PROCESOS UNITARIOS

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PROCESOS UNITARIOS en Tratamiento de Minerales Polimetálicos y Auríferos Compañía de Minas Buenaventura SAA. Plan BEP para Ingenieros de Plantas de Procesamiento PROCESOS UNITARIOS INTRODUCCIÓN En este capítulo, haremos una revisión de los cambios en la materia, enfocados desde tres realidades: a. Los fenómenos físico-químicos que posibilitan los procesos (flotación); b. Los procesos que implican química de superficie (adsorción y desorción); y c. Los procesos químicos que implican la transformación de la materia (cianuración y fundición). CAPÍTULO 1: MINERALURGIA DE POLIMETÁLICOS 1. FLOTACIÓN La flotación es indudablemente el más importante y versátil proceso técnico de concentración de minerales, cuyo uso y aplicación ha permitido tratar minerales de bajo grado de valores y mineralógicamente complejos que, sin la aplicación de este proceso, no tendrían valor económico. El procedimiento tuvo rápida expansión desde que fue patentado en el año 1906. Por aquellas épocas, los relaves de las plantas gravimétricas contenían valores metálicos más altos que muchos minerales tratados por flotación. La flotación permitió procesar fácilmente estos recursos desechados, con lo que se incrementó su popularidad hasta la actualidad. Fundamentos de la flotación por espumas Juan Tovar Pacheco. Ingeniero Químico. CIP 12 546 Lima - Perú Página 1

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PROCESOS UNITARIOS

INTRODUCCIÓN

En este capítulo, haremos una revisión de los cambios en la materia, enfocados desde tres

realidades:

a. Los fenómenos físico-químicos que posibilitan los procesos (flotación);

b. Los procesos que implican química de superficie (adsorción y desorción); y

c. Los procesos químicos que implican la transformación de la materia (cianuración y

fundición).

CAPÍTULO 1: MINERALURGIA DE POLIMETÁLICOS

1. FLOTACIÓN

La flotación es indudablemente el más importante y versátil proceso técnico de

concentración de minerales, cuyo uso y aplicación ha permitido tratar minerales de bajo

grado de valores y mineralógicamente complejos que, sin la aplicación de este proceso, no

tendrían valor económico.

El procedimiento tuvo rápida expansión desde que fue patentado en el año 1906. Por

aquellas épocas, los relaves de las plantas gravimétricas contenían valores metálicos más

altos que muchos minerales tratados por flotación. La flotación permitió procesar fácilmente

estos recursos desechados, con lo que se incrementó su popularidad hasta la actualidad.

Fundamentos de la flotación por espumas

La teoría de la flotación de espumas es compleja y no entendida completamente por la serie

de variables físico-químicas que entran en juego. Estos fundamentos, revisados

cuidadosamente por Klussen, Mokrousov y Glembotskii, permiten exponer las siguientes

apreciaciones.

La flotación por espumas utiliza la diferencia de propiedades físico-químicas de la superficie

de las partículas de los minerales presentes.

Después del tratamiento con reactivos, tales diferencias en las propiedades de la superficie

expuesta entre los minerales –dentro de la celda de flotación– serán más aparentes para

que la flotación se efectúe: una burbuja de aire producida en el ceno de la celda de flotación,

debe ser capaz de adherir muchas partículas de mineral y levantarlas hasta la superficie de

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la celda, sin colapsar tanto por el peso adherido como por la turbulencia provocada por la

agitación mecánica de la pulpa o suspensión mineral-agua.

El proceso se aplica solamente a partículas relativamente finas. Si estas son demasiado

gruesas, la adhesión entre las partículas

y las burbujas de aire será menor –por el

exagerado peso de la partícula– y la

burbuja, por lo tanto, la dejará caer.

En la concentración por flotación, el

mineral valioso es transferido a la

espuma, dejando la ganga en la pulpa

constituyendo el relave. Este

procedimiento se conoce con el nombre

de flotación directa; lo opuesto es la

flotación inversa, caso en el que la ganga

es separada adhiriéndola a la burbuja.

Figura 1: Principios de la flotación por espumas

Las partículas de mineral pueden pegarse a la burbuja de aire, solamente si ellas pueden

desplazar agua de su superficie, lo que solo sucede si el mineral tiene la propiedad de

repeler al agua (carácter hidrofóbico).

Habiendo llegado a la superficie, las burbujas de aire podrán seguir soportando el peso de

las partículas de mineral, solamente si ellas conforman una espuma estable; de otra

manera, se romperán. Para lograr estas condiciones, es necesario utilizar numerosos

reactivos químicos conocidos como reactivos de flotación.

La actividad de una superficie de mineral, dentro de la fase acuosa, en relación a los

reactivos de flotación, depende de la magnitud de las fuerzas que operan en esa superficie.

Físico-química de la flotación: Mojabilidad versus Angulo de contacto

Las fuerzas que actúan entre la superficie de la partícula y la burbuja, en medio acuoso,

están representadas en la Figura 2.

Las fuerzas tensoras dejan que se desarrolle un ángulo entre la superficie del mineral y la

superficie de la burbuja en forma equilibrada, denominándose como ángulo de contacto.

Ys/A = Ys/w + Yw/A Cos (1)

Donde Ys/A, Ys/w y Yw/A son la energía superficial entre las fases sólido–aire, sólido-agua

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Agitador

Aire

Mineral adherido a la burbuja de aire

Pulpa

Espuma mineralizada

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y agua-aire, respectivamente, y es el ángulo de contacto entre la superficie del mineral y la

burbuja.

La fuerza requerida para romper la interface partícula-burbuja se denomina trabajo de

adhesión, Ws/A, y es igual al trabajo requerido para separar la interface sólido-aire y

producir interfaces separadas aire-agua y sólido-agua.

Ws/A = Yw/A + Ys/w - Ys/A (2)

Combinando con la ecuación (1) da:

Ws/A = Yw/A (1-cos ) (3)

Como se podrá observar, cuanto más grande sea el trabajo de adhesión, más grande será

la adhesión entre partícula y burbuja. Por lo

tanto, la flotabilidad de un mineral se

incrementa con el incremento del ángulo de

contacto.

Minerales con alto ángulo de contacto, se

dice que son aerofílicas, porque tienen una

alta afinidad al aire que al agua. O también,

por su capacidad de rechazar el agua, se

dice con hidrofóbicas.

Muchos minerales, en su estado natural, no

son repelentes al agua y es necesario añadir

reactivos de flotación a su superficie para

volverlas hidrofóbicas (o aerofílicas) y de

esta manera facilitar su unión a las burbujas de aire.

Naturaleza de los reactivos de flotación

Los reactivos espumantes ayudan a suministrar razonable estabilidad a la espuma para el

transporte de las partículas mineralizadas. Los reactivos reguladores se usan para controlar

la flotación, ellos activan o deprimen la acción de adhesión a las burbujas de aire. Otros, se

usan para controlar el pH del sistema.

Componentes del sistema

Sin embargo, para que suceda la flotación, no solo es atributo de fenómenos físico-

químicos, sino de un conjunto de estrategias que pueden ser clasificadas en tres grupos:

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TECNOLOGIA DEL PROCESAMIENTO DE MINERALES

Sólido

Agua

Aire Yw/A

Ys/w Ys/A

Figura 2: Angulo de contacto entre la burbuja y el mineral, en medio acuoso

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a. Componentes químicos

Referidos, básicamente, a los reactivos químicos –orgánicos e inorgánicos– cuya

presencia activan los fenómenos físico-químicos, en mayor grado, y de química de

superficie, en menor grado.

b. Componentes operacionales

Importante grupo en los que intervienen las características mineralógicas y físicas del

mineral, así como la destreza con la que se manejan las máquinas, y la calidad de los

sistemas que proveen información del rendimiento.

c. Ingeniería de los equipos

O mejor dicho, la competividad –en eficiencia y costos– de la tecnología usada.

Figura 3: Componentes del sistema de flotación

Sistema de Flotación

Componentes químicos: Colectores Espumantes Activadores Depresores pH

Componentes de los equipos: Diseño de celda Agitación Flujos de aire Configuración del banco Control de la celda.

Componentes operacionales: Mineralogía Tamaño de partícula Densidad de pulpa Temperatura

Teoría del acondicionamiento.

El acondicionamiento de la pulpa con reactivos es un paso importante para asegurar su

dispersión y contacto con las partículas de mineral. Se mide en función del tiempo que

requiere permanecer el reactivo en el seno de la máquina, en contacto con la pulpa, para

optimizar sus atributos.

