metalurgia Chancadores, molienda

Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 1CAPITULO III: METALURGIA DE METALES NO FERROSOS INTRODUCCIÓN Cada mineral tiene propiedades físicas y químicas características lo que permite diferenciarlo de los demás. Para averiguar las propiedades físicas se realizan diversas pruebas, como rayar con el mineral una porcelana, ver su reacción frente al ácido clorhídrico, etc. Conociendo las propiedades de los minerales se pueden establecer criterios que permitan identificarlos y clasificarlos. CONCEPTOS BÁSICOS: 1. Mineral: Los minerales son sólidos homogéneos, inorgánicos y de origen natural, con una composición química definida y una disposición atómica ordenada. Lo cual podemos traducir a: - Sólidos homogéneos: sustancias sólidas que no pueden ser separadas mediante procedimientos físicos en componentes más simples. La mayoría de las rocas son agregados de minerales que pueden ser separados unos de otros mediante procedimientos físicos. - Inorgánicos: las sustancias sólidas de origen orgánico no son consideradas minerales. - De origen natural: cristales similares producidos en el laboratorio (sintéticos) no son considerados, en rigor, minerales. - Composición química definida: los minerales son elementos químicos o sus compuestos cuya composición puede representarse por una fórmula (aunque en algunas ocasiones esta fórmula no es necesariamente fija y puede variar dentro de unos márgenes definidos). - Disposición atómica ordenada: los minerales están constituidos por materia cristalina. Las escasas sustancias sólidas y de origen natural que son amorfas (con una disposición atómica desordenada) como el ópalo o los vidrios volcánicos se llaman mineraloides. Clasificación de los minerales Una de las clasificaciones más utilizadas en mineralogía fue elaborada por H. Strunz, quién la propuso en 1938. Con algunas modificaciones, se encuentra en uso y es universalmente aceptada. Divide a los minerales en 9 clases: 1. Elementos 2. Sulfuros 3. Haluros 4. Óxidos e hidróxidos 5. Nitratos, carbonatos, boratos 6. Sulfatos 7. Fosfatos 8. Silicatos 9. Sustancias orgánicas Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 2 Características: - Si es o no un cristal (forma poliédrica, caras, aristas y vértices). La mayoría de los minerales son cristales. - La forma que suelen tener más habitualmente se llama hábito. Algunos ejemplos son:  Acicular cuando el mineral se representa agrados, formados por cristales, alargados y delgados como agujas.  Filiforme: Cuando los cristales se presentan en forma de cabellos y hebras.  Hojoso: Cristales aplastados y alargados en formas de hojas.  Detrítico : en forma de ranas divergentes y delgadas  Reticulado: Cuando los cristales se agrupan dando lugar a una red o retículo  Radial: Cuando los cristales divergen a partir de un punto.  Columnar: Cuando los cristales son gruesos y rectos  Fibroso: Agregados en forma de fibras paralelas o radiales, fibroso radial.  Globular: Agregados esféricos o semiesféricos con una estructura interna concéntrica o radial  Botroidal: cuando las formas esféricas globular se asemejan a racimos de uvas.  Reniforme: Agregados en forma de masas redondeadas y regulares que presentan formas semejantes a un riñón.  Reniforme Estalactítico: Cuando un mineral se presenta en forma de conos o cilindros colgantes.  Bandeado: Diferentes capas, paralelas de diferentes colores o texturas.  Masivo: Un mineral compacto y homogéneo con una forma irregular.  Amigdaloide: Cuando aparece un nódulos en forma almendrada Propiedades Mecánicas: - Una propiedad que los diferencia es la dureza (de 1 a 10 según la escala de Mohs.) 1−Talco 2−Yeso 3−Calcito 4−Fluorita 5−Apatita 6−Feldespato 7−Cuarzo 8−Topacio (Berilio) 9−Corindón 10−Diamante En el laboratorio se utiliza una escala simplificada y más práctica: Se raya con la uña.....................dureza baja (2,5) Si no se raya con la uña es que el mineral tiene una dureza superior a 2,5. Se raya con la moneda..............dureza media (3--‐3,5) Si no se raya con la moneda es que su dureza es superior a 3,5. Se raya con un clavo..............dureza media (4,5) Se raya con una cortapluma..............dureza media (5) Se raya con el vidrio..................dureza alta (4--‐5,5) Si no se raya con el vidrio, y al contrario, el mineral raya al vidrio tendrá una dureza superior a 5,5. Pueden ser, duros o blandos, tenaces o frágiles (facilidad para romperse con un golpe), Al romperse puede, fracturarse (romperse de forma irregular) exfoliarse (romperse de forma regular, trozos iguales Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 3 OPTICAS: - Su color, es la respuesta del ojo y del cerebro al intervalo de luz visible del espectro electromagnético solar. Pueden ser blancos, violetas, grises, incoloros y transparentes. - Por su brillo, entendemos el aspecto general de la superficie de un mineral cuando sobre él se refleja la luz, el brillo de los minerales puede ser de 2 tipos: -  Metálico semejante al de los metales.  No Metálico. No hay una línea delantera de separación entre estos dos grupos. A los minerales, que presentan un brillo comprendido entre ambos tipos se le conoce algunas veces con el nombre de submetálico. Los términos que se emplean para describir el brillo de los minerales no metálicos son:  Brillo vítreo: semejante al que presenta el vidrio.  Resinoso: semejante al que presenta la resina.  Nacarado: presenta en brillo irisado como el de la perla (nácar)  Graso: Que parece estar cubierta con una ligera capa de aceite, sedoso semejante al que presenta la seda.  Adamantino: Semejante al que presenta el diamante - La fluorescencia y la fosforescencia: Los minerales que se hacen luminiscentes al ser expuestos a la acción de los rayos ultravioleta, rayos x o rayos catódicos se denomina fluorescentes. Si la luminiscencia continúa después de haber usado la fuente emisora se dice entonces que el mineral es fosforescente. ELÉCTRICAS:  La piezoelectricidad: Es la propiedad que presentan algunos minerales de generar pequeños impulsos eléctricos regulares con la presión. Normalmente esa presión se tiene que aplicar sobre unas direcciones determinadas. Un ejemplo el cuarzo.  Piroelectricidad: es la propiedad que presenta algunos minerales que generan pequeños impulsos eléctricos regulares con los cambios de temperatura. MAGNÉTICAS: Cuando un mineral es atraído por un imán se denomina magnético. Cuando un mineral se comporta tal como un imán se dice que presenta magnetismo. El magnetismo puede ser inducido por un campo magnético o por una corriente eléctrica, ahora bien no todo mineral magnético tiene porque presentar magnetismo. La magnetita es magnética y ha veces puede presentar magnetismo QUÍMICAS: - Densidad: Cada mineral tiene una densidad diferente. La densidad de un mineral se calcula dividiendo la masa entre el volumen que ocupa. Analice el siguiente ejemplo: La densidad de un mineral corresponde al peso que tiene un determinado volumen, y se expresa en unidades como (gamos/cm 3 ) o (ton/ m 3 ). La densidad se puede determinar por desplazamiento de agua en un vaso graduado cuando se agrega una cantidad conocida de mineral. Supongamos el siguiente caso. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 4 Dado que al agregar 280 gramos de mineral, el volumen ocupado dentro de la probeta ha aumentado en 100 cm 3 , la densidad del mineral es: Densidad Mineral = 280 gramos = 2,8 (gamos/cm 3 ) = 2,8 (ton/ m 3 ) 100 cm 3 Como el agua tiene una densidad de 1 (gamos/cm 3 ), es decir de 1 (ton/ m 3 ), el mineral del ejemplo es 2,8 veces “más pesado” que el agua. El valor numérico de la densidad se conoce como el “peso especifico” - La solubilidad en agua: Los minerales solubles pueden presentar gusto y olor. Por ejemplo la halita es salada, la silvina es salada y picante, la epsomita es amarga, etc. - La efervescencia con el ácido clorhídrico (HCl): Es la capacidad del mineral de reaccionar con este ácido y desprender burbujas de dióxido de carbono (CO2). Esta reacción resulta muy útil para identificar la calcita y la aragonita, que son los minerales básicos de las rocas calcáreas. - Polimorfismo: a veces, en la naturaleza se originan dos o más minerales con idéntica composición química pero con diferente simetría: son los minerales polimorfos. Así, el carbono puede cristalizar en el sistema cúbico (diamante) y en el hexagonal (grafito);el carbonato de calcio en el sistema hexagonal (calcita) y en el sistema rómbico (aragonito),etcétera. - Isomorfismo: En otros casos, los minerales cristalizan con la misma forma geométrica, aunque su composición química sea diferente; son los minerales isomorfos entre ellos se encuentra el grupo de los granates. - Pseudomorfismo: Algunos minerales presentan una forma cristalizada externa que no es propia de su estructura interna cristalina. El pseudomorfismo se puede producir por sustitución de un mineral por otro. Por ejemplo por alteración o por relleno de huecos o cavidades dejadas por un mineral anterior. - 2. Mena mineral: Una mena es un mineral del que se puede extraer un elemento, un metal generalmente, por contenerlo en cantidad suficiente para ser aprovechado. Así, se dice que un mineral es mena de un metal cuando mediante minería es posible extraer ese mineral de un yacimiento y luego mediante metalurgia obtener el metal de ese mineral. La mena sería el mineral y lo que sobra se llama ganga. 3. Minerales metálicos: Son los que sirven por obtener los metales. Generalmente no forman rocas y se encuentran en pequeñas cantidades, por lo cual hace falta hacer minas para llegar a ellos. Cuando se extraen generalmente salen unidos a fragmentos de rocas. Se denomina mena al mineral del cual se extrae el metal y ganga a la roca acompañante. A continuación se presentan una tabla de los principales minerales metálicos agrupados según el mineral que se obtiene de ellos. También se ha incluido el diamante por ser el mineral más apreciado de todos por su dureza belleza. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 5 4. Minerales no metálicos: Los minerales no metálicos son aquellos que no sirven por obtener metales. Los principales son; - Los silicatos (como el cuarzo, el feldespato ortosa, el feldespato albita, la mica biotita o mica negra, la mica moscovita o mica blanca y el olivino), - Los carbonatos (como la calcita y el aragonito), - Los sulfatos (como el yeso) y - Las sales (como la halita y la silvina). La mayoría de estos minerales se encuentran asociados a otros minerales constituyendo rocas por lo cual reciben el nombre de minerales petrogenéticos. En este sentido los principales son los silicatos, puesto que son los que forman la mayoría de las rocas que forman las montañas (forman rocas como el granito, el pórfido, el basalto y las arcillas). Después están los carbonatos puesto que la calcita es el principal mineral de la roca caliza de la cual también están formadas muchas montañas. 5. Roca: Es un sólido natural constituido por un asociación de minerales (petróleo no es un roca estricta pero en geología se la considera como roca). Termino cristalino que se aplica a un sólido que tiene una distribución ordenada de sus átomos. Mientras que el término cristal se aplica a sustancias cristalinas que externamente desarrollan una forma geométrica regular limitada pro caras planares. Ley o grado: Es una medida de la calidad de cualquier flujo de mineral o pulpa, la cual se define por: Las leyes o ensayes se expresan como un porcentaje del metal que representa la cantidad de metal como mineral. Ejemplo: Una reserva geológica demostrada, entrega datos sobre un yacimiento de características mineralógicas del tipo pórfido cuprífero, con las siguientes asociaciones mineralógicas: – FeS2. 53,4% de azufre y un 46,4% de hierro. (Pirita) Densidad = 4.95 t/m 3 – CuFeS2 Cu 34.6% Fe 30.4 S 35% (calcopirita) Densidad = 3,3 t/m 3 Los recursos demostrados fueron de 100000TM, de las cuales solo será posible extraer el 82%, del mineral extraído se contempla que el 60% corresponde a pirita y el 40% a calcopirita. Calcule la ley de cada especie en el yacimiento y la cantidad metálica (Cu, Fe) que se podrá extraer. LEY DE CADA ESPECIE En el yacimiento hay: 100000 X 0,6 X 0,464 = 27840t de Fe presentes en la Pirita 100000 X 0,4 X 0,304 = 12160 de Fe presente en la calcopirita LEY Fe = (27840 + 12160 /100000) X 100 = 40% Fe Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 6 En el yacimiento hay: 100000 X 0,40 X 0,346 = 13840t de Cu presentes en la Calcopirita LEY Cu = (13840 / 100000) X 100 = 13,84% Cu Tonelaje a extraer: 100000t X 0,82 = 82000t De las cuales la cantidad de pirita es: 82000 t X 0,60 = 49200t; el metal contenido es hierro, en una proporción igual al 46,4% por lo tanto el hierro extraído será: 49200t X 0,464 = 22828,8t La cantidad de calcopirita a extraer será: 82000t X 0,40 = 32800t; el hierro esta contenido en este mineral en una proporción igual al 30,4%, por lo tanto el hierro extraído será: 32800t X 0,340 = 11152t Además hay presente en este yacimiento una cierta cantidad de Cu, por lo tanto su extracción será igual a: 32800 X 0,346 = 11348,8t CANTIDAD TOTAL DE METAL EXTRAIDO: Fe 22828,8t + 11152t = 33980t Cu 11348,8t APLICACIÓN: ACTIVIDAD N° 1 OBJETIVOS: - Observar algunas de las propiedades físicas de los minerales. - Reconocer y clasificar minerales por medio de sus propiedades físicas. - Utilizar claves dicotómicas sencillas para la clasificación de los minerales. MATERIAL NECESARIO Minerales: Minerales nativos (azufre nativo, cobre nativo), Óxidos (hematita, magnetita), Haluros (halita, fluorita, atacamita), y Carbonatos (calcita, malaquita y azurita). - Moneda, llave, vidrio y/o cortapluma - Placa de porcelana - Ácido clorhídrico - Imán Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 7 MÉTODO: 1. Toma un mineral y realiza con él las pruebas de las propiedades físicas. 2. Anota los resultados en las fichas adjuntas. 3. Realiza el mismo proceso con cada uno de los minerales indicados más arriba. NOMBRE DUREZA COLOR RAYA BRILLO EXFOLIACION OTRAS PROPIEDADES COMPOSICION QUÍMICA DESARROLLO DE EJERCICIOS OBJETIVOS: - Identifica conceptos básicos de mineral, mena mineral y metales metálicos y no metálicos - Determinar contenido de elementos útiles y ganga presente, de acuerdo a la composición de diferentes especies minerales y su abundancia en recursos explotables. 1. Calcular la cantidad de metal en toneladas, contenido en: EJEMPLO: 2 % Cu, en 100 t de mineral de cabeza (2 t de Cu). Esto es: 100 t x 2/100 = 2 t de Cu a) 1 t de Calcopirita, cuya composición química es: CuFeS 2 con: 34.6% de Cu, el 30.4% de Fe y el 35% de S b) 100 t de mineral de cabeza que ensaya 12 Oz Ag/t c) 500 kg de Calaverita cuya fórmula química es: AuTe 2 , con: 56,44% de Te y 43,56% de Au Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 8 d) 1800 Kg de Crisocola (Cu, Al) SiO3nH 2 O, la cual presenta la siguiente composición (peso molecular de la fórmula empírica dividido por las sumas de los pesos atómicos de cada elemento para obtener el porcentaje de cada uno de ellos): 2.05 % Al 3.88 % Al 2 O 3 33.86 % Cu 42.39 % CuO 17.10 % Si 36.59 % SiO 2 1.92 % H 17.14 % H 2 O 45.06 % O e) 300 t de un mineral de cobre que contiene 0,78 % de Cu, 8,5 gramos por tonelada de oro, 32,8 gramos por tonelada de plata y 180 ppm de molibdeno. 2. Se tienen 100 toneladas de Calcopirita, mineral de cobre cuya composición química indica que: - Contiene el 34.6% de cobre, el 30.4% de hierro y el 35% de azufre. Según lo planificado para su proceso productivo indica que la operación mina permitirá extraer solo el 90% del yacimiento, de acuerdo a esta información indique cuántas toneladas del elemento útil, presente en el mineral se podrá extraer. 3. Los estudios de exploración de un yacimiento indican, que corresponde a un manto horizontal cuya mineralización se compone de limonita, galena, cuarzo y pirita. La composición química de estas especies es la siguiente: El cuerpo mineralizado tiene 120 m de largo, 40m de ancho y una potencia de 10 metros, dentro de lo cual, se supone que el 15% del yacimiento se compone de limonita, un 20% de galena, 45% de pirita y la fracción restante a cuarzo. En función a esta información determine el tonelaje total de Fe a extraer, si consideramos una extracción al 100%. 4. En una reserva geológica demostrada se encuentra un yacimiento de características mineralógicas del tipo pórfido cuprífero, con las siguientes asociaciones mineralógicas: – FeS2. 53,4% de azufre y un 46,4% de hierro. (pirita) – CuFeS2 Cu 34.6% Fe 30.4 S 35% (calcopirita) – Cu2+2Cl(OH)3 14.82% de Cu, 56.01% de CuO, 16.55 de Cl y 12.69% de H2O. (Atacamita). Los recursos demostrados fueron de 250000TM, de las cuales solo será posible extraer el 82%, del mineral extraído se contempla que el 60% corresponde a atacamita, el 25% a calcopirita y el porcentaje restante a pirita. Calcule la cantidad metálica (Cu, Fe) que se podrá extraer. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 9 PROCESOS PRODUCTIVOS, FUNDAMENTO TEÓRICO. Introducción En los diferentes procesos de producción, se presenta la necesidad de separar los componentes de una mezcla en fracciones, de describir los sólidos divididos y predecir sus características. Uno de procesos de mayor importancia es el de las separaciones mecánicas que comprenden Filtración, Sedimentación y Tamizado (Análisis Granulométrico). Estas separaciones son aplicables a mezclas heterogéneas y se basan en las diferencias físicas de las partículas, entre las que están el tamaño, la forma y la densidad. Son numerosas las operaciones en la industria que ameritan un desmenuzamiento de los sólidos, una trituración, una molienda, etc. La trituración es un proceso muy ineficaz ya que del total de la energía utilizada en el proceso, solo una pequeña porción es utilizada en la obtención de superficies más pequeñas del sólido. Cuatro variables del equipo afectan los resultados del proceso: a) La abertura de alimentación: Introduce el material en una trayectoria tangencial hacia la cámara de trituración. b) Perfil de los componentes de trituración: Ayuda a determinar el grado de reducción basado en el material por procesar. c) Mecanismos de ruptura: Fuerzas ejercidas para provocar la fragmentación d) Velocidad de trabajo: Permite regular la salida de partículas dentro de su rango de tamaño. Vamos a entender entonces la reducción de Tamaño como la operación unitaria en la que el tamaño medio de los alimentos sólidos es reducido por la aplicación de fuerzas de impacto, compresión, cizalla (abrasión) y/o cortado. La compresión se usa para reducir sólidos duros a tamaños más o menos grandes, el impacto produce tamaños gruesos, medianos y finos, la frotación o cizalla, produce partículas finas y el cortado se usa para obtener tamaños prefijados. Siendo esta operación una variable critica en el procesamiento de minerales, principalmente por las siguientes razones: a) Facilita la extracción de un constituyente deseado que se encuentre dentro de la estructura del sólido. b) Se pueden obtener partículas de tamaño determinado cumpliendo con un requerimiento específico del proceso c) Aumento de la relación superficie-volumen incrementando la velocidad de extracción de un elemento deseado, etc. d) Si el tamaño de partículas de los productos a mezclarse es homogéneo y de tamaño más pequeño que el original, la mezcla se realiza más fácil y rápido. La trituración es también denominada desintegración y las maquinas que la producen trituradoras, desintegradoras, quebrantadoras, machacadoras o chancadoras según los diversos autores. Los objetivos de los procesos de conminución (trituración y molienda) son tres: Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 10 a) Liberación del mineral valioso de la ganga antes de las operaciones de concentración. b) Incrementar la superficie especifica de las partículas, por ejemplo, para acelerar la velocidad de reacción en los procesos de lixiviación, flotación, etc. c) Producir partículas de mineral o cualquier otro material de tamaño y forma definidos Por lo general, las operaciones de conminución en las plantas de concentración de minerales