33[gr/lt]

Cantidad de ácido: 30.03 [gr]

Solución lavable → volumen solución(VL)= 1000 [cc]

[H+](CL)= 2.0 [gr/lt]

Cantidad de ácido: 3 [gr]

Consumo acido=Vi∗Ci−Vf∗Cf−VL∗CL−∑i

n

cctomados∗Cn

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Por lo tanto:

Consumo acido = (1.001*52) – (0.91*33) – (1*3) - (0.002*43.5 + 0.001*42.5 + 0.002*42 + 0.001*33.5 + 0.002*33 + 0.001*33) = 18.676 gr de H+

Como:

Consumo H+ (cobre) = Gramosde ácido consumidoGramos decobre lixiviado

Además: Finoslixiviables=6.37+0.85=7.22

Por lo tanto: Consumo H+ (cobre) = 18.676

7.22=2.587Kg H+/ kg Cu lixiviado

Sabemos que:

Consumo teórico = 1,54 kg H+ / kg Cu lixiviable

Entonces, la relación que existe entre el consumo teórico y el consumo practico es la siguiente:

Consumo practico = 1.68 * Consumo teórico

3 EXPERIENCIA N°2: FERROCEMENTACION DE LAS SOLUCIONES LIXIVIADAS

OBJETIVO:

Conocer y aplicar los mecanismos de la Ferro-cementación.

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3.1 Laboratorio N°6 y N°7: Cementación con Chatarra.Ecuación fundamental del proceso:

Fe0 + Cu+2 → Fe+2 + Cu0

Fe0 → Fe+2 E0 = -0.44 [V] Cu+2 → Cu0 E0 = -0.16 [V]

Ecuación práctica del proceso:

Fe0 + CuSO4 → Fe+2 + Cu0 + SO4-2

Solución rica + Barras de Fierro

La ferrocementación consiste en precipitar cobre en solución acuosa por efecto de otro metal como las barras de fierro. El proceso está dominado por la reducción de Cu+2 a Cu0 (precipitación), y a su vez, por la oxidación de Fe0 a Fe+2. Esta reacción ocurre en forma espontánea por lo que la Energía Libre de Gibbs resultante es menor a cero.

3.1.1 PROCEDIMIENTO DE FERROCEMENTACION.

En primer lugar, se mide el volumen de la solución rica libre se sólidos en suspensión proveniente de la lixiviación por estanque y se determinan las concentraciones iniciales de Cu y H+. Luego se pesan 4 barras de fierro con el fin de conocer el consumo del mismo una vez finalizado el proceso.

Finalmente, se deposita en un recipiente la solución rica con las barras de fierro y se abre el paso de aire hacia el sistema a través de la manguera, con la precaución de que el caudal de aire no sea muy alto para evitar pérdidas de solución. El ingreso de aire a través de la manguera acelera la cinética de reacción.

Una vez iniciado el proceso, se realizan controles cada 15 minutos deteniendo el paso de aire y se deja sedimentar las partículas finas durante unos minutos. Los controles se realizan durante una hora con la finalidad de controlar las concentraciones de Cu y H+ en la solución.

3.2 Resultados Ferrocementacion.Transcurridos los 60 minutos, se procede a calcular el consumo de fierro y la recuperación de cobre final.

Volumen solución rica = 750 [ml] Peso inicial 4 barras de fierro = 852.6 [gr]

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Tiempo [min]

Gasto KCN

Gasto Na2CO3

[Cu+2][gr/lt]

[H+][g/lt]

Volumen

[lt]

Cu+2

[gr]

0 1.4 7.0 7.0 35.0 0.750 5.2515 1.0 6.1 5.0 30.5 0.748 4.5630 0.6 6.0 3.0 30.0 0.746 2.2445 0.4 6.4 2.0 32.0 0.744 1.4960 0.2 6.7 1.0 33.5 0.742 0.742