El tiempo de acondicionamiento necesario para cada reactivo (por ejemplo, en la molienda,

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o alimentación a cada una de las etapas del circuito de flotación), se determina mediante

pruebas de laboratorio.

El acondicionamiento se realiza en tanques cilíndricos que disponen de agitadores con un

diseño especial que permiten una completa agitación y con ello, un buen mezclado de la

pulpa con el o los reactivos.

El dimensionamiento de los acondicionadores (volumen y cantidad) de los resultados

obtenidos en las pruebas de laboratorio, que evalúan tiempo de acondicionamiento vs.

recuperación de valores.

Es importante recordar que el acondicionamiento ayuda, además, a reducir el número de

celdas requeridas en un proceso de flotación, lo que equivale a menor inversión y reducción

del costo operativo.

Cinética de la flotación. Tiempo de flotación

A semejanza del tiempo de acondicionamiento, el mineral tiene que residir un tiempo

prudencial dentro de las celdas de flotación que conforman los bancos de flotación de cada

una de las tres etapas básicas siguientes, con el propósito de que se realice

adecuadamente la flotación prevista en las pruebas metalúrgicas.

Este tiempo se denomina tiempo de flotación y se expresa en minutos.

Etapas de la flotación. Flotación selectiva y gradual.

La flotación, con los propósitos de a) obtener máxima recuperación de los valores, y b)

obtener óptima calidad de concentrados, tiene que efectuarse, selectiva y gradualmente, es

decir por etapas.

Es selectiva, cuando de minerales polimetálicos se trata. Por ejemplo, una mena con valores

sulfurados de cobre, plomo, plata y cinc, primero se flota los valores que tienen

característica hidrofóbica natural (cobre, plomo y plata) y, luego, creando esta característica

a la que no lo es (el cinc).

Se procede, en ambos casos, gradualmente, en tres etapas. En una primera etapa, se hace

un barrido de los valores, tratando de que las espumas contengan alto contenido de valores

y bajo contenido de impurezas (es la etapa “rougher”). En una segunda etapa, final, se hace

una extracción exhaustiva de los valores, tratando de que se pierda lo menos posible, pero

sin generar demasiadas impurezas (es la etapa “scavenger”). En esta etapa se obtiene el

relave, en el caso de los minerales monometálicos, o la cabeza para la flotación de valores

de cinc, en el caso de los polimetálicos. La tercera etapa, es la limpieza (“cleaner”) de las

espumas procedentes de la etapa “rougher”, para obtener productos con la mejor calidad

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posible.

Etapa "rougher"

La etapa “rougher” es la que recibe la alimentación fresca de la molienda y en la que se

recupera una alta proporción de partículas valiosas aun a costa de su selectividad utilizando

las mayores concentraciones de reactivos colectores y depresores.

La buena velocidad de flotación en esta etapa está asociada con la calidad de las

superficies del mineral recién liberado, que son caras brillantes.

El concentrado de esta etapa no es un producto final y debe pasar, como ya se indicó, a la

etapa de limpieza para incrementar su pureza.

En algunas plantas, el concentrado “rougher” se envía a una etapa de remolienda para

liberar las partículas bloqueadas con la ganga. Con esta operación se logra mejorar

significativamente la calidad del concentrado en primer lugar; y los niveles de recuperación;

como consecuencia. Así mismo, se logra reducir el porcentaje de las cargas circulantes,

pues, la presencia de nuevas superficies brillantes acelera la cinética de flotación.

Flotación “flash”

Esta última, es la principal razón por la que en muchas Plantas se hace una flotación

“flash” o rápida, para flotar los valores recién liberados. Esta práctica se realiza

utilizando bien la descarga de la molienda primaria, bien el rebalse de los ciclones

primarios, con tal de ir recuperando valores apenas se liberan de la ganga.

Etapa “scavenger”

Esta etapa recibe las colas de la etapa “rougher” y, prácticamente, es la etapa final o la

última oportunidad para lograr la máxima extracción o recuperación de los valores.

El flujo que circula por esta etapa contiene fuertes entrampamientos de valores en partículas

gruesas o finas. A su vez, éstas son de lenta flotabilidad porque la superficie del mineral se

“opaca” o pierden brillo.

El concentrado “escavenger”, que contiene alta proporción de valores entrampados, pirita e

insolubles, según las recomendaciones de las pruebas metalúrgicas, es retornado a la etapa

“rougher” o enviado a una remolienda.

Medios o carga circulante

El flujo que contiene al concentrado de la etapa scavenger más el relave de las

limpiadoras, se denomina “medios” o carga circulante ya que, por lo general, es

retornado a la etapa “rougher”.

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En muchas plantas, los medios son enviados a remolienda y flotados en un circuito

independiente y abierto, con las siguientes ventajas:

a) anula la carga circulante, y con ello, se incrementa el tiempo de flotación en las

etapas “rougher” y “scavenger”;

b) mejora significativamente la calidad del concentrado;

c) reduce el consumo de reactivos;

d) reduce el volumen de los flujos y con ello, los costos relacionados con los circuitos

de flotación.

Las colas de este circuito por lo general contienen valores semejantes al relave

general de la Planta, por lo que son enviadas directamente a éste.

Etapa “cleaner” o limpieza

Esta etapa limpia el concentrado proveniente de la etapa “rougher” y prácticamente es la

etapa final de la cual depende la calidad del concentrado.

Trabaja con características de operación diferentes a las etapas anteriores de “rougher” y

“scavenger”. Por ejemplo, manejan un nivel de pH más alto; así mismo trabajan con una

columna de espuma mucho mayor, donde se verifica la limpieza propiamente dicha.

También, el nivel de dilución de la pulpa es mayor, registrándose densidades del orden de 1

100 a 1 200 gr/lt.

Una regla de juego en el diseño de la capacidad de las celdas destinadas a la limpieza es

que su tiempo de retensión sea igual al de la etapa rougher.

Flotación “bulk”

Cuando se realizan el tratamiento de minerales polimetálicos, flotación “bulk” se refiere a la

extracción simultánea de dos o más minerales con las mismas propiedades hidrofóbicas.

Normalmente, se extraen juntos a las sulfuros de plomo y a os sulfuros y sulfosales de

cobre, ambos con contenidos de plata, en un solo concentrado, que luego se separan en

dos concentrados: de plomo, y de cobre.

En algunas plantas de beneficio, extraen simultáneamente al plomo-cobre-plata y al cinc,

para luego proceder a realizar la flotación diferencial de cada uno de sus componentes

macro.

O. por razones de estrategias de comercialización, obtienen un concentrado “bulk” (plomo-

cobre-plata) y lo venden como tal, asumiendo que su costo de diferenciación es mayor a las

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maquilas y deducciones contractuales de su comercialización.

Flotación diferencial

Cuando se procesan los denominados minerales polimetálicos, por ejemplo los que

contienen sulfuros de cobre, de plomo y de cinc, primero se flotan juntos los sulfuros

de cobre y de plomo, deprimiendo al sulfuro de cinc. En la siguiente secuencia, se

activa el sulfuro de cinc y se le flota. Este ejemplo, de por sí, es un ejemplo de flotación

diferencial.

Segundo caso: el concentrado “bulk” obtenido al flotar juntos los minerales de cobre y

de plomo, tiene que ser separado (diferenciado) en sus concentrados de cobre y de

plomo. Lo que se logra flotando a uno y deprimiendo al otro, según ciertas reglas

establecidas en la teoría de los diferentes métodos de separación.

Cargas circulantes

Como ya se explicó, las cargas circulantes son inevitables y necesarias en los circuitos de

flotación, permitiéndole al operador, manejar equilibradamente tanto el objetivo de la

recuperación como el de calidad del concentrado.

Lo importante es mantener ése equilibrio como un parámetro operacional que defina

adecuadamente la relación de la interfase espuma y pulpa, dentro de la celda de flotación.

Si, se incurre en excesivas cargas circulantes, es probable que se reduzca la relación de

esa interfase, sobrecargando la capacidad de las celdas y perjudicando a la calidad del

concentrado. Por el contrario, si la referida relación se incrementa, es probable que se

obtengan concentrados muy limpios, pero las recuperaciones no sean buenas.