se caracterizan por su elevado consumo de energía en comparación a otras operaciones y son ineficientes desde el punto de vista de la utilización de la energía entregada a los equipos de conminución. Figura N°1. Liberación. LIBERACION. Como se ha indicado anteriormente, el mineral valioso se encuentra diseminado y asociado a la ganga y para poder liberarlo o desprenderlo de la ganga, la MENA es sometida progresivamente y por etapas a operaciones de conminución de las cuales se obtienen partículas de menor tamaño. De estas últimas se pueden distinguir dos tipos de partículas: a) Partículas libres, son aquellas que están constituidas por una sola fase Mineralógica, ya sea mineral valioso o ganga. b) Partículas mixtas, son aquellas que están constituidas por dos o mas fases Mineralógicas. Tamaños de Partículas Tanto el mineral o roca extraído de cantera como el que a sufrió una o más etapas de reducción, se puede clasificar de acuerdo a su tamaño. En general, se clasifican de la siguiente forma: Material grueso: trozos de un tamaño mayor a 75 cm (30"). Material mediano: trozos de un tamaño de 10 a 75 cm (4" a 30"). Material fino: trozos de un tamaño menor a 10 cm (4"). Por otra parte, según el tamaño que tienen las partículas a la salida de las maquinas de desintegración, se pueden distinguir las distintas etapas de trituración y molienda. Seguidamente se detallan las mismas: Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 11 a) Trituración (desintegración gruesa) Trituración gruesa – tamaños de partículas de salida: 15 cm (6"). Trituración mediana – tamaños de partículas de salida: entre 3 y15 cm (1¼" a 6"). Trituración fina – tamaños de partículas de salida: entre 0.5 y 3 cm (1/5" a 1¼"). b) Molienda (desintegración fina) Molienda gruesa – tamaños de partículas de salida: entre 0.1 y 0.3 mm. Molienda fina – tamaños de partículas de salida: menores de 0.1 mm. La trituración gruesa, mediana y fina corresponden, prácticamente, a la primera, segunda y tercera etapa de trituración; mientras que la molienda gruesa y fina corresponden a las etapas primaria y secundaria de la molienda. Los tamaños de partículas se establecen en base a los diámetros de las mismas, para un trozo de material se puede determinar, midiendo el ancho, espesor y largo del mismo, la media aritmética o geométrica del diámetro de acuerdo a las siguientes expresiones: En realidad, los trozos de materiales constituyen conjuntos de diversos tamaños, por consiguiente resultaría imposible, desde el punto de vista industrial, practicar las mediciones señaladas anteriormente. En la industria, lo que se hace es clasificar los trozos con una serie de tamices y, de acuerdo a los tamaños de los agujeros de los tamices, se le equiparan a las partículas dichos tamaños según pasen o no cada tamiz. Posteriormente, el tamaño medio de la muestra se calculara con la siguiente expresión: Donde: D: diámetro medio de las partículas. Di: tamaños de los agujeros de cada tamiz. ki: cantidades (en peso) de partículas que pasan cada tamiz. Grado de Desintegración El coeficiente de reducción que se obtiene en las maquinas de trituración (trituradoras) o de molienda (molinos) se denomina grado de desintegración y se define como la relación entre los tamaños de las partículas a la entrada y salida de la maquina. El grado de desintegración se expresa de la siguiente manera: Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 12 Ejemplo: Determine el grado de desintegración de un circuito de reducción de tamaño grueso (chancado) en tres etapas, con un setting de descarga del equipo en ¾” 60” = 7,5 8” El grado de desintegración en trituración se encuentra acotado entre 2 y 15. En molienda, el grado de desintegración es mayor o igual a 100. Circuitos básicos de reducción de tamaño. Por lo general estas etapas forman circuitos, los que permiten clasificar el material por tamaño y así procesar el material que necesita ser reducido y recircular el que no cumple con las especificaciones o tamaño deseado. Existen tres tipos básicos de circuitos: a) circuito abierto b) circuito cerrado c) circuito de pre -clasificación. La reducción de tamaño se representa en una o varias etapas, y la clasificación representa la separación de partículas basado en su tamaño. En un circuito abierto no existe recirculación de material. Esto supone que la alimentación y el producto no tienen una distribución de tamaño significativa o que la distribución del tamaño no juega un papel importante en el proceso. En un circuito cerrado, todo el producto debe cumplir ciertas características de tamaño. Aquellas partículas que no cumplen con el tamaño deseado (oversize) son recirculadas al (los) equipo(s) de reducción de tamaño. Si la alimentación tiene una gran distribución de tamaño, entonces es posible pre - clasificar la alimentación de modo que solo se procese el material que no cumple con las especificaciones de tamaño. Esto se logra con un circuito de preclasificación. Una variedad de circuitos pueden ser generados por combinación de los circuitos básicos. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 13 Figura 2 Circuitos básicos de reducción de tamaño Figura 3 Circuito de trituración de dos etapas Figura 4 Circuito de trituración de tres etapas TRITURADORAS Existe una gran cantidad de trituradoras de distinto tipo, las que permiten efectuar el trabajo de desintegración en la preparación de rocas y minerales. Conforme al tipo de trituradora y a los esfuerzos a los que someten a las rocas se utilizan unas u otras con sus ventajas técnico- económicas propias de cada una. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 14 Seguidamente se consideraran solo aquellas que se estiman más importantes y de aplicación mas generalizada. En el cuadro siguiente se detallaran los tipos de trituradora a considerar: TRITURADORAS De mandíbulas De acción periódica De acción continua De cilindros Fijos Móviles De martillos Rígidos (fijos) Locos o articulados La clasificación anterior se hace basándose en el elemento de las máquinas que efectúa la desintegración, mandíbulas, cilindros o martillos. Las chancadoras se clasifican de acuerdo al tamaño del mineral tratado que es: a) Chancadora Primaria.- La cual tritura tamaños enviados directamente de las minas (rocas de un máximo de 60”) hasta un producto de 8” a 6”. En este tipo se usan mayormente las chancadoras de Quijadas o Mandíbula. b) Chancadora Secundaria.- Que toma el producto de la chancadora primaria y lo reduce a productos de 3” a 2”. En este tipo se usan las chancadoras Giratorias o de Cono. c) Chancadora Terciaria.- Que toma el producto de la chancadora secundaria y lo reduce a fragmentos de 3/4”, 1/2”, 3/8” y 1/4”; los cuales se envían a un molino de barras o bolas según sea el caso. En este tipo se usan las chancadoras Giratorias o de Cono. Trituradoras de Mandíbulas Las trituradoras de mandíbulas comprenden las denominadas de acción periódica, conocidas, generalmente como “Trituradoras de mandíbulas” y las de acción continua, llamadas mas comúnmente “Trituradoras giratorias” o “Trituradoras cónicas”. Ambos tipos de trituradoras de mandíbula trabajan (desintegran) fundamentalmente por el efecto de aplastamiento (compresión) y, en menor grado, por la flexión, predominando este ultimo efecto mas en las de acción continua. Estas trituradoras se denominan de mandíbulas pues desintegran rocas y minerales en forma similar a la masticación que ejerce el ser humano sobre los alimentos. Las trituradoras de mandíbulas (nos referiremos en adelante a las de acción periódica en estos términos), se utilizan principalmente para la desintegración de material grueso, produciendo material irregular, puntiagudo y con aristas. Generalmente se utilizan en trituración primaria y, eventualmente, en trituración secundaria. Trituradoras de Acción Periódica. Trituradoras de Mandíbulas Existen cuatro tipos de trituradoras de mandíbulas: las de doble efecto (tipo Blake), las de simple efecto (tipo Dalton), la tipo Lyon y la tipo Dodge. Las dos primeras son de uso más generalizado. Trituradoras tipo Blake (Doble efecto) La trituradora tipo Blake cuenta con dos mandíbulas (ver Figura N°4), una fija (7) y una móvil (5), que son las que producen la desintegración de las rocas con un movimiento de masticación. La mandíbula móvil se acerca y aleja de la fija pivoteando en un punto superior de suspensión (10). El movimiento de la mandíbula se logra por el accionamiento de un motor, que se acopla a través de correas, con un eje (1). En forma excéntrica al eje (2) va acoplada una biela (3) que merced a la excentricidad, sube y baja. Dicha biela, en su parte inferior tiene una articulación, a las que van unidas dos riostras (4) (o placas riostras). Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 15 Dichas riostras se unen, en el extremo opuesto a la articulación, una a la mandíbula móvil (en su parte inferior) y la otra a un apoyo fijo. Al subir la biela, arrastra hacia arriba las riostras, horizontal izándolas y haciendo mover el extremo inferior de la mandíbula móvil hacia la fija. Cuando la biela baja, arrastra a las riostras hacia abajo y la mandíbula móvil se aleja de la fi ja. De esta forma, alternativamente, la mandíbula móvil se acerca y aleja de la fija. Cuando se acerca comprime las rocas que se encuentran en el interior de la maquina; cuando se aleja las piedras van cayendo por gravedad. Las rocas a triturar ingresan por la boca de carga, en la parte superior (9) y salen de la maquina por la parte inferior (8) por gravedad. Durante su recorrido se van desintegrando. Figura N° 5 Esquema Trituradora tipo Blake. Las principales partes de las maquinas son las siguientes: a) Las mandíbulas, que cuentan con placas de recubrimiento llamadas placas de trituración (6), Que pueden ser lisas u onduladas (estas permiten ejercer el esfuerzo de flexión sobre las rocas). b) El eje (1), que cuenta en un extremo con una polea (donde se acoplan las correas que transmiten el movimiento del motor al eje) y en el extremo opuesto con un volante de gran masa que ejerce la función de acumulador de energía, cuando la mandíbula móvil se aleja de la fija (no tritura), la que devuelve cuando la móvil se acerca a la fija (tritura). c) La biela, que transmite el movimiento del eje a las riostras que mueven la mandíbula móvil. Las riostras, además de transmitir el movimiento, sirven como fusibles del sistema. Tienen algún punto de la pieza de menor resistencia que el conjunto que hace que cuando la maquina realice un esfuerzo superior al previsto en su dimensionamiento, se rompa la riostra en su punto débil y evite la rotura de la maquina. La abertura de salida del material (8) (abertura de cierre), puede regularse acortando o alargando la riostra que esta unida al apoyo fijo. La abertura de cierre tiene dos tamaños extremos, la denominada abertura de cierre mínimo (es el momento en que el giro del eje hace que la mandíbula móvil este mas cerca de la fija) y la abertura de cierre (máximo) que es cuando el eje giro 180° de la anterior posición, es decir, cuando la mandíbula móvil esta mas alejada de la fija. Las rocas trituradas saldrán en una diversidad de tamaños acotados por las aberturas de cierre mínimo y máximo. En general, cuando nos referimos en adelante al término “abertura de cierre” nos estaremos refiriendo a la abertura de cierre mínimo que es la que habitualmente se mide. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 16 En la medida que se varia en una maquina la abertura de cierre, se estarán variando los tamaños de salida de sus productos y, por consiguiente, su grado de desintegración. Las maquinas tendrán distintas curvas granulométricas del material producido, uno por cada abertura de cierre empleada. El bastidor de la trituradora esta formado por una especie de cajón rectangular que puede estar construido en fundición de alta resistencia, de acero moldeado o de chapas y perfiles laminados y soldados. Las mandíbulas están protegidas por placas de trituración (placas de desgaste) y construidas en acero al manganeso, las que se remplazan periódicamente en función del desgaste. El resto de las piezas suelen ser construidas en acero moldeado o acero duro. El eje suele ir montado sobre cojinetes de rodillos. El numero de compresiones varia entre 50 y 750 por minuto, siendo los valores más comunes entre 150 y 300. Las velocidades de compresión están entre 0,20 y 0,50 m/seg. Trituradoras tipo Dalton (de simple efecto) La trituradora tipo Dalton difiere de la anterior en que la mandíbula móvil va montada directamente sobre un balancín que esta suspendido en la parte superior por el eje, excéntricamente y el movimiento esta dado por el motor. En la parte inferior, el balancín tiene una articulación a la que va unida una placa riostra, la que en el extremo opuesto va unida mediante otra articulación a un apoyo fijo (ver Figura N°5). El movimiento de la mandíbula móvil es circular, alejándose y acercándose a la fija y subiendo y bajando. El mecanismo de esta trituradora es mucho más simple y directo que en el caso de la tipo Blake, por lo que el rendimiento es mejor. Por otra parte esta trituradora cuenta también con la polea y el volante montados sobre el eje, las placas de trituración, etc., en forma análoga a la tipo Blake. Figura N°5. Esquema Trituradora tipo Dalton. Trituradora de excéntrica y leva (tipo Lyon) Es una trituradora similar a la tipo Blake, con la diferencia de que el movimiento es realizado por una excéntrica que mueve una leva y esta a través de una placa de articulación moviliza a la mandíbula móvil que esta suspendido de la parte superior (ver Figura N°6). Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 17 Figura N°6. Esquema Trituradora tipo Lyon Trituradora de abertura constante (tipo Dodge) En esta trituradora el eje de la mandíbula móvil se encuentra en la parte inferior, lo que hace que la abertura permanezca constante y, por lo tanto, la mandíbula tiene su máxima desplazamiento en la parte superior. Solamente se utilizan para trabajos de laboratorio (ver Figura N°7). Figura N°7. Esquema Trituradora tipo Dodge 1.- Trituradoras de Acción Continúa. 2.- Trituradoras Giratorias o Cónicas Existen dos tipos fundamentales de trituradoras giratorias: las denominadas de eje vertical y apoyo superior, y las de eje vertical y apoyo inferior. Trituradora de eje vertical y apoyo superior Esta trituradora cuenta con una mandíbula fija anular, con sus correspondientes placas de trituración, y una mandíbula móvil, en forma de cono, con la base en la parte inferior. El cono triturador, va montado sobre un eje vertical el que tiene una articulación en su parte superior. La parte inferior del eje va montada excéntricamente a una corona dentada, la que gira merced al accionamiento de un motor, a través de un eje y un piñón (ver Figura N°8). Como consecuencia del giro de la corona, que el eje es excéntrico respecto a la misma y, además, del apoyo articulado superior, el eje y, por consiguiente el cono triturador, describen un movimi ento cónico, con base en la corona y vértice en el apoyo superior. De esta forma el cono triturador se va acercando y alejando en forma continua de la mandíbula fija y triturando el mineral. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 18 Este se alimenta por la parte superior, por la boca de entrada y sale de la maquina por gravedad en la parte inferior, por la abertura de salida. En razón del movimiento del cono triturador, la maquina a cada instante tendrá dos aberturas de entrada extremas, una máxima y una mínima y otras tantas de salida, la de cierre máximo y de cierre mínimo. En la Figura N°9 se ha detallado el corte A-A, donde se puede observar como trabaja el cono triturador ejerciendo una fuerza sobre las piedras, mientras que la mandíbula fija ejerce las reacciones, por lo que la piedra es sometida a un esfuerzo de flexión y se rompe, luego sigue apretando el cono sobre la piedra y ejerce un esfuerzo de compresión, que es el mas importante, apretándola contra la mandíbula fija. En estas trituradoras, al igual que en las de mandíbulas, el esfuerzo que prevalece en la rotura de las rocas es el de compresión, pero el de flexión es más importante que en las trituradoras de mandíbulas. Estos trituradores se fabrican en distintas dimensiones que la permiten trabajar en las tres etapas de trituración: primaria, secundaria y terciaria. Los materiales utilizados son similares a los que se emplean en las trituradoras de mandíbulas. En algunos casos la transmisión del motor se hace a través de correas que acoplan el eje con la polea. Figura Nº 8 Acción de chancado en un Chancador giratorio Figura N°9 Esquema Trituradora giratoria de eje vertical y apoyo superior Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 19 Trituradora de eje vertical y apoyo inferior Esta trituradora cuenta con una mandíbula fija y con un cono triturador en forma de hongo que va montado sobre un eje que se encuentra ligeramente inclinado respecto a la vertical. En la parte inferior el eje se apoya sobre una corona la que gira por la acción de motor acoplado a un piñón. La inclinación del eje hace que el cono triturador se acerque y se aleje de la mandíbula fija, y de esta forma puede triturar las rocas. La boca de entrada esta en la parte superior y la de salida del material en la inferior. Estas trituradoras se utilizan para efectuar la trituración secundaria y terciaria. Figura Nº 10 Esquema Trituradora giratoria de eje vertical y apoyo inferior Trituradoras de Cilindros Existen diversas clases de trituradoras de este tipo, que consiste en dos cilindros del mismo diámetro que giran en sentido opuesto como se indica en la Figura N°11. El material es tomado por ambos cilindros y es apretado entre ellos para efectuar la trituración. Los cilindros giran accionados por un motor y el acople entre ambos se hace a través de ruedas dentadas. Los cilindros pueden ser lisos, estriados o dentados. Para que el material a triturar pueda ser procesado, se requiere que el tamaño de los trozos sea menor que la veinteava parte del diámetro de los cilindros pues en caso contrario el material no es tomado y pasado a través de los cilindros Existen diversas maquinas, según los cilindros tengan sus ejes en puntos, o si uno de los cilindros es móvil, en cuyo caso el eje móvil esta sujeto por fuertes resortes que le impiden su desplazamiento durante la operación de trituración. También hay maquinas que tienen los dos ejes móviles. Estas trituradoras se utilizan normalmente en trituración terciaria. Figura N°11 Esquema Triturador de cilindros. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 20 Trituradora de Martillos Las trituradoras de martillos (percusión o impacto) actúan por efecto de impacto sobre el material a desintegrar. Suelen utilizarse para trituración secundaria, aunque los grandes trituradores de impacto también se usan para trituración primaria. Existen dos tipos de trituradoras de martillo, la de martillos fijos (o rígidos) y la de martillos locos (o articulados). En la Figura N°12 puede verse un esquema de la trituradora, que cuenta con una cámara de desintegración, con una boca de entrada del material en la parte superior y una boca de descarga cerrada por una rejilla. En el interior de la cámara hay un eje, que gira a gran velocidad y perpendicularmente a él van montados rígidamente los elementos de percusión (martillos). El material a triturar ingresa por la boca de entrada y por gravedad cae al interior de la cámara de desintegración, donde es golpeado por los martillos, choca contra la cámara de desintegración, nuevamente es golpeado por los martillos y así sucesivamente hasta que alcanza un tamaño tal que puede pasar por la rejilla de la descarga. Este es el caso de la trituradora de martillos fijos. En el caso de los martillos locos, los mismos se encuentran unidos al eje mediante una articulación y, por la fuerza centrifuga que se genera al girar el eje, se posicionan perpendicularmente en posición de trabajo. El tamaño de salida de los materiales triturados puede variarse cambiando la rejilla de salida. Figura Nº 12 Esquema triturador de martillos. TRITURADORAS