Peso final 4 barras de fierro = 847.6 [gr] Peso del precipitado = 4.7 g

Ley promedio de Cu = 78.9 +75.452

→ Ley Promedio de Cu = 77.18%

Gramos de Cu+2 inicial = 7.0*0.75 = 5.25 [gr]

Gramos de Cu recuperado = 0.7718*4.7 = 3.62 [gr]

Recuperación = 3.62/5.25 *100 = 69.09%

Consumo de Fierro:

Consumo Teórico = 1,54 Kg H+/Kg Cu++ Fino Recuperado

Consumo Estequiométrico = 0.88 Kg Fe/ Kg Cu++ Fino Recuperado

Peso de Barra Inicial [grs] =852.6 [grs]

Peso de Barra Final [grs] = 846.6 [grs]

Cu Fino Recuperado = 3.62 [grs]

Consumo de Fe¿P . Barra .i−P . Barra . fCu Fino Recuperado

= 852.6−847.6

3.62=1.381Kg

FeKg

Cu

Consumo Practico = 1,2 a 1,6 veces el consumo estequiométrico.

Consumo de Fe¿1,3810,88

=1,56 veces

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Vaso Muestra [grs] Gasto KCN [ml] Ley [%]N°1 0.2015 31.8 78.9N°2 0.2008 30.3 75.45

4 EXPERIENCIA N°3: EXTRACCIÓN POR SOLVENTES. OBJETIVO:

Conocer y aplicar los mecanismos de la extracción por solventes.

4.1 Laboratorio N°8: Extracción y Re-Extracción.La extracción por solventes (SX), es uno de los procesos más efectivos y económicos para purificar, concentrar y separar los metales valiosos que se encuentran en las soluciones enriquecidas, provenientes del proceso de lixiviación.

Ecuación fundamental real del proceso:

CuSO4 + 2RH CuR2 + H2SO4

El proceso de extracción por solventes consta de 2 etapas. La primera etapa es la extracción, en la cual la solución se pone en contacto con el orgánico descargado (fase orgánica) que tiene la capacidad de captar el cobre en solución. La segunda etapa es la re-extracción, donde la fase orgánica cargada con el cobre es contactada con una solución acuosa rica en H+, separando el cobre de la fase orgánica y resultando una solución rica en cobre apta para el próximo proceso.

4.1.1 PROCEDIMIENTOS.4.1.1.1 Extracción:

En primer lugar, se separan 750 [ml] de la solución rica, agregando 150 [ml] de la misma en 5 vasos diferentes. Antes de comenzar con el proceso de extracción, se realiza un análisis para determinar las concentraciones iniciales de Cu+2 y H+ en la solución.

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Luego, en un embudo separador de vidrio se adicionan 150 [ml] de solución orgánica, junto a él se adicionan los 150 [ml] de solución rica contenida en el primer vaso. Se procede a agitar enérgicamente las 2 fases contenidas en el separador durante aproximadamente 5 minutos para acelerar la reacción y con el fin de cargar el orgánico con las concentraciones de cobre.

Finalmente, se separa la fase acuosa que recibe el nombre de refino y se determina la concentración de H+. Este proceso se repite con los 4 vasos restantes, pero siempre con la misma fase orgánica inicial. Una vez concluido este procedimiento, se obtiene un orgánico cargado con una alta concentración de cobre.

Solución antes del orgánico:

[Cu+2] = 2.65 [gr/lt] [H+] = 1.50 [gr/lt]

Vaso Gasto Na2CO3 [H+][gr/lt]1 0.40 2.002 0.00 0.003 0.20 1.004 0.10 0.505 0.00 0.00

4.1.1.2 Re-extracción:Una vez obtenido el orgánico cargado, se procede a descargarlo con la adición de 150 [ml] de solución de ácido sulfúrico al 20% p/v. Finalmente, se obtiene una solución en fase acuosa con altas concentraciones de cobre.