Gradiente de la columna de espumas

De acuerdo a lo comentado dos párrafos antes,

una característica básica que diferencia a las

tres etapas estudiadas, es la diferencia de altura

en las columnas de espuma mineralizada (ver

Figura 4) que manejan las celdas

correspondientes. Tomando como base la altura

de la columna de espumas asignada a las

celdas en la etapa “rougher”, las de las

limpiadoras deben ser, como mínimo, el doble y,

de la etapa “scavenger”, la mitad.

La altura de la columna de espumas juega un rol preponderante en la selectividad de las es-

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Limpiadoras

Rougher

Scavenger

Zona de colección

Figura 4: Altura de la columna de espumas

Celda

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pumas: Cuanto más alta, menor es el efecto del “arrastre mecánico” y, por lo tanto, lleva

consigo menores cantidades de estériles y otras impurezas, dando como resultado espumas

más limpias.

A menor altura, la flotación es menos selectiva principalmente a causa de que se promueve

mayor arrastre mecánico, con el afán de incrementar la recuperación de los valores que

inclusive se encuentran “bloqueados” o entrampados.

En la práctica, los operadores, manejan libremente (pero con mucho criterio) los mecanis-

mos de la celda que permiten aumentar o disminuir la altura de la columna de espumas,

relación interfase espuma-pulpa.

2. REACTIVOS

Función y tipos

Los principales factores, inherentes al mineral, que intervienen en la selección de los

reactivos adecuados para una operación en particular, son: la variedad mineralógica

(sulfuros, óxidos y/o especies metálicas, tales como la plata o el oro) y su complejidad (la

asociación de los valores con cada uno de los presentes y con la ganga, el tamaño del

grano libre, contenido de sales solubles en agua, etc.).

Una vez seleccionados, en la práctica se obtienen mejores resultados cuando se combinan

dos o más colectores, siendo uno de ellos necesariamente un xantato alquílico (Z-6, Z-11) y

el otro, ditiofosfatos o formulaciones ditiofosfáticas, dialquil tionocarbamatos y ésteres de

alquil alil-xantatos. Una combinación muy recomendada y generalizada es el uso de

xantatos alquílicos con ditiofosfatos, que ha demostrado mejores recuperaciones y grados

de concentrados, así como mejor cinética (velocidad) de flotación que cuando se usa un

solo colector.

Así mismo, la selección del espumante o espumantes adecuados tiene un importante

impacto en la eficiencia y economía del proceso. La óptima calidad del concentrado por lo

general, es atributo que se logra con estos.

La constante evaluación de los reactivos seleccionados es una de las principales

responsabilidades de los profesionales a cargo de las plantas, por lo que debe contarse con

la infraestructura adecuada de laboratorio metalúrgico para realizar pruebas confiables con

los minerales que la mina tiene planeado explotar de acuerdo al avance de sus operaciones.

De lo contrario, las variaciones en la calidad del mineral y en su comportamiento metalúrgico

en un entorno de rutina pasarán inadvertidas, ocasionando importantes pérdidas

económicas a la Empresa.

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Los reactivos de flotación se clasifican, según su rol en la flotación, en los siguientes grupos:

colectores, espumantes y reguladores (activadores, depresores, modificadores del pH,

floculantes, dispersores).

Colectores

Los colectores representan un grupo grande de reactivos orgánicos, compuestos

individuales o productos especiales bastante diversos por su composición y estructura

(Tabla 1).

La acción principal de los colectores es la hidrofibización selectiva de la superficie de las

partículas de ciertos minerales en la pulpa de flotación, para crear condiciones favorables de

su adherencia a las burbujas de aire para su extracción en concentrados. Los colectores

disminuyen la humectación de las partículas de mineral y aumentan su capacidad de

adherencia a las burbujas de aire.

Por su capacidad a la disociación en la pulpa los colectores se dividen en dos grupos: los

ionógenos que se disocian en iones y los no ionógenos, que actúan en forma molecular. En

dependencia de si la parte de flotación activa de la molécula es unión o catión los colectores

ionógenos se subdividen en aniónicos y catiónicos.

Espumantes

Los espumantes son sustancias tensoactivas heteropolares que pueden absorverse en la

superficie de separación agua-aire.

En la fase líquida de la pulpa de flotación su acción eleva la resistencia mecánica de las

burbujas de aire, favorece su conservación en estado disperso, aumentando en esta forma

la superficie de adherencia de las partículas de mineral flotante y la estabilidad de la

espuma.

La eficacia del empleo de algunos espumantes depende en gran parte del pH de la pulpa.

En base a esta dependencia se dividen en básicos, los que poseen una propiedad

espumígena máxima en pulpas alcalinas; ácidos, los que disminuyen sus propiedades

espumígenas a medida que se incrementa la alcalinidad de pulpa, y los neutros, cuyo

empleo en la flotación no depende prácticamente del pH de la pulpa.

En las plantas de flotación se utilizan una variedad de espumantes, los más utilizados son

los del grupo polar conteniendo el grupo OH, por ejemplo aceite de pino C10H17OH, Cresol

CH3C6H4OH y alcoholes tales como C5H11OH. Este grupo tiene fuertes propiedades

hidrofílicas y solamente es poco absorbido por el mineral produciendo un mínimo poder

colector. Otros espumantes muy usados son el metilisabutil carbinol, polipropileniglicol amil

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ester (D-250) y otros alcoholes de alto peso molecular, son igualmente efectivos que las

anteriores y comparados con el aceite de pino y ácido cresilico su consumo es cerca de 40%

menos. Otra ventaja de los espumantes sintéticos.

TABLA 1

PRINCIPALES COLECTORES Y ESPUMANTES USADOS EN LA FLOTACIONde sulfuros de cobre, plomo y cinc

COLECTORES NOMBRE DE MERCADO

DitiofosfatosMercaptobenzotiasolTionocarbamatos

XantatosXantoformatos

AerofloatR - 404Z - 200Serie Aero 300Serie Z - 3 a Z-12Minerec

ESPUMANTES

Metilamil alcoholMetil isobutil carbinolAcido cresílicoAceite de pinoPolipropilen glicol éterTriethoxy butane

A-70MIBC

FlotolD-250Espumantes TEB

Reguladores o Modificadores

Estos reactivos influyen en la adsorción de un colector. Por ejemplo, el sulfato de cobre que

disuelto en agua forma iones de cobre que ayudan a la activación del sulfuro de cinc que ha

sido deprimido en el circuito de flotación bulk.

Los modificadores se definen como los reactivos que se usan en flotación para controlar la

acción de los colectores o las características de los minerales a fin de intensificar o reducir la

adherencia del colector sobre el mineral.

Los reguladores hacen que la acción del colector sea más selectiva con respecto al mineral.

Cuando un regulador (modificador) es añadido a la pulpa, el colector es capaz de

proporcionar, solamente a ciertos minerales, repelencia al agua sin resultados perceptibles

en otros minerales.

La acción del modificador involucra reacciones con el mineral y/o con los iones presentes en

la pulpa. En muchos casos, la reacción es de naturaleza química, pero a nivel de superficie,

lo que se conoce con el nombre de química de superficie.

El amplio grupo de reactivos reguladores o modificadores se divide en las siguientes clases:

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ACTIVADOR

Es un reactivo que influye o ayuda a la adsorción de un colector.

DEPRESORES

Son reactivos que inhiben o previenen la adsorción de un colector por un mineral, por

lo tanto previenen su flotación.

MODIFICADOR DE PH

Es un reactivo que cambia la concentración de los iones hidrógeno en la pulpa (pH =

potencial Hidrógeno). El propósito es incrementar o reducir la capacidad del mineral de

adsorber el colector.

Con pocas excepciones, la efectividad de todos los agentes de flotación depende, en

gran parte, de la concentración de los iones hidrógeno en la pulpa.

Uno de los objetivos primarios de las pruebas de investigación de flotación que se

realizan en la mayoría de las plantas, es descubrir o determinar el pH óptimo que

deberá aplicarse a la pulpa para que la acción de los reactivos sea la más eficiente.

Por lo general, las plantas que tratan minerales sulfurados trabajan con pulpas

alcalinas. Pocas plantas operan con circuitos ácidos.

Los reguladores alcalinos que más se usan son la cal y el carbonato de sodio.

Como regulador ácido se usa ácido sulfúrico, debido a su bajo costo.

La siguiente tabla muestra la clasificación de los modificadores de pH:

TABLA 2: Reactivos modificadores de pH

Alcalinos: Cal CaOCarbonato de sodio Na2CO3

Soda caústica NaOHAcidos H2SO4, HCl, HF

Acción de los activadores

El ion cobre es usado en la flotación de la esfalerita (sulfuro de cinc, ZnS), que normalmente

no adsorbe xantatos. Los iones de cobre son añadidos a la pulpa como sulfato de cobre. El

ion cobre reemplaza al ion cinc en la cubierta del mineral, formando una película de sulfuro

de cobre sobre la esfalerita. La esfalerita entonces se comporta como un mineral de cobre y

el xantato puede ser adsorbido y el mineral, flotado.

Los iones de cobre también activan minerales de níquel, cobalto, fierro, antes de añadirles

un colector, especialmente xantato.

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La cal (óxido de calcio, CaO) es el reactivo más común que se añade a la pulpa para

modificar la superficie de la pirita presente en los minerales sulfurados para deprimirla (le

trasmite propiedad hidrofílica en presencia de xantatos y en ambiente de pH alcalino).

Acción de los depresores

CIANURO DE SODIO

El cianuro de sodio es usado como depresor de los sulfuros de fierro, cobre y cinc

contenidos en los minerales polimetálicos.

Los iones (también los metales) contenidos en las pulpas forman compuestos

complejos muy estables con el cianuro. Se ha observado que los minerales con iones

metálicos que no forman tales compuestos con el cianuro, por ejemplo plomo, bismuto,

estaño, antimonio y arsénico, no son deprimidos por el cianuro y, por lo tanto, flotan

espontáneamente.

SULFATO DE CINC

Otro camino para prevenir la activación de un mineral tal como la esfalerita, a fin de

que aún no flote mientras son flotados los sulfuros de cobre y de plomo, es adicionar

una sal tal como el sulfato de cinc.

OTROS DEPRESORES COMUNMENTE USADOS

La acción de otros depresores tales como bisulfito de sodio o hidróxido de amonio es

similar a la acción descrita del cianuro.

El efecto depresor del bicromato de potasio, K2CrO4, se debe a la adsorción del anión

CrO4= en la superficie de la galena y de la pirita. Este reactivo se usa para deprimir el

sulfuro de plomo (galena) mientras se flotan los minerales de cobre, en los circuitos de

separación de los concentrados “bulk” de cobre y de plomo.

Preparación

Esta sección de la planta es muy importante por la función operativa que desempeña y está

íntimamente ligada a la marcha metalúrgica del proceso de flotación, a la calidad de los

productos que produce la planta y también a los niveles de contaminación ambiental.

Debido a las características tóxicas de los reactivos químicos que utiliza el proceso y a su

alto costo, es necesario realizar un cuidadoso control del manipuleo, preparación y

alimentación para evitar intoxicaciones, contaminación y desperdicios.

La preparación de reactivos debe efectuarse en lugares bien ventilados para evitar

contactos con los polvos o emanaciones que se desprendan.

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Dado que la preparación se realiza generalmente en tanques de agitación mecánica o con

aire comprimido estos deben estar convenientemente espaciados y contar con facilidades

para su control de pesaje y grado de dilución. Además los operadores deben trabajar

provistos de los equipos de seguridad necesarios.

Es recomendable mantener una estrecha comunicación con los fabricantes para seguir sus

recomendaciones sobre su manipuleo preparación y efectividad de cada uno de ellos para

evitar errores y también mejorar el servicio.

Es muy importante que la alimentación de reactivos sea constante tanto en flujo como en

dilución y que estos se adicionen en los puntos designados.

Es necesario mencionar que el alto costo de los reactivos y el nocivo efecto que causa su

desperdicio que significan pérdidas ha incentivado a la instrumentación de las plantas para

la alimentación de reactivos.

Dosificación y consumo

La dosificación se realiza en sitios designados para lograr su mayor efectividad. Para su

dosificación deben utilizarse instrumentos que cuenten con una regulación confiable y

también mantengan un flujo con mínimas variaciones.

La alimentación debe efectuarse de preferencia con instrumentos especiales para este fin,

dada la mayor confiabilidad en su trabajo. Así mismo, la alimentación debe ser chequeada

constantemente, medir el flujo con reloj y probeta y registrarlo es una práctica normal en

todas las plantas.

El consumo de reactivos diarios de cada planta se anota en un registro horario, lo más

minuciosamente posible para su confiabilidad y también para una base de datos futura que

se pueda utilizar para diversos fines.

Debido a la directa relación del consumo de reactivos con la recuperación y calidad de los

productos que se obtienen en la planta, cada vez se hace más urgente la instrumentación y

la automatización para controlar su adición.

Los analizadores de flujo, medidores industriales de pH, controladores de la adición de

cianuro, controladores de la adición de sulfato de cobre, etc. son ejemplos de equipos en

uso.

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CAPÍTULO 2: HIDROMETALURGIA

HIDROMETALURGIA DEL ORO

Conceptos generales.

El tratamiento metalúrgico de las menas de oro está basado, principalmente, en las

propiedades inusuales del oro nativo y sus posibles aleaciones con plata (electrum). Esto es

por su alto peso específico comparado con los de la ganga asociada y por otro lado por su

solubilidad en soluciones alcalinas diluidas de cianuro de sodio o potasio.

La separación gravitacional y la cianuración de menas trituradas o molidas constituyen los

métodos más comunes, que se muestran en el siguiente esquema:

Propiedades del oro

Propiedad Magnitud UnidadesPeso atómico 197,2Peso específico 19,3Punto de fusión 1 063 º CPunto de ebullición 2 530 º CCoeficiente de expansión lineal a 40ºC 1,44 x 10-5

Resistencia específica 2,25 microhmiosConductividad térmica 0,7003 Cal/cm2/cm/ºC/segDureza, escala de Mohs 2,5Calor de fusión 16,30 cal/grCalor específico, a 0ºC 0,0316 cal/gr/ºC

Tabla 3: Propiedades del oro

Lixiviación.

La lixiviación es el tratamiento hidrometalúrgico de las menas auríferas. Es un proceso de

disolución de un sólido en un líquido mediante una reacción química, por lo tanto, tiene una

velocidad de reacción (cinética química) que se verifica a condiciones ambientales, por lo

tanto, pocas son las variables que se pueden manejar para acelerarla, entre ellas el tiempo

de residencia.

Los procedimientos más comunes, en este campo, son:

a. La lixiviación por percolación.

Los procedimientos estáticos (en rumas o pilas y en tolvas), están basados en la

percolación de la solución cianurada regante.

En estos procedimientos, es indispensable acondicionar el sitio para favorecer la

recolección de la solución rica, y contar con una planta para continuar con la obtención

del oro a partir de esa solución.

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Figura 5: Tratamiento dinámico de menas auríferas

Se usan normalmente, para minerales con escaso contenido de oro.

b. La lixiviación por agitación.

Es un procedimiento dinámico, aplicable para menas con altos contenidos de valores

recuperables.

Requieren de una planta con instalaciones para reducir y clasificar tamaños, cianurar

en tanques, y aplicar los procedimientos para recuperar los valores a partir de la

solución rica.

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También requiere de espacio adecuado para el confinamiento de los estériles, en

cumplimiento de normas ambientales vigentes.

De acuerdo a la tendencia tecnológica de las operaciones de Compañía de Minas

Buenaventura SAA, en el tratamiento de sus recursos auríferos, en este curso vamos a

estudiar solamente la lixiviación dinámica.

1. CIANURACIÓN

La lixiviación del oro se realiza mediante el empleo de una solución diluida de

cianuro de sodio (NaCN). Se basa en que el oro nativo, plata o distintas aleaciones entre

estos, son solubles en soluciones cianuradas alcalinas diluidas.

Química de la cianuración.

En su forma más sencilla, la reacción de disolución de oro metálico en soluciones diluidas

de cianuro de sodio es como sigue:

Au + 2CN- Au(CN)2- + e (1)

La disolución del oro requiere intensa agitación para proveer máximo contacto y fuerte

aireación. En estas condiciones, pueden suceder las siguientes reacciones que explicarían

este fenómeno:

4Au + 8CN- + O2 + 2H2O 4Au(CN)2- + 4OH- (Elsner) (2)

2Au + 4CN- + 2H2O 2Au(CN)2- + 2OH- + H2 (Jannin) (3)

2Au + 4CN- + O2 + 2H2O 2Au(CN)2- + 2OH- + H2O2 (Bodlaender) (4)

2Au + 4CN- + H2O 2Au(CN)2- + 2OH- (Bodlaender) (5)

La formación del ion Au(CN)2- requiere de una energía libre del orden de 69 064 calorías; por

lo tanto, la constante de equilibrio de las reacciones arriba indicadas es como sigue

Ecuación de Elsner K = 1066

Ecuación de Jannin K = 10–9,9

Ecuaciones de Bodlaender K = 1016 y 1012,1

La ecuación de Elsner es la más razonable para explicar el proceso de disolución del oro:

4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O 4NaAu(CN)2 + 4NaOH (Elsner) (6)

El consumo de cianuro es siempre mayor que el requerido estequiométricamente en la

ecuación (6) debido a que se producen algunas pérdidas en su manipuleo y a que es

consumido por agentes cianógenos que estarían presentes en las menas, como explican las

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siguientes reacciones:

2NaCN + H2SO4 -- 2HCN + Na2SO4 (7)

NaCN + CO2 + H20 - HCN + NaHCO3 (8)

Fe + 6NaCN + 2H2O Na2Fe(CN)6 + 2NaOH + H2 (9)

2Cu + 4NaCN + 2H2O Na2Cu2(CN)4 + 2NaOH + H2 (10)

Otros consumidores de cianuro, presentes en el mineral, son: pirita arseniacal (arsenopirita),

esfalerita, calcopirita, pirrotita, pirita y estibina.

Se puede controlar el efecto de estas sustancias, si no están oxidadas, usando baja

concentración (dilución) del cianuro y alta alcalinidad.

En el caso de que exista estibina debe tenerse mucho cuidado, pues se comporta como un

ácido débil para combinarse con el cianuro alcalino. Puede producir gases HCN.

El consumo de cianuro de sodio oscila entre 0,11 y 0,22 kg por tonelada de mineral

El mineral puede ser ácido (pH < de 7,0) en algún momento y al combinarse con el cianuro

puede tener efectos perjudiciales. Para neutralizar esta probable alcalinidad, se emplea cal

durante la preparación de la solución de cianuro de sodio y se incrementa notablemente la

alcalinidad de la pulpa, hasta pH 10,0 a 10,5 con la adición de lechada de cal (hidróxido de

calcio). La cantidad de cal añadida, expresada en kilos de óxido de calcio por tonelada de

mineral, se denomina “alcalinidad protectora”.

El exceso de cal protege al cianuro de sodio de su descomposición por hidrólisis (Ver

destrucción del cianuro residual), pero también puede relentizar la disolución del oro. Por

esta última razón, el nivel de pH utilizado durante el período de disolución debe ser

continuamente revisado con pruebas de laboratorio y ajustadas según sus conclusiones. Por

regla general, es conveniente mantener el pH en un nivel más bajo posible y compatible con

un buen grado de recuperación.

Cinética de la cianuración

La ecuación de Elsner es la más probable para explicar el fenómeno de la disolución del oro,

con una constante de equilibrio K = 1066. El tiempo requerido para que se verifique a las

condiciones ambientales de presión y temperatura de la Planta Antapite, ha sido asumido en

el diseño, en un promedio de 80 horas.

Sin embargo este tiempo tiene que ser confirmado con pruebas de laboratorio con muestras

reales con el objeto de optimizar el consumo de cianuro y cal. Tal parece que hay un exceso

o en el tiempo disponible o en el empleo de los mencionados insumos.

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Para un proyecto aurífero, se realizó un conjunto de pruebas de cianuración en botella y se

trazó las curvas de extracción, variando el tamaño de la partícula (F80). Se obtuvo los

siguientes resultados:

En estas pruebas, el tiempo máximo fue de 70 horas. El comportamiento de la velocidad de

extracción, sin embargo, tiene las siguientes características relevantes:

a. Tiempo

A las cuatro horas, ya es posible alcanzar recuperaciones del orden de 75% para el

oro.

Entre cuatro y 24 horas, se alcanza máximas recuperaciones.

Sobre 24 horas, la extracción se hace asintótica.

b. Granulometría

Para el mineral de la prueba, la granulometría no es significativa, ya que las

recuperaciones son bastante similares para 54,8; 68,9; 78,7 y 86,3 % malla menos

200.

c. Consumo de cianuro

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El consumo de cianuro se optimiza hasta las 24 horas, verificándose un mayor

consumo improductivo sobre estas 24 primeras horas.

El cianuro de sodio

El cianuro de sodio (NaCN) es un compuesto químico que en su molécula contiene un

átomo de sodio (Na), un átomo de carbono (C) y un átomo de nitrógeno (N).

Es peligroso para la salud, principalmente del trabajador encargado de su manipuleo

(traslado, preparación, dosificación) razón por la que, además de las instrucciones precisas

que se le ha impartido respecto de cómo manejar el cianuro, debe mentalizarse que está

trabajando bajo condiciones muy riesgosas, de tal modo que le resulte difícil cometer

errores.

El cianuro de sodio, en su fabricación, también se han tomado una serie de precauciones,

tales como:

a) Está aglomerado (en forma de pastillas) con buen contenido de álcali. Su pH es superior a 10,0.

b) No forma partículas finas durante largos períodos de transporte que, al momento de vaciarlo, pueda provocar una nube de polvo y ser aspirado por el operador inexperto y desprotegido.

c) Se disuelve relativamente rápido en agua alcalina (pH 10).

El cianuro de sodio es preparado en solución acuosa, al 10% en peso, y actúa como

disolvente (solvente) del oro.

Cal

La cal actúa como modificador de pH, en este caso, para alcalinizar la solución cianuradas a

un nivel de pH = 10,0, como cal protectora, contra la posibilidad de generar ácido cianhidrico

(HCN) altamente letal, si de produce una reacción del cianuro de sodio con algún metal en

medio ácido.

La cal viva (CaO) u óxido de calcio, es el resultado de la calcinación de las calizas (CaCO3)

en hornos verticales donde, por lo general, se quema petróleo o carbón como fuente de

calor. Por lo tanto, la reacción de calcinación es endotérmica, vale decir, requiere calor, el

mismo que es absorbido y retenido por el producto.

La cal es suministrada en forma de polvo, en sacos de 25 kilos. Cuando se añade al agua,

ambos reaccionan con desprendimiento de calor (reacción exotérmica), formando Ca(OH)2,

hidróxido de calcio o lechada de cal, que es la forma con la que se añade para modificar el

pH de la pulpa en la etapa de lixiviación.

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2. ADSORCION

Este proceso de transferencia de masa implica captar o retirar de la pulpa los valores

lixiviados, para desechar los sólidos estériles y la solución residual de cianuro de sodio.

La adsorción, en el caso de la extracción del oro, es un proceso que se lleva a cabo

adicionando carbón activado a tanques abiertos y a condiciones ambientales, que cuentan

con agitación mediante la inyección de aire (“pachucas”) y al proceso se le denomina

“carbón en pulpa” (cip, en inglés). Los parámetros que se controlan son la cantidad de

carbón activado añadido, el tiempo de residencia en cada tanque y el tiempo de trasiego en

contracorriente del carbón cargado desde la cosecha en el primer tanque, hasta la recarga

con carbón nuevo en el último tanque.

Química de la adsorción

No existe una clara definición del proceso de adsorción ya que los diferentes investigadores

dan sus propias teorías sobre la base de los resultados obtenidos. Pero en lo que sí

coinciden es en asegurar que la adsorción sí implica una reacción química(2). Puede

suponerse que en los contornos o en la superficie del adsorbente parte de las valencias que

mantienen unidos a los átomos están libres, originando valencias parciales o secundarias,

por lo tanto, la adsorción puede deberse a la acción de esas fuerzas parciales.

En la práctica, durante el fenómeno de la adsorción, el ion cianato de oro se transformaría

en cianuro de oro. Partiendo de la reacción propuesta por Elsner para la lixiviación:

4Au + 8CN- + O2 + 2H2O 4Au(CN)2- + 4OH- (Elsner) (2)

durante la adsorción se verificaría la reacción:

Au(CN)2- AuCN + CN- (11)

En la superficie del adsorbente habría retensión de oro en forma de cianuro de oro. De esta

manera, una vez cargado el carbón, es posible eliminar los sólidos y las soluciones

residuales.

Características del carbón activado

Para la captación de metales pesados como el oro y la plata contenidos en los procesos de

lixiviación por cianuración, se ha extendido el uso del los carbones vegetales activados

alcalinamente. Este carbón, suspendido en agua alcalinizada (+/- pH 10), tiene una carga

eléctrica negativa que la hace activa frente a los metales, que tienen valencia positiva.

El carbón original, activado alcalinamente, pierde sus propiedades adsorbentes cuando se le

( 2) Manual del Ingeniero Químico. Tomo I, sección 14. John H. Perry. UTEHA, México.

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lava con ácidos (en el caso de que se tenga que eliminar los incrustaciones o deposiciones

progresivas de carbonatos). Por esta razón, después de un lavado ácido, necesariamente

tiene que ser sometido a un tratamiento drástico de neutralización con álcali (soda cáustica)

a una temperatura de unos 850 ºC, en ambiente cerrado.

En cuanto a sus características físicas, se prefiere usar carbón relativamente grueso (malla

10), que le permitirá un mayor tiempo de duración ya que, por el frecuente manipuleo, se

erosiona produciendo finos que se pierden.

Se dice que el carbón activado vegetal, especialmente aquel fabricado usando como materia

prima la corteza del coco, tiene una gran superficie interna de adsorción, en forma de

cavernas microscópicas.

3. DESORCIÓN

La desorción permite recuperar los valores de oro contenidos en la superficie del carbón

activado, mediante un proceso inverso a la adsorción, en el cual el carbón “soltará” al oro en

forma de cianato, nuevamente.

Química de la desorción

Este fenómeno se lleva a cabo haciendo reversible termodinámicamente la reacción que dio

origen a la adsorción. La siguiente ecuación puede explicar el proceso

Adsorción: Au(CN)2- AuCN + CN- (11)

Desorción: AuCN + CN- Au(CN)2- (12)

El carbón cargado se coloca en una columna y se hace circular, en sentido ascendente, una

solución de NaOH al 10% en peso, a 93ºC y a presión atmosférica, conocido como el

"proceso Zadra", que permite separar el oro de una carga de 300 onzas de oro por tonelada

de carbón en 50 horas. El carbón residual contiene solo 5 onzas por tonelada (alrededor de

98% de recuperación).

El US Bureau of Mines modificó el proceso Zadra para usar la separación a presión cáustica

en caliente. (Ver figura). Este cambio reduce significativamente el tiempo del proceso y el

consumo de reactivos. El proceso emplea para la separación una solución de 0,4% de

NaOH, en peso, a 150ºC y 53 psi. Ordinariamente no se requiere cianuro de sodio. El tiempo

de retensión ha sido reducido, en estas condiciones, entre 12 y 20 horas.

En estas condiciones, la reacción (11) se torna termodinámicamente reversible en ausencia

de cianuro libre, por lo que es preciso añadir un poco de cianuro de sodio para balancearla

estequiométricamente. La reacción se completa en unas 48 horas, pero es posible

acelerarla con el empleo de un catalizador, que puede ser los vapores de alcohol metílico.

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En la práctica, la adición de vapor de agua para elevar la temperatura a unos 150ºC y la

presión a unas 50 – 60 psi, permite acelerarla eficientemente a unas 6 horas.

La adición de soda cáustica (NaOH) permite llevar a cabo el proceso en condiciones

drásticamente alcalinas y convertir la solución rica en oro, en electrolito, capaz de realizar la

electrólisis o electro deposición de los metales pesados.

Variables físico químicas

Básicamente son tres:

a. Temperatura, alrededor de 150 ºC.

b. Presión del vapor, 50 a 60 libras por pulgada cuadrada.

c. Concentración de los catalizadores y reactantes.

4. PRECIPITACIÓN

Conceptos generales

La solución rica, purificada, contiene a los metales preciosos y se constituye en el flujo

madre para obtener estos metales preciosos en forma metálica.

La solución rica o preñada (pregnant solution) es obtenida después de los siguientes

procedimientos:

a. Filtración a presión de las soluciones procedentes de la lixiviación en rumas (heap y bat leaching).

b. Desorción.

c. Clarificación en sedimentadores.

d. Clarificación en sedimentadores y lavado en contracorriente.

Se conocen dos procedimientos para la precipitación u obtención de los metales preciosos

en forma de lodo o cemento:

a. Electrodeposición.

b. Precipitación con polvo de cinc

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4.1 Electrodeposición

Electroquímica

Se define la electroquímica(1), como la ciencia que se ocupa de los cambios químicos

producidos en la materia por efecto de la corriente eléctrica, mediante los procesos

denominados “electroquímicos”, de naturaleza endotérmica (que consumen o absorben

calor).

En estos procesos, la energía necesaria para que las reacciones químicas se realicen,

proviene de la electricidad.

Los procesos electroquímicos sólo funcionan, generalmente, en forma satisfactoria en

condiciones constantes. Tienen que ser lo más sencillos posible. Las materias primas tienen

que ser lo más puras como puedan obtenerse. La acumulación de impurezas produce una

rápida disminución del rendimiento.

Generación del electrolito

Si el proceso va a continuar mediante electrodeposición, será necesario generar el

electrolito durante la etapa de desorción. El electrolito es el conductor de electricidad y el

depósito de iones. Su estado físico es el acuoso y su pH, alcalino.

Para esto, en la torre de adsorción, junto con la carga de cianuro de sodio nuevo se pondrá

una carga estequiométrica de soda cáustica (NaOH).

La soda cáustica se integrará a la solución de cianato de oro, convirtiéndola en apta para

conducir la corriente eléctrica.

Unidades electroquímicas

Amperio (A)

Electroquímicamente, es la corriente eléctrica de intensidad invariable que deposita plata a

razón de 0,00111800 g/seg de una solución acuosa de AgNO3 bajo una serie de

especificaciones fijas.

Densidad de corriente (d. c.)

Se obtiene dividiendo la intensidad en amperios que pasa por una sección de un conductor

por el área de dicha sección, en amperios por metro cuadrado o amperios por centímetro

cuadrado. Se mide con instrumentos que registran amperios por unidad de superficie.

(1) John H. Perry, Manual del Ingeniero Químico. Tomo II. UTEHA. México, 1 9966.

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Culombio o amperio-segundo

Es la cantidad de electricidad que depositará 0,00111800 g de plata de una solución acuosa

de AgNO3.

Voltio (V)

La unidad de tensión, o fuerza electromotriz, f.e.m., que se utiliza es la del Sistema

Internacional de Unidades Eléctricas.

Equivalente electroquímico

El equivalente electroquímico de un elemento químico o grupo de elementos es el número

de gramos de esa substancia liberados por el paso de un culombio de electricidad a través

de un electrolito. Los equivalentes electroquímicos son proporcionales a los equivalentes

químicos.

Un culombio de electricidad libera (por definición) 0,00111800 g de plata de una solución

con una sal de este metal. Si el equivalente gramo de la plata (su peso atómico en gramos,

dividido por su valencia) se divide por el equivalente electroquímico de la plata hallamos

que:

107,87/0,00111800 = 96 485 culombios

Esta cantidad de energía se denomina faraday (F) cuyo valor exacto es de 96 500

culombios, o sea, 26,8 A-hr.

Si se hace pasar un faraday (F) a través de un conductor electrolítico, se liberará 1

equivalente-gramo de alguna substancia en cada electrodo.

En la práctica, se necesita más de un faraday para la liberación de 1 equivalente-gramo de

una substancia. Esto no significa que fallen las leyes de Faraday, sino que el mayor

consumo obedece a otras causas, entre ellas, a que se producen reacciones secundarias en

el electrolito, sufrir pérdidas mecánicas los productos de la electrólisis y originarse

reacciones secundarias en los electrodos. También pueden suceder fugas de corriente,

cortos circuitos y pérdidas en forma de calor.

Rendimiento de la corriente

La relación de la cantidad teórica a la cantidad real de la corriente utilizada, se llama

rendimiento de la corriente. En casos relacionados con la deposición electrolítica de algunos

metales, el rendimiento de la corriente puede alcanzar valores tan altos como 95%.

Concentración de la corriente

Es su intensidad dividida por el volumen sobre el cual actúa. Si se quiere producir una

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elevada concentración de algún compuesto que pueda descomponerse químicamente, es

conveniente emplear una elevada concentración de corriente.

Cuadro 7: Equivalentes electroquímicos de los metales preciosos

Elemento SímboloPeso

atómico Valencia Mg/culombio

culombio/mg

g/A-hr A-hr/g

Oro Au 196,967

3 0,68 117 1,46 805 2,45 223 0,40 779

2 1,02 176 0,97 870 3,67 834 0,27 186

1 2,04 352 0,48 935 7,35 668 0,13 593

Plata Ag 107,870 1 1.11 793 0.89 451 4.02 454 0.24 848

Electrodeposición

Los procesos de electrodeposición están gobernados por las leyes electroquímicas, de las

cuales, la primera ley establece las relaciones cuantitativas entre la cantidad de electricidad

que pasa a través de la solución y la cantidad de materia separada en los electrodos.

Expresa:

“Las cantidades de substancias puestas en libertad en los electrodos son directamente

proporcionales a la cantidad de electricidad que pasa a través de la solución”.

La segunda ley establece la relación fundamental entre las cantidades de diferentes

substancias puestas en libertad en los electrodos, por una misma cantidad de electricidad.

Expresa:

“La misma cantidad de electricidad pone en libertad, en los electrodos, el mismo

número de equivalentes de las substancias”.

En la práctica operacional, las moléculas neutras disueltas en un electrolito están

compuestas de dos partes con cargas opuestas, denominadas iones. Las partes que se

desplazan hacia el cátodo se llaman cationes, y los que van hacia el ánodo, aniones.

Cuando atraviesa la corriente, los iones positivos son atraídos hacia el cátodo cargado

negativamente, donde se neutraliza su carga y se liberan (caso del Au++ + 2e Auº). De

manera análoga, los aniones se mueven hacia el ánodo y se descargan en él.

Los procesos en los electrodos tienen lugar sólo en las zonas de contacto de éstos con el

electrolito, o en delgadas películas contiguas a dichos electrodos.

Electrolito

Es un conductor de electricidad y un depósito de iones. Su estado es la fase acuosa, en

forma de solución alcalina o ácida.

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El paso de la corriente a través del electrolito siempre está relacionado con transferencia o

movimiento de materia, entre dos placas denominadas electrodos, de los cuales, uno es el

ánodo con carga positiva y el otro, el cátodo con carga negativa.

Corriente continua

A diferencia de la corriente alterna (c.a.) que usamos a diario en el hogar y en la industria,

cuya característica principal es el voltaje (V) de suministro: 220V, 440V, 2,3kV, etc., la

corriente continua es de baja tensión pero de alta intensidad. Además, está polarizada en

carga negativa y positiva.

La corriente continua se obtiene a partir de la red industrial de corriente alterna convertida

generalmente por equipos rectificadores de tensión media o ignitrones.

Circuitos

La corriente alterna llega al rectificador de donde salen corriente continua positiva y negativa

hacia las barras de cobre de los electrodos colocados paralelamente para permitir “sentar”

en ellas los cátodo y los ánodos, en forma alternada y paralelas entre sí, tal como se indica

en el siguiente gráfico:

La celda electrolítica es una caja de fibra de vidrio, reforzada, en la que se colocan 8 áno-

dos y 8 cátodos, paralelos entre si, y sentados en sus respectivas barras

La energía que se utiliza tiene una

intensidad de 400A y 3,0V de tensión.

El cátodo es una caja de plástico cuyo

interior está rellenado con fibra de acero,

donde se depositarán las partículas

conteniendo oro y plata, en forma de lodos.

El ánodo está formado por una malla de

acero inoxidable

Figura 5: La celda electrolítica

4.2 Precipitación con polvo de zinc

Química del procedimiento Merril & Crow

La solución rica que ha sido clarificada y desoxigenada está lista para la siguiente y más

importante etapa del proceso de recuperación de valores.

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-

8 ánodos 8 cátodos

Celda electrolítica

RECTIFICADOR +

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Mediante la adición de polvo de cinc ocurre la siguiente reacción química1:

El zinc desplaza electroquímicamente al oro, pasando a la fase acuosa, en forma de cianato.

El oro precipita en forma metálica, en fase sólida, formando un cemento o lodo,

comúnmente denominado “el precipitado”.

La reacción química que se origina es instantánea (no necesita de un reactor). Se verifica en

el mismo flujo, entre la salida de la torre de vacío y el cono dosificador de polvo de cinc.

Requerimientos

a. Clarificación de la solución rica

Con el objeto de eliminar la turbidez de la solución a rangos menores a una unidad de

turbidez.

En la práctica, resulta más eficiente usar dos filtros a presión, de los cuales uno está en

espera, para cuando se tenga que lavar el paño filtrante y efectuar mantenimiento.

b. Desoxigenación de la solución rica

Luego, la solución clarificada ingresa a una torre de vacío, donde se le aplica presión

negativa mediante una bomba de vacío. La succión ejercida, absorbe todos los gases

disueltos en el seno de la solución, eliminando el oxígeno.

5. DESTRUCCION DE CIANURO RESIDUAL

Consideraciones generales

El exceso de cianuro de sodio empleado durante la lixiviación sale de la pachuca Nº 6 junto

con el relave que será almacenado en la relavera.

Para proteger el medio ambiente de posibles contaminaciones con cianuro, la legislación

ambiental vigente exige que, antes de hacer el vertimiento de los efluentes industriales, es

necesario eliminarlo o llevarlo a concentraciones menores a los límites máximos permisibles

(lmp).

El procedimiento para destruir la molécula de cianuro residual tiene dos fases: la primera,

convertir el cianuro en cianato mediante una oxidación fuerte; la segunda, destruir el cianato

en sus componentes básicos mediante hidrólisis.

Química del proceso

1 Metalurgia Extractiva de los Metales no Férreos. John L. Bray, 2da. Edición, Ediciones Interciencia, Madrid, p414.

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Au (CN)2- + Zn º + 4CN- Au º + 2CN- + Zn (CN)2-

4

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a) Conversión del cianuro a cianato

Se realiza mediante la adición de un oxidante fuerte, como es el peróxido de hidrógeno

(H2O2) y en ambiente fuertemente alcalino, según la siguiente reacción:

2NaCN + 2H2O2 NaH(CN)2 + NaOH + H2O (1)

La reacción es relativamente rápida y se lleva a efecto con solo la adición del oxidante.

Por lo tanto, no es necesario modificar ninguna condición presente: pH, temperatura y

presión son los mismos.

b) Hidrólisis del cianato

La hidrólisis es la destrucción de una sustancia en sus componentes principales por

acción de la fuerte concentración de iones H+ producida por la adición de un ácido

fuerte (generalmente H2SO4) hasta pH 5 a 3.

En este ambiente reductor, el nitrógeno pasa a formar sulfato de amonio y el carbón a

monóxido de carbono:

NaH(CN)2 + H2SO4 2CO + (NH4)2SO4 + NaOH (2)

Proceso mediante el uso del ácido peroximonosulfúrico2

Mediante la tecnología en la fabricación de nuevos reactivos, se ha logrado desarrollar un

super reactivo denominado ácido peroxymonosulfúrico (H2SO5), elaborado por FMC

Corporation en su División de Peróxido de Hidrógeno, con el nombre comercial Caro´s

Acid.

Química de la destrucción violenta

La reacción entre el ácido sulfúrico y el peróxido de oxígeno es una reacción de oxidación

del azufre, cuyo estado de oxidación inicial de +6 pasa a +8:

H2SO4 + H2O2 H2SO5+ H2O (1)

El ácido peroxymonosulfúrico actúa sobre el cianuro, oxidándolo, para pasar a su forma

estable, el cianato y, reduciendo al azufre:

H2SO5 + CN- H2SO4 + CNO- (2)

Las pruebas de laboratorio demuestran que la reacción de destoxificación es violenta (se

lleva en unos cuantos minutos).

El cianato, en medio fuertemente ácido, se hidroliza, descomponiéndose en sus partes

constitutivas: el amoníaco y el dióxido de carbono.

2 FMC Corporation. Hydrogen Peroxide División. User Manual.

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CNO- + H2O NH3 +CO2 + OH- (3)

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CAPÍTULO 3: PIROMETALURGIA

Conceptos generales

Finalmente y después de un largo proceso, en esta sección se obtendrá lo que todos

esperamos: las barras metálicas, con el preciado metal: el oro. Sin embargo, estas barras

son una aleación de metales preciosos, oro y plata juntos.

Los lodos catódicos, obtenidos al lavar la lana de fibra de acero contenida en los cátodos, o

cemento, serán secados cuidadosamente y mezclados con las arenas provenientes del

proceso gravimétrico. Si esta mezcla contiene mucha pirita (alto contenido de azufre, S),

será tostado para eliminar el S en forma de SO2.

La fusión requiere de un tratamiento especial para bajar adecuadamente el punto de fusión

de la mezcla y de mucha pericia ("know how") para separar las escorias de la mata, sin que

ninguno de los dos atrape al otro.

El producto obtenido en la fusión, después de la eliminación de las escorias, es una mezcla

o aleación de los metales preciosos que se denomina “bullion doré”, que será vaciado en

moldes de material refractario, para obtenerlo en forma de barras.

Para llegar a la fusión, previamente es necesario tomar precauciones para que el personal

no se intoxique. Una de estas precauciones consiste en la eliminación de substancias

peligrosas como veremos a continuación.

Eliminación del mercurio

El mercurio está presente de manera natural en el cemento y en las arenas, debido a su alta

afinidad por el oro y la plata, en niveles que fluctúan entre 50 y 100 partes por millón, en

peso (ppm).

El mercurio se volatiliza fácilmente a temperaturas alrededor de 350 ºC y puede ser aspirado

por el personal. El mercurio tiene, así mismo, una gran avidez por la sangre y se deposita en

ella causando lesiones graves en el torrente sanguíneo.

Retorta

Para evitar este riesgo, primero se tiene que recuperar el mercurio utilizando una retorta,

que es un horno cerrado, en cuya bóveda existe una conexión para extraer los vapores de

mercurio y hacerlos pasar por un serpentín refrigerado exteriormente con agua fría, de modo

tal que estos vapores condensen y se pueda recuperar el mercurio en su estado natural:

líquido.

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Hg

DIAGRAMA DE FLUJOS DE LA FUNDICION DE PRECIPITADOS EN CASCAJAL

FILTRO PRENSA

ALIMENTACION

RETORTA

Solución pobre

HORNO DE INDUCCION

COLECTOR DE MERCURIO

CONDENSADOR

BOMBA DE VACÍO

Agua fría

Agua caliente

Precipitado

DOREFrasco con mercurio

Escoria

Gases calientes

Gases fríos

Estock de escoria

Fundentes

Figura 6: Diagrama de flujos de un proceso de fundición

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En este estado, y a temperatura ambiental, el mercurio es inerte, es decir, no causa daños a

la salud de los trabajadores. Sin embargo, es preciso manipularlo y almacenarlo evitando

que éste se derrame.

Tostación del cemento

Por el alto contenido de azufre (S) de la pirita (FeS2), muchos cementos o arenas auríferas,

pueden desprender gases SO2, anhidrido sulfuroso, durante la fusión y generar una

atmósfera picante a la garganta y a los ojos e insoportable para los trabajadores.

Para evitar este riesgo, se procede a tostarlos, es decir oxidarlos parcialmente, con lo cual

se logra eliminar parte del S en forma de SO2. Esta operación convierte a la pirita en FeO.

Debido a que la tostación se hace a menor temperatura que la fusión y en ambiente abierto,

la generación de gases sulfurosos son en menor escala y, por lo tanto, la atmósfera de

trabajo es más tolerante.

Fusión de las arenas y cementos

Tiene por objeto, como ya se adelantó, separar el o los metales de las impurezas que los

acompañan utilizando el calor y aprovechando la característica física que se denomina

punto de fusión.

El punto de fusión es la temperatura a la cual una substancia pasa del estado sólido al

estado o fase líquida. En el caso del agua, el hielo funde a 0ºC. Las substancias puras

tienen un punto de fusión fijo, es decir, pasan enteramente del estado sólido al líquido con

variación de temperatura muy pequeña. Las aleaciones, en cambio, funden con variaciones

de temperatura más amplias.

Punto de fusión

Para los metales que se manejan en esta sección, tenemos

Metal P. de fusión, ºCPlata 960,6Oro 1 062,8Hierro 1 535,0

Fundente

El fundente es una sustancia inerte, sólida, que se añade para bajar el punto de fusión de la

mezcla y hacerla más trabajable. Normalmente se usa la sílice u óxido de sílice (SiO2). Esta

y el óxido de hierro se combinan al fundirse y forman la escoria, una sustancia vidriosa que

arrastra todas las demás impurezas.

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Reductores

A la mezcla se añade, además:

Nombre comercial Fórmula química Nombre químico

Bórax: Na2B4O3.10H2O Borato de sodio anhidro

Sílice: SiO2 Óxido de sílicio

Fluorspar CaF2 Fluoruro de calcio

Carbonato de sodio: Na2CO3 Carbonato de sodio

Nitrato de sodio KNO3 Nitrato de sodio

Cuyo objeto es realizar las reacciones necesarias para reducir las substancias que

contienen oro y plata, a metal.

Refractarios

Por efecto del calor empleado, las substancias se funden, por lo tanto es necesario proteger

a los hornos a fin de emplearlos en el trabajo de fusión, varias veces. Con este objeto, los

hornos y los crisoles (que contienen las substancias a fundir) están recubiertos y hechos de

un material resistente a la acción de las altas temperaturas. Además, estos materiales

deben también resistir los procesos químicos y físicos que suelen ocurrir en la estructuras

del horno y del crisol.

Entre las principales propiedades de los refractarios se indican tres:

a) Resistencia al fuego

Indica la capacidad del material de resistir el fuego directo, sin deformarse, derretirse,

quebrarse y soportar altas temperaturas.

b) Estabilidad térmica

Es la capacidad del material de resistir repetidamente varios embates de temperaturas

altas, sin rajarse ni deformarse

c) Solidez

Es la solidez constructiva o capacidad de resistir sin deformarse por la acción de las

cargas que tiene que soportar en las condiciones de trabajo.

Fundición del doré

El Doré es una aleación de Au y Ag. El objetivo del proceso de fundición o fusión

de precipitados de Oro y Plata es obtener metal Doré en presencia de fundentes

formadores de escoria a temperaturas que excedan el punto de fusión de todos

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los componentes de la carga típicamente entre 1200 y 1300ºC. El tiempo que se

demora en fundir completamente la carga no solo depende de la calidad de la

escoria que se forma sino también de la composición química de la aleación Oro-

Plata. El punto de fusión del Oro es de 1064°C, mientras que la Plata funde a

962°C. La Figura 3 muestra el diagrama binario Ag-Au y se puede apreciar que el

punto de fusión de la aleación se incrementa si aumenta el contenido de Oro.

Preparación de la carga

La preparación de la carga es una tarea crítica en la operación de la fundición. El precipitado

y el material recuperado de las escorias son pesados y mezclados con fundentes en

proporciones adecuadas con el objetivo de obtener una escoria con las siguientes

propiedades:

Bajo punto de fusión

Baja densidad

Baja viscosidad

Alta fluidez

Alta solubilidad de los óxidos de los metales básicos

Insolubilidad de los metales preciosos

Bajo desgaste refractario (corrosión / abrasión)

Fácil de romper para volver a ser tratado

La eficiencia en la separación entre la escoria y el metal Doré, se mide en términos de leyes

de Au y Ag en la escoria o lo que es lo mismo, la recuperación de metales base (y otras

impurezas) atrapadas en la escoria. La perfomance depende de la naturaleza del precipitado

a ser fundido, en base a su contenido metálico y las propiedades de los fundentes a ser

usados.

Calidad de las barras doré:

El contenido de Oro y Plata que contiene el producto final, es un parámetro importante de

control, y es uno de los principales objetivos del estudio de optimización, pues permite

determinar si las impurezas contenidas en el precipitado han sido eficientemente removidas

en las escorias. La Figura 9 representa las variaciones en el contenido metálico de el Doré.

Se puede ver, que ha mejorado la calidad de las barras pasando de un contenido promedio

de Au-Ag de 98% hasta 99%

JTP/Noviembre del 2008

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BIBLIOGRAFÍA CONSULTADA

1. BRAY, J. L. Metalurgia extractiva de los metales no férreos. 2da. Edición. Ediciones

Interciencia. Madrid.

2. FMC Corporation. Hydrogen Peroxide División. Caro’s acid user manual.

3. LIMA MANUFACTURING S.A. Proyecto CIL.

4. MANTELL, C. J. Ingeniería Electroquímica. Editorial Reverté S.A. Barcelona.

5. PALACIOS G, José. 1999. "Fundamentos de la Fusión a Metales Doré".

6. PERRY, J. H. Manual del Ingeniero Químico. Tomos I y II. UTEHA. México.

7. TOVAR, Juan. CIANURACION. Curso de capacitación para operadores de los

procesos de lixiviación de oro. Compañía de Minas Buenaventura S.A.A. U. P.

Orcopampa. Agosto 2003.

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