CÓNICAS. La trituradora cónica, es una trituradora giratoria modificada. La diferencia principal es que el eje y cono triturador no están suspendidos del spider sino que están soportados por un descanso universal ubicado por debajo. Además, como ya no es necesaria una gran abertura de alimentación, el cono exterior ya no es abierto en la parte superior. El ángulo entre las superficies de trituración es el mismo para ambas trituradoras, esto proporciona a las trituradoras cónicas una mayor capacidad. El tipo de trituradora cónica mas utilizada es la Symons, la cual se fabrica en dos formas: Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 21 a) Trituradora cónica Symons Standard, normalmente utilizada en la trituración secundaria. b) Trituradora cónica Symons de cabeza corta, utilizada en la trituración fina o terciaria. En comparación con otros tipos de trituradoras, las trituradoras de cono Symons tienen características de excelencias en trituración, de alta producción y bajo mantenimiento. El largo brazo de la fuerza diseñada en cono proporciona mayor fuerza de aplastamiento. Y el sistema de engranajes genera más fuerza que otros por lo tanto su uso en la i ndustria de minas se ha difundido ampliamente. Figura N° 13 Figura Nº 14 Esquema trituradora cónica Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 22 CARACTERÍSTICAS GENERALES DE LAS TRITURADORAS A título ilustrativo, en el siguiente cuadro, se dan las características salientes de las trituradoras. Se han tomado en este caso trituradoras de grandes tamaños, si bien es cierto reconocer que los distintos tipos cuentan con una variada gama de tamaños y capacidades de producción. Trituradoras – Características principales (Tamaños grandes) Trituradora De Mandíbulas Giratorias (cónicas) De Cilindros De Martillos (Impacto) Tipo Blake Dalton Apoyo Superior Apoyo inferior Fijos Locos Usada mas frecuentemente en trituración Primaria Secundaria Primaria Secundaria Terciaria Secundaria Terciaria Secun - daria Secun - daria Capacidad de producción (ton/h) 600 - 900 200 5000 (*) 450 130 120 120 Potencia máxima del motor (HP) 220 90 1000(*) 300 40 150 40 Tamaño de la trituradora (m) Alto: 5 Largo: 5.4 Ancho: 3. Alto: 3.3 Largo: 3.8 Ancho: 2.2 Alto: 12 Diam.: 6 (*) Alto: 5 Diam.: 5 Alto: 1.7 Largo: 3.7 Ancho: 1.1 Alto: 2.0 Largo: 1.6 Ancho: 1.8 Alto: 2.7 Largo: 3.0 Ancho: 3.0 (*) Datos correspondientes a una trituradora giratoria primaria (**) Cifras entre paréntesis expresados en pulgadas MOLIENDA DE MINERALES ANTECEDENTES La molienda de minerales es la última etapa en el proceso de conminución de las partículas, en consecuencia, se puede definir como una operación metalúrgica unitaria principal, que efectúa la etapa final de reducción de tamaño de las partículas de mena hasta rangos donde se alcanza la liberación del mineral valioso de la ganga, bajo consideraciones técnicas y económicas (figura 1). Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 23 De acuerdo a esto, la molienda óptima es aquella malla de molienda en la cual la recuperación del mineral valioso es tal que los beneficios económicos son máximos, al ser concentrados. Partícula de mineral liberado Ganga Partículas no liberadas Mineral con partículas de mineral no liberadas antes de la Molienda Mineral después de la molienda Figura 15 Proceso de molienda-liberación De otro lado, diremos que la molienda es la etapa previa a los procesos de concentración por flotación, separación gravimétrica, separación magnética, lixiviación, etc. por lo tanto, deberá preparar al mineral adecuadamente en características tales como liberación (o grado de liberación), tamaño de partícula o propiedades superficiales, cuya malla de control dependerá de muchos factores, entre otros, tales como: La dispersión y amarre del mineral valioso con la ganga. Proceso de separación subsiguiente a que se someterá la mena. Mecanismo de fractura (impacto y abrasión). Molienda en seco o en suspensión en agua (en húmedo). Esta operación de molienda, consiste en la reducción de las partículas entre 250 y 5 mm a tamaños entre 300 y 10 m, con radios de reducción altos, entre 800 y 500, aplicando fuerzas de cizallamiento, compresión, atricción, impacto y abrasión. La finalidad importante de la molienda radica en primer lugar en lograr un grado de liberación adecuado dentro de límites debidamente preestablecidos, para conseguir una eficiente recuperación de la parte valiosa de la mena, como concentrado y de la parte no valiosa o ganga, para ser debidamente empleada en el relleno hidráulico o su deposición en canchas de relaves. En segundo lugar, trata de establecer una eficiente relación entre la energía mecánica consumida y el tamaño de partícula obtenido, traducido en costos de operación, que en esta sección suelen ser los más altos. Ello conlleva a no moler la mena más allá de la malla que se justifique económicamente. En forma general, distinguimos tres grados de molienda: 1. Molienda gruesa : Producto de 3-2 mm a 0,5 mm. 2. Molienda media : Producto de 0,5 mm a 0,1 mm. 3. Molienda fina : Producto inferior a 0,1 mm. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 24 MÁQUINAS DE MOLIENDA DE MINERALES EN HÚMEDO Las máquinas en las que se lleva a cabo esta operación se denominan “molinos” que generalmente son cilindros rotatorios protegidos o revestidos interiormente con forros de material de alta resistencia al impacto y abrasión, el cual se carga una fracción de su volumen (40 a 50%) con mineral y los elementos moledores (barras, bolas, guijarros, pebbles, etc.) y que al girar, se produce el levantamiento e impacto de la masa molturadora sobre el mineral, produciéndose la reducción de tamaños, cuyo correcto control será la llave de un buen procesamiento de minerales en términos de calidad del producto y recuperación del metal valioso. Los más utilizados en el ámbito industrial son: los de Bolas y Barras, y los de Rodillos en la industria del cemento. Esquemáticamente pueden concebirse como un cilindro horizontal que gira y en su interior se encuentran los elementos moledores, los cuales se mueven libremente; el material a moler ingresa por un extremo del cilindro, es molido por fricción y percusión de los elementos moledores y sale por el extremo opuesto. PARTES DE UN MOLINO Las partes de un molino se muestran en la figura 2 y son: 1. Casco o carcasa (Shell). 2. Muñón de alimentación. 3. Chumaceras. 4. Tapas unidas al muñón de entrada y salida. 5. Forros o blindaje. 6. Mecanismo de accionamiento. (piñón y catalina) 7. Muñón de descarga. 8. Pernos de anclaje de los forros al casco. 9. Ventana de inspección o de descarga 10. Cuchara de alimentación (scoop feeder) 11. Tromel. No todos los molinos lo llevan. 12. El motor-reductor. Alimento Cucharón alimentador Muñon de entrada C h u m a c e r a Tapa Casco Catalina Muñón de descarga Tromel Piñón Reductor Motor Figura 16 Partes de un molino cilíndrico Chumaceras. Son el soporte del molino y la vez la base sobre la que gira el molino. Piñón y catalina. Son los engranajes que sirven como mecanismo de transmisión de movimiento. El motor del molino acciona un contra-eje al que está adosado el piñón, este es encargado de accionar la catalina la que proporciona movimiento al molino, dicha catalina es de acero fundido con dientes fresados debidamente engrasados. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 25 Cuerpo o casco del molino o Shell. El casco del molino está diseñado para soportar impactos y carga pesada, es la parte más grande de un molino y está construido de planchas de acero forjadas y soldadas. Tiene perforaciones para sacar los pernos que sostienen el revestimiento o forros. Para conectar las cabezas de los muñones tiene grandes flanges de acero generalmente soldados a los extremos de las placas del casco. En el casco posee aberturas con tapas llamadas manholes para poder realizar inspección de la carga de las bolas, inspección de las chaquetas y para el reemplazo de las chaquetas y de las rejillas de los molinos. El casco de los molinos esta instalado sobre dos chumaceras o dos cojinetes macizos esféricos Tapas. Soportan el casco y están unidos al trunión Forros o Chaquetas. Sirven de protección del casco del molino, resiste al impacto de las bolas así como de la misma carga, los pernos que los sostienen son de acero de alta resistencia a la tracción forjados para formarle una cabeza cuadrada o hexagonal, rectangular u oval y encajan convenientemente en las cavidades de las placas de forro. Sirven además para levantar la carga hasta la altura diseñada. Trunión de descarga. Es el conducto de descarga del mineral en pulpa, por esta parte se alimenta las bolas, sobre la marcha. Trunión de alimentación. El cual en algunos molinos está provisto de un cucharón de alimentación o scoop feeder, el cual sirve para alimentar el mineral al molino. Trommel. Desempeña un trabajo de retención de bolas especialmente de aquellos que por excesivo trabajo han sufrido demasiado desgaste. De igual modo sucede con el mineral o rocas muy duras que no pueden ser molidos completamente, por tener una granulometría considerable quedan retenidas en el trommel. De esta forma se impiden que tanto bolas como partículas minerales muy gruesas ingresen al clasificador o bombas. Ventana de inspección. Esta instalada en el cuerpo del molino, tiene una dimensión suficiente como para permitir el ingreso de una persona, por ella ingresa el personal a efectuar cualquier reparación en el interior del molino. Sirve en ocasiones para cargar bolas nuevas (carga completa) así como para descargarlas para restaurar el collar y las condiciones en las que se encuentra los blindajes. Rejillas de los molinos. En los molinos se instalan unas rejillas destinadas a retener los cuerpos trituradores y los trozos de mineral grueso, durante el traslado del mineral molido a los dispositivos de descarga. Para dejar salir el mineral molido, el muñón de descarga, esta separado del espacio de trabajo por parillas dispuestas radialmente con aberturas que se ensanchan hacia la salida. El mineral molido pasa por las parillas, es recogido por las nervaduras, dispuestas radialmente y se vierte fuera del molino por el muñón de descarga. Las parillas y las nervaduras se reemplazan fácilmente cuando se desgastan. Cuerpos molturantes. Los cuerpos trituradores son utilizados en los molinos cuya acción de rotación transmite a la carga de cuerpos moledores fuerzas de tal naturaleza que estos se desgastan por abrasión, impacto y en ciertas aplicaciones metalúrgicas por corrosión. Mientras sea el cuerpo moledor, más resistente a la abrasión va a ser para los trabajadores de abrasión tenemos una gran dureza, pero dentro de un molino tenemos moliendo por impacto, se desea que el producto sea lo más tenaz posible. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 26 TIPOS DE MOLINOS Generalmente los molinos pueden caracterizarse por las diferentes situaciones en que realizan la reducción de tamaño de partícula y por consiguiente la liberación del mineral valioso de la ganga. Así por ejemplo: a) Por el movimiento del molino, pueden ser: Molinos rotatorios. Molinos vibratorios. Molinos de alta compresión. Molinos verticales. b) Por la forma de construcción, los molinos rotatorios pueden ser: Molinos rotatorios cilíndricos. Molinos rotatorios cónicos. c) Por el tipo de elementos moledores que utilizan, los molinos rotatorios pueden ser: Molinos de barras. Molinos de bolas. Molinos de pebbles. Molinos autógenos y semi-autógenos. Molinos de guijarros. d) Por la forma de la descarga del mineral molido, los molinos rotatorios pueden ser: Molinos de descarga periférica central. Molinos de descarga periférica extrema. Molinos de descarga por rebose. TIPOS DE MOLIENDA En procesamiento de minerales, generalmente se conocen dos tipos de molienda: Molienda en seco. Molienda en húmedo. Etapas de molienda. Generalmente en procesamiento de minerales encontramos las siguientes etapas de molienda en húmedo. Molienda primaria. Molinos de barras, bolas, autógenos o semi-autógenos. Molienda secundaria. Molinos de bolas. Remolienda. Molinos de bolas, molinos verticales Para determinar la potencia de los equipos de trituración y molienda se emplea el work Index el más conocido. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 27 Existen ciertas dificultades e inconvenientes al utilizar el método standard de Bond para determinar el índice de moliendabilidad Wi de una muestra, una de ellas es el requerimiento de aproximadamente 10 Kg. de la misma, la cual necesita una preparación especial. Otra desventaja es que la ejecución del test consume bastante tiempo, ya que realizar un solo test standard de Bond requiere la atención de un técnico especializado durante un día de trabajo (8 h). Consideramos que si se requiere dimensionar un circuito industrial de molienda, es evidente la necesidad de obtener la mejor estimación posible de dicho valor, lo cual requerirá necesariamente de la ejecución completa de uno o más test standard de Bond. Sin embargo si los datos de moliendabilidad de un material son utilizados solamente con fines de control de operación, será factible sacrificar un poco de precisión, a cambio de obtener con prontitud el índice de Bond para el control de la molienda, a través de un método alternativo. Molturabilidad Es una medida del índice de molienda del material en un molino particular que satisface una especificación dada en una unidad de tiempo de molienda, por ejemplo toneladas/hora, a través de una malla 200. El principal propósito del estudio de la Molturabilidad consiste en evaluar el tamaño y el tipo del molino que se requiere para producir un tonelaje específico, y las necesidades de energía para la molienda. Hay tantas variables que afectan la Molturabilidad, que este concepto se utiliza sólo como una guía aproximada para determinan el tamaño del molino, sin hacer referencia alguna respecto a la distribución del tamaño del producto, el tipo o el tamaño del molino. Si se supone una ley de energía en particular, entonces, el comportamiento de molienda de varios molinos se expresa como un coeficiente de energía o índice de trabajo A) Molinos (Intermedios y Finos). 1. Molino de Martillos. 2. Molino de Rodillos de Compresión. a) Molino de Tazón. b) Molino de Rodillos. 3. Molinos de Fricción. 4. Molinos Revolvedores. a) Molinos de Barras. b) Molinos de Bolas. c) Molinos de Tubo. B) Molinos Ultrafinos. 1. Molinos de Martillos con Clasificación Interna. 2. Molinos de Flujo Energético. 3. Molinos Agitadores Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 28 ELEMENTOS IMPORTANTES EN LA MOLIENDA Existe una serie de elementos importantes que influyen en la molienda de los materiales los cuales son: 1.- Velocidad Crítica 2.- Relaciones entre los elementos variables de los molinos 3.- Tamaño máximo de los elementos moledores 4.- Volumen de carga 5.- Potencia 6.- Tipos de Molienda: húmeda y seca CLASIFICACIÓN La clasificación se define como una técnica para evaluar el rendimiento (eficiencia) de un proceso. Para realizar la clasificación se debe recurrir a separadores, los que se denominan: En general los procesos de clasificación son procesos probabilísticos, es decir, dependen de una conjugación de efectos de “n” variables para poder realizarse. En el caso del harneado, este se puede relacionar en términos de j variables, entre las que se pueden mencionar: x1 = Tamaño de la partícula. x2 = Forma de la partícula. x3 = Abertura disponible. x4 = Enfrentar la superficie. El efecto de la forma de la partícula es muy importante en el "tamaño crítico" ya que este corresponde a un tamaño muy cercano al tamaño de las aberturas. La probabilidad de que estás partículas sean clasificadas como sobre tamaño o bajo tamaño dependerá principalmente de que la partícula se presenta a la abertura en la orientación adecuada. Figura 21 Atrapamiento de partículas de tamaño crítico en las aberturas de un harnero. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 29 Figura 22 Distribución de las partículas en la malla de un harnero TIPOS DE HARNEROS Los harneros pueden ser de distintos tipos, formas y rangos de tamaño de operación y algunos de ellos son los siguientes: a).- Parrilla Estacionaria: Antes del chancador primario. Convencional. Probabilístico. b).- Parrilla de Rodillos: Antes del chancador primario. c).- Superficie Curvada: Rango: 2000[μm] - 45[μm] d).- Giratorios: Tambor (Trommel): 15[rpm]-20[rpm], Húmedo o seco (seco: 6[cm]-1[cm]) Centrífugos: Vertical 60[rpm]-80[rpm], húmedo o seco. De 1.2[cm]-0.04[cm] e).- Vibratorios: Inclinado: 600[rpm]-7000[rpm] bajo 25[mm], muy utilizados hasta 200[μm] Horizontal: Superficie rectangular, 600[rpm]-3000[rpm], movimiento con componente vertical y horizontal. De Probabilidad: Serie planos inclinados de alto rendimiento, convencional. Mayor capacidad y eficiencia. Los harneros vibratorios funcionan a mayor velocidad y tienen como objetivo levantar las partículas de la superficie del harnero. En si, el proceso de harneado está en función de parámetros del mineral, harnero y estratificación. a).- Mineral = En cada caso, los parámetros más importantes son los siguientes: Densidad aparente, distribución de tamaños, diámetro, humedad. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 30 b).- Harnero = Superficie (porcentaje del área abierta, tamaño de la abertura, forma de la abertura, espesor). Vibración (amplitud, frecuencia, dirección). Angulo de inclinación y tipo de alimentación. Estratificación = Consiste en la separación del material según tamaño. Sin la estratificación los gruesos tapan la superficie del harnero impidiendo que se clasifiquen los finos. La estratificación está en función del espesor del lecho debido a que a nivel indutrial se pueden presentar lechos demasiados delgados (que tapan las aberturas, impidiendo el paso de las partículas finas) y lechos demasiados gruesos, que obstruyen la percolación de las partículas finas hacia las aberturas. Además de afectar la eficiencia de separación, los espesores de lechos definen la capacidad de producción del harnero, de modo que lechos demasiados delgados significan una baja capacidad de producción del harnero, mientras que lechos muy gruesos se traducen en una alta capacidad de tratamiento másico, pero una muy baja capacidad de separación efectiva. De este modo se tiene que a nivel industrial se debe operar a un determinado espesor de lecho que maximice los conceptos de capacidad de producción y eficiencia de separación. Este espesor se llama “Espesor de lecho óptimo” y está dado por una profundidad del lecho que puede ser hasta cuatro veces el tamaño de la abertura en el extremo de la descarga para materiales de 100[lb/pie3] de densidad o hasta tres veces para materiales de 50[lb/pie3] de densidad. La figura muestra los diferentes tipos de lechos analizados. Figura 23 Tipos de lechos en harneros La eficiencia de separación de un harnero puede calcularse a partir de un balance de masa de los flujos que muestra la figura siguiente. En este caso, se alimentan F [ton/hr] de material, que se divide en C [ton/hr] de sobre tamaño y U [ton/hr] de bajo tamaño. Figura 24 Separación de flujos másicos en un harnero. Además, sea f la fracción de material mayo r que las aberturas en la alimentación, c la fracción de material mayor que las aberturas en el sobre tamaño y u la fracción del mismo material en el bajo tamaño. Con estas definiciones se cumple que el balance de masa global es: (ec. 1) Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 31 por otro lado, el balance de masa para el material mayor que las aberturas (o gruesos) se puede escribir como: (ec. 2) Análogamente, el balance de masa para el material menor que las aberturas (o finos) se puede escribir como: (ec. 3) Cuando el producto deseado del harnero es el bajo tamaño, el objetivo es recuperar en esta corriente la mayor cantidad posible de material fino que originalmente está presente en la alimentación. En este caso, es común usar la "eficiencia de recuperación del bajo tamaño" ηu/s definida como: (ec. 4) Matemáticamente, esto se escribe como: (ec. 5) Ahora, combinando las ecuaciones (1) y (2) se puede obtener