Vaso Gasto KCN Gasto Na2CO3 [Cu+2][gr/lt] [H+][gr/lt]6 0.6 40.0 3.18 200

5 EXPERIENCIA N°4: EXTRACCION POR SOLVENTES (Diagrama de Mc Cabe-Thiele).

OBJETIVO:

Conocer uno de los métodos existentes para calcular y dibujar la isoterma de extracción en Diagramas de Mc Cabe-Thiele, y asi determinar el número de etapas necesarias en conjunto con la recta de operación.

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5.1 Laboratorio N°9: Extracción por solventes.5.1.1 RESULTADOS.

5.1.1.1 Extracción:

Concentración de Cu inicial de la solución:

[Cu+2] = 16 (gl

)

Primera Extracción:

Volumen Acuoso: 15 [ml] Volumen Orgánico: 45[ml]

[Cu+2]R : 1 ( gl ) .

Vacuoso*[Cu+2]acuoso + Vorg.desc.*[Cu+2]org.desc. = Vacuoso*[Cu+2]R + Vorgánico*[Cu+2]org.carg.

15*16 + 0 = 15*1 + 45*[Cu+2]org.carg.

[Cu+2]org.carg . = 5 (gl

)

Segunda Extracción:

Volumen Acuoso: 15 [ml] Volumen Orgánico: 30 [ml]

[Cu+2]R : 2 ( gl ) .


15*16 + 0 = 15*2 + 30*[Cu+2]org.carg.


)

Tercera Extracción:


17

[Cu+2]R : 5 ( gl ) .


15*16 + 0 = 15*5.5 + 15*[Cu+2]org.carg.

[Cu+2]org.carg . = 10.5 (gl

)

Cuarta Extracción:

Volumen Acuoso: 15 [ml] Volumen Orgánico: 7.5 [ml]

[Cu+2]R : 8.5 ( gl ) .


15*16 + 0 = 15*8.5 + 7.5*[Cu+2]org.carg.


)

Quinta Extracción:


[Cu+2]R : 11 ( gl ) .


15*16 + 0 = 15*11 + 5*[Cu+2]org.carg.


)

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Vaso Volumen Acuoso

Volumen Orgánico [Cu+2]R ( gl ) [Cu+2]org.carg.( gl )

1 15 45 1.00 5.002 15 30 2.00 7.003 15 15 5.50 10.504 15 7.5 8.50 15.005 15 5 11.00 15.00

0 2 4 6 8 10 120

2

4

6

8

10

12

14

16ISOTERMA EXTRACCION

[Cu++] R (g/l).

[Cu++] Org. Car. (g/L)

5.1.1.2 RE-EXTRACCIÓN Concentración de ácido inicial de la solución: 200 [gr/l] Volumen orgánico: 15 [ml] [Cu+2]org. cargado= 13.5 [g/l]

Primera Extracción:


[Cu+2]electrolito : 3( gl ) .

Vacuoso*[Cu+2]spent + Vorgánico*[Cu+2]org.carg. = Vacuoso*[Cu+2] electrolito + Vorg.desc.*[Cu+2]org.desc.

0 + 15*13.5 = 45*3 + 15 *[Cu+2]org.desc.

[Cu+2]org.desc . = 4.5 (gl

)

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Segunda Extracción:


[Cu+2]electrolito : 4 ( gl ) .


0 + 15*13.5 = 30*4 + 15 *[Cu+2]org.desc.

[Cu+2]org.desc . = 5.5(gl

)

Tercera Extracción:

Volumen Acuoso: 15[ml] Volumen Orgánico: 15 [ml]

[Cu+2]electrolito : 7 ( gl ) .


0 + 15*13.5 = 15*7 + 15 *[Cu+2]org.desc.

[Cu+2]org.desc. = 6.5 (gl

)

Cuarta Extracción:

Volumen Acuoso: 7.5 [ml] Volumen Orgánico: 15 [ml]

[Cu+2]R : 12 ( gl ) .

Vacuoso*[Cu+2]spent + Vorgánico*[Cu+2]org.carg. = Vacuoso*[Cu+2] electrolito + Vorg.desc.*[Cu+2]org.desc. 0 + 15*13.5 = 7.5*12 + 15 *[Cu+2]org.desc.

[Cu+2]org.desc . = 7.5 (gl

)

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Quinta Extracción:


[Cu+2]R : 15.5 ( gl )


0 + 15*13.5 = 5*15.5 + 15 *[Cu+2]org.desc.

[Cu+2]org.cdesc . = 8.33 (gl

)

Vaso Volumen orgánico

Volumen acuoso [Cu+2]electrolito( gl ) [Cu+2]org.desca( gl )

1 15 45 3.00 4.52 15 30 4.00 5.53 15 15 7.0 6.54 15 7.5 12.0 7.55 15 5 15.5 8.33

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0 1 2 3 4 5 6 7 8 90

2

4

6

8

10

12

14

16

18

ISOTERMA RE-EXTRACCIÓN

[Cu+2] Org.Des. (g/l).

[Cu+

2] E

lec.

(g/L

)

6 CONCLUSIÒN.

Durante el desarrollo de este laboratorio aprendimos las ventajas de la lixiviación y su importancia para conseguir la extracción del mineral en forma selectiva, sabemos que en un principio los metales de interés se obtenían por medio del proceso de flotación, por lo que la mayoría de las menas eran sulfuradas, desechando los minerales oxidados, hoy se trata de lixiviar los minerales porque representa ventajas económicas (la lixiviación en cuanto a la reducción de tamaño es más rentable ya que se utilizan una granulometría entre ¼” y ¾” de pulgada, por lo que ahorramos en chancado y molienda) y ventajas ambientales además , todos los minerales desde la mirada de la termodinámica son lixiviables, pero surge el problema de los tiempos de lixiviación, que sencillamente si esos tiempos son o no factibles para un ritmo económico industrial.

Aprendimos que para obtener mejores resultados es necesario un conocimiento de las características del yacimiento, la mena y los factores que influyen en la lixiviación, ya que el mineral de cobre se encuentra en la naturaleza asociado entre sí con otras especies mineralógicas. En nuestro caso, se observó una recuperación de 89.29% de Cu, en el min 105, al aplicar más tiempo en lixiviación de 135 min observamos que nuestra recuperación disminuyo a 89.02% porque nuestro mineral ya había alcanzado el equilibrio, nuestra concentración de acido y cobre se mantuvieron, por lo que un mayor tiempo de lixiviación significaría atacar los otros minerales considerados gangas presentes en la muestra.del fino existente en la mena solo es recuperado un 59.3%, el otro 40,7% de fino se encuentra retenido en el ripio con posibilidades de ser recuperado cuya ley del ripio

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fue del orden de 0.325 % la cual se considera aceptable, por la presencia de sulfuros en la mena.

En la ferro-cementación los resultados obtenidos fueron satisfactorios, con respecto a la recuperación de los grs de fino de Cu fue de 85.87% , porcentaje que se considera aceptable para la ferro-cementación que realizamos con barras de fierro, cabe mencionar que el proceso duro 1 hora y el consumo de Hierro fue de 1,331[grs de Fe/grs Cu fino recuperado] que corresponde a 1.51 veces el consumo estequiometrico, correcto dentro de los parámetros del consumo practico (1.2 - 1.6 veces el consumo estequiometrico).

En la extracción por solvente nos dimos cuenta en forma práctica que este proceso nos ayudó a purificar y concentrar las soluciones, el orgánico utilizado se reutiliza. Quien efectivamente gobierna el proceso es el PH ya que según la acidez que presente la solución acuosa cambiara el sentido de la reacción química, pasando de una etapa de extracción a re extracción o viceversa. Pudimos observar que nuestra concentración de cobre en el orgánico cargado y en el refino iban aumentando a medida que realizábamos otra extracción las cuales fueron un total de 5, por lo que nuestra isoterma de distribución

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informe laboratorio hidrometalurgia

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