que: (ec. 6) Reemplazando la ecuación (6) en (5) se encuentra que: (ec. 7) Generalmente se puede considerar que u=0, entonces: (ec. 8) Esta fórmula es muy usada e implica que la recuperación de gruesos en el sobretamaño es del 100%. Si el que interesa es el sobre tamaño, el objetivo entonces es que tenga la menor cantidad posible de finos. En este caso se usa la "eficiencia de eliminación del bajo tamaño", ηo/s (ec. 9) Matemáticamente, esto se escribe como: (ec. 10) Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 32 FACTORES QUE AFECTAN LA EFICIENCIA DE UN HARNERO La capacidad de un harnero y una alta eficiencia de separación son requisitos generalmente opuestos y se debe llegar a algún punto de operación que maximice ambos aspectos. Para una capacidad determinada hay "n" factores que afectan la eficiencia de un harnero. Algunos de ellos son los siguientes: • Velocidad de alimentación y profundidad del lecho. • Tipo de movimiento del harnero y pendiente del harnero. • Humedad del material que impide la estratificación del material y tiende a cegar las aberturas del harnero. • Tipo de superficie de harneado, área y forma de las aberturas. • Porcentaje de área abierta que corresponde al área neta de las aberturas dividida por el área total del harneado. • Tipo de material a tratar que corresponde a la dureza, forma de las partículas, peso específico, etc. • Porcentaje de material fino y de tamaño crítico (3/4 a 1.5 veces la abertura) en la alimentación al harnero. • La eficiencia del harnero es fuertemente afectada por la presencia de partículas de tamaño aproximado al de la abertura (éstas tienden a obstruir o cegar la abertura). CIRCUITOS DE PROCESAMIENTO DE MINERALES. Para el diseño de nuevos circuitos de procesamiento de minerales y para desarrollar una evaluación circuitos en operación, el balance de masa en estado estacionario se hace necesario, para el adecuado dimensionamiento de equipos. Estos balances pueden ser sólidos , líquidos, elementos de mineral, o solución y fracciones de tamaño. Para el desarrollo de este tipo de problemas es necesario definir los puntos donde se juntan o separan corrientes como nodos para calcular balance de material sobre ellos. Cada nodo representaría una operación unitaria sobre el circuito. Dependiendo del objetivo del balance de masa, podemos distinguir dos situaciones: a) Balance de masa para el diseño del circuito: El termino diseño puede ser aplicado a muchas situaciones diferentes en las que se quiere crear algo nuevo, el cual puede ser una planta completa, una modificación o extensión de una planta existente o un cambio en las condiciones de operación. En todos los casos el ingeniero requiere informaci ón que le permita seleccionar la mejor alternativa de configuración de circuito, tamaño de equipos y las condiciones operacionales mas adecuadas. De esta manera un balance de masa debe proveer, información básica necesaria y es fundamental en el diseño. Para ello, cada operación unitaria o nodo debe ser representado por un modelo que pueda predecir el valor de las corrientes a analizar, el cual consiste en una serie de ecuaciones que describan la transformación del material de alimentación en un producto. En la modelación de operaciones unitarias hay básicamente dos métodos alternativos de alcanzar un balance: - Solución de ecuaciones simultaneas - Iteraciones Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 33 b) Balance de masa para evaluación del circuito existente: En esta situación las corrientes de un nodo u operación unitarias son valores medibles y no necesitan predicción, las mediciones suministradas por instrumentación, muestreo y análisis de laboratorio forman la base de este tipo de balance. El problema de estos casos es conseguir un balance consistente sobre la base de datos que normalmente poseen diversos grados de error asociados. Para el análisis de un balance de masa de circuitos existentes, analizaremos un circuito de molienda, en el cual se desarrollan los procesos de molienda y clasificación, distinguiéndose dos tipos de circuitos de molienda, los circuitos de molienda cerrado directo y los circuitos de molienda cerrado inverso. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 34 El material que es retomado retorno se conoce como “carga Circulante” (CC), cuyo valor es cuantificable. Los balances y ecuaciones asociados a este proceso son:  BMC (balance de masa en el chute) Flujo Fresco + Flujo Retorno = Flujo Descargo Flujo Gruesos Fresco + Flujo Gruesos Retorno = Flujo Gruesos Descargado  BMM (balance de masa en el molino) Flujo Alimentado = Flujo Descargado  BMH (Balance de masa en el harnero) Flujo Alimentado = Flujo Sobretamaño + Flujo Bajotamaño Flujo Gruesos Alimentado = Flujo Gruesos en Sobretamaño + Flujo Gruesos en Bajotamaño  Eficiencias ηE = Masa de gruesos alimentados al harnero Masa total que re balsa en el harnero ηR = Masa de finos que se descargan en el harnero Masa de finos que se alimenta al harnero CC = Masa total de re torno Masa total de alimentación fresca Ejemplo: Consideremos el segundo esquema (circuito de molienda cerrado inverso), se alimenta a él un flujo de 1300tph, con 30% de gruesos, ambas eficiencias del harnero están estipuladas en un 95%. Se considera una carga circulante de 15% y producto al 80% de finos; ahora Supongámoslo ideal, entonces: Balance de masa de total. BMT D + E = F F – G = H G = E D = H Balance de masa de gruesos. BMG Dd + Ee = Ff Ff – Gg = Hh Dd = Hh Como: CC = masa total de retorno / masa total alimentación fresca Masa total de retorno (G) será = 0.15 X 1300 = 195t, en función a esto tenemos; F = D + E; F = 1300 + 195 = 1495t, si; F – G = H, entonces H = 1495 – 195 = 1300t Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 35 Entonces nuestro BMT adquiere la siguiente forma: D = 1300 tph E = 195 tph F = 1495 tph G = 195 tph H = 1300 tph Considerando ahora la eficiencia del harnero, realizamos nuestro balance de masa en gruesos de la siguiente manera: Vale decir entonces: E = Ff / G, si sabemos que: Ff = Dd + Ee diremos que: f = Dd + Ee / F ; (1300 X 0,3) + (195 X 0,15) / 1495 = 0,28 Determinamos ahora h: Vale decir entonces: R = Hh /Ff, h = R X Ff / H entonces: h = 0,95 x (1495 x 0,28) / 1300 = 0,26 Calculamos luego g, Ff – Gg = Hh, despejamos y nos queda; g = Ff – Hh / G, por lo tanto: g = (1495 X 0,28) - (1300 X 0,26) / 195 = 0.41 Ahora estamos en condiciones de realizar los balances másicos tanto de grueso como de fino: BMG, Contenido de gruesos en cada corriente Fracción de gruesos Masa de gruesos d = 25 % Dd = 1300 X 0,25 = 325T e = 20 % Ee = 195 X 0,20 = 39T f = 28 % Ff = 1495 X 0,28 = 418, 6t g = 41 % Gg = 195 X 0,41 = 79.95T h = 26 % Hh = 1300 X 0,26 = 338T BMF, Contenido de finos en cada corriente Fracción de Finos Masa de finos (1 – d) = 75 % Dd = 1300 X 0,75 = 975 T (1 – e) = 80 % Ee = 195 X 0,80 = 156 T (1 – f) = 72 % Ff = 1495 X 0,72 = 1076,4 T (1 – g) = 59 % Gg = 195 X 0,59 = 115,05 T (1 – h) = 74 % Hh = 1300 X 0,74 = 962 T Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 36 La principal ventaja de operar la molienda en circuito cerrado es que una porción significativa del material que ya esta suficientemente fino es removido del molino evitando la “sobremolienda”. La mayor desventaja de un circuito cerrado de molienda clasificación es el capital adicional necesario para el equipo de clasificación y el sistema de recirculación. A menudo es necesario escoger entre varias alternativas de circuitos de molienda, y definir el tamaño de un número de componentes para lograr el sistema más eficiente para un determinado trabajo. Por ejemplo, el diseñador puede confrontar la selección entre un circuito que contiene chancador primario, chancador secundario, chancador terciario, molino de barras, molino de bolas y un circuito que contiene chancador primario y molino autógeno. Varios circuitos pueden ser técnicamente factibles y la selección es entonces, una cuestión de economía global, donde los siguientes factores deben ser considerados: - Tamaño del molino - Potencia del molino, energía especifica de molienda - Condiciones de molienda eficiente - Recirculación, eficiencia de clasificación - Desempeño del circuito de molienda bajo condiciones variables - Selección de molinos para circuitos complejos - Optimización económica ANALISIS GRANULOMÉTRICO El análisis granulométrico es una operación de control metalúrgico que tiene por objeto estudiar la composición granular de las mezclas de minerales con el fin de conocer el tamaño promedio de partículas, su volumen y su superficie, además, en la medida de lo posible, debe conocerse la forma aproximada de la partícula En el análisis granulométrico se trata de cubrir una variedad muy amplia de tamaño de partículas, teniendo en cuenta que esta variedad sea una de las de mayor importancia industrial, sobre todo cuando se trata de la liberación de los minerales valiosos para ser separados o concentrados. Por tanto, los fines particulares del análisis granulométrico de los minerales son: Determinación de la gama de tamaño de partículas. Separación de ellas de acuerdo con su tamaño. Operacionalmente, un análisis granulométrico completo, consiste en hacer pasar un peso determinado de mineral representativo de la muestra original, por una serie de tamices o mallas ordenadas de arriba hacia abajo, es decir, de la malla de mayor abertura a la de menor abertura, tal como se muestra en la figura Terminada la operación después de un tiempo predeterminado, se pesa el mineral que se retiene en cada malla, el cual nos servirá para determinar el porcentaje en peso de cada fracción de tamaño Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 37 Los tamices son depósitos generalmente de forma cilíndrica en cuyo fondo llevan una malla que es una trama de alambre de distintas aberturas. Estas mallas se designan por el tamaño nominal de la abertura, que es la separación central nominal de los lados opuestos de una abertura cuadrada o el diámetro nominal de una abertura redonda. Las telas de alambre de las cribas se tejen para producir aberturas cuadradas normalmente uniformes dentro de las tolerancias necesarias. La tela de alambre en las cribas con una abertura nominal de 75 m y las más grandes es de tejido simple La serie de tamices se estandarizan de acuerdo a una progresión geométrica, siendo una razón de para la serie normal , para la serie doble y la serie que hace posible una clasificación más estrecha de las partículas. Así, para la serie normal, si se denomina por X i al tamaño de la abertura de la malla de un tamiz, tendremos la siguiente serie: x i -1 = 2 x i = Malla inmediata superior. x i = Abertura de malla base. x i + 1 = x i / 2 = Malla inmediata inferior. x i - 4 = 2 212 = 300 m # 48 x i -3 = 2 150 = 212 m # 65 x i - 2 = 2 106 = 150 m # 100 x i -1 = 2 75 = 106 m # 150 x i = 75 m MALLA BASE # 200 x i + 1 = 75/ 2 = 53 m # 270 x i + 2 = 53/ 2 = 38 m # 400 x i + 3 = 38/ 2 = 27 m # 600 Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 38 Proceso probabilístico de separación de las partículas de acuerdo con su tamaño, por lo tanto su resultado está sujeto a errores y depende de: • La cantidad de partículas alimentadas • La frecuencia de la vibración • El tiempo de tamizado Como podemos ver, cada uno de estos tamices se puede identificar por un número. Pero desde 1962 los tamices se designan por el tamaño de la abertura, que ofrece directamente al operario la información que necesita. Asimismo se conocen las siguientes series: Serie TYLER Americana Serie ASTM-E-11-61 Americana Serie AFNOR Francesa Serie BSS-410 Británica Serie DIN-4188 Alemana Cuando no se tiene mallas o las partículas son mayores a 4” se mide la longitud más grande, tal como se muestra en el esquema a) Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 39 a) Formas de dimensionar una partícula mineral b) Producción de partículas c) Esquema físico de un tamiz PRESENTACION DE LOS RESULTADOS DE UN ANALISIS GRANULOMETRICO Los datos obtenidos de un análisis granulométrico pueden ser presentados mediante un arreglo como el que se muestra en la tabla En esta tabla se nota lo siguiente: 1) x n + 1 = 0 ciego (3.7) 5) F(x i ) = f j = 100 - G(x i ) 2) W = w i (3.8) 6) G(x i ) = f j = f(x 1 ) + f(x 2 ) + … + f(x i ) 3) f(x i ) = (w i /W)x 100 (3.9) 7) G(x n + 1 ) = 100 4) f(x i ) = 100 (3.10) 8) G(x i ) + F(x i ) = 100 Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 40 f (xi) .- Es el porcentaje en peso de mineral retenido en cada malla, referido al peso total de mineral tamizado, considerado como muestra representativa. G (xi) .- Es el porcentaje acumulado retenido, es decir, está constituido por todo el mineral que tiene un tamaño de partícula mayor que la abertura del orificio de una malla X cualquiera de la serie de tamices tomada. Es el mineral rechazado por esta malla. F (xi) .- Es el porcentaje acumulado pasante, es decir, está constituido por todo el mineral que tiene un tamaño de partícula menor que la abertura del orificio de una malla X cualquiera de la serie de tamices tomada. Es el mineral que pasó a través de esta malla. REPRESENTACION GRAFICA DEL ANALISIS GRANULOMETRICO. Convencionalmente, los datos obtenidos de un análisis granulométrico son representados en la escala horizontal, el tamaño de partícula en micrones y en la escala vertical, la cantidad de la característica, que puede ser: G(x i ), F(x i ) o f(x i ). La representación gráfica más utilizada en el procesamiento de minerales es el ploteo de: En el primer caso, el gráfico obtenido tendrá la siguiente forma: 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 10 100 1000 P O R C E N T A J E A C U M U L A D O F ( x ) y G ( x ) TAMAÑO DE PARTÍCULA EN MICRONES ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO 1 10 100 10 100 1000 P o r c e n t a j e F ( x ) y G ( x ) Tamaño de partícula, micrones Resultados del análisis granulométrico Tamaño de partícula, micrones P o r c e n t a j e a c u m u l a d o P a s a n t e , F ( x ) P o r c e n t a j e A c u m u l a d o R e t e n i d o , G ( x ) F(x) G(x) P o r c e n t a j e A c u m u m u l a d o P a s a n t e , F ( x ) Tamaño de partícula, micrones Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 41 ACTIVIDAD OBJETIVOS: - Determinar la distribución por tamaño de las partículas presentes en una muestra. - Comprender la importancia que tiene el tamaño de partícula en todo proceso de concentración de minerales EJEMPLO: Complete el siguiente cuadro de análisis granulométrico, indique además la razón de reducción. Tyler Abertura malla Resultado tamizaje Retenido parcial Pasante acumulado A.S.T.M g % % Tamiz μm Resultados 20 850 6.8 1,14 98.86 28 600 14.8 2,47 96,39 35 425 28.7 4,7 91,69 48 300 44.3 7,41 84,28 65 212 55.7 9,31 74,97 100 150 54.8 9,16 65,81 150 106 50.2 8,39 57,41 200 75 50.4 8,43 48,98 270 53 37.4 6,25 42,73 325 45 21.2 3,54 39,19 -325 233.8 39,09 0,01 Total compuesto 598,1 Total original 604.6 Perdida de peso 6,5 Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 42 RR = 850 / 45 = 18,9 2. Se muestreó el producto de un chancador secundario de cono entregando los resultados que se presentan a continuación: Con los valores anteriores: a. Calcule las funciones frecuencia; acumulativo pasante y acumulativo retenido. 3. Se muestreó un concentrado de cobre a fin de determinar su distribución granulométrica. Para ello se tomó una muestra representativa de 500 grs. la que se sometió a un tamizaje cuyos resultados se muestran en la tabla siguiente: Con los valores anteriores: a. Calcule las funciones frecuencia; acumulativo pasante y acumulativo retenido. b. Calcule el tamaño x80. PROCESOS DE PURIFICACION Y CONCENTRACIÓN. 1. MINERALES OXIDADOS: Pretratamiento: AGLOMERACIÓN Y CURADO Las etapas de aglomeración y curado, en la operación, se confunden en una sola, pero para los efectos de facilitar la descripción de cada uno se analizaran por separado. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 43 Aglomeración Podemos definir la aglomeración, como el un proceso de aumento de volumen, en el que está involucrado la unión de partículas pequeñas con partículas de tamaño mayor. Curado o tiempo de envejecimiento Es el proceso por el cual el mineral aglomerado, en el cual se ha obtenido la humedad necesaria adicionando agua o líquidos de reciclo, es dejado reposar durante un tiempo (el cual es llamado tiempo de reposo) para que se produzcan las diferentes reacciones químicas de oxidación, hidrolización, sulfatación, reacciones exotérmicas y otras que contribuyen y facilitan la lixiviación posterior de los valores metálicos que se desea extraer. Con el proceso de aglomerado se logra lo siguiente: • Las Partículas finas se ligan a las gruesas, formando pellets de un tamaño uniforme, de menor densidad y mayor permeabilidad. • Reducir la probabilidad de segregación de las partículas finas durante el carguío y regadío de la pila. • Mejorar la permeabilidad de la pila debido a la uniformidad del tamaño de las partículas. • Mejorar la oxigenación de la pila • Fracturar la roca matriz, lo que permite crear vías de ataque y penetración. • Mejorar la velocidad de extracción, reduciendo el ciclo o tiempo de lixiviación, lo que influye favorablemente, en la economía de las operaciones de la planta. • Cuando la aglomeración del mineral se efectúa en conjunto con la solución lixiviante, junto con obtener una mejor velocidad de percolación, se obtiene un íntimo contacto entre la solución lixiviante concentrada y el mineral; lo que generalmente permite una mayor velocidad de lixiviación y recuperación. A este procedimiento se le llama curado de mineral. Se pueden resumir las siguientes ventajas al agregar solución lixiviante al mineral antes de apilarlo: Se logra una solución muy homogénea de la solución lixiviante sobre toda la carga del mineral. Se obtiene un íntimo contacto entre la solución lixiviante concentrada y el mineral, permitiendo que la etapa de lixiviación termine en el menor tiempo posible. En la lixiviación con ácido sulfúrico se produce una aceleración de la cinética de sulfatación debido al calor generado al producirse la mezcla ácido sulfúrico agua, que se traduce como una reacción exotérmica. La aglomeración surge así, corno una alternativa viable para preparar un producto homogéneo, previo a la carga de las pilas, asegurando una buena distribución de la solución de lixiviación en todo el lecho de mineral y una permeabilidad adecuada para aceptar los flujos de riego requeridos por el proceso. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 44 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE CURADO CON ÁCIDO El mineral grueso producto del chancado secundario y de la clasificación, es transportado al área de lixiviación en pilas para la obtención de PLS. El proceso de lixiviación en pilas básicamente se ha dividido en 3 etapas: Curado con ácido, llevado a cabo en el tambor de curado. Transporte /apilamiento de mineral. Lixiviación en pilas. El mineral grueso cuya fracción es mayor a 0,4 mm (1/64’’) y menor a 38 mm (1 ½’’) es acondicionada para la lixiviación en pilas en el tambor de curado. La función del tambor de curado es: - Transformar el mineral triturado en un mineral de mayor solubilidad en medio ácido. - Disminuir el contenido de impurezas en un medio de alta acidez. - Formar aglomerados para aumentar la permeabilidad del mineral que se apila en las pilas de lixiviación (los finos que se forman por efecto del chancado secundario se adhieren a las partículas mas grandes y formen aglomerados). Al tambor de curado ingresa: - Mineral con un tonelaje de mineral seco vía la faja transportadora - Refino - Ácido sulfúrico - Agua de proceso en forma alternativa. La correa transportadora descarga el mineral en el chute de carga que alimenta el tambor de curado. Cuando se realiza el curado el tambor gira a una velocidad de 25% de la velocidad critica (según criterios de diseño), la acción giratoria inclinada del tambor eleva las partículas de mineral dentro del tambor y permiten que caigan y rueden unas sobre otras formando los aglomerados, el tiempo de residencia del mineral en el tambor es 60 s. La correa transportadora cuenta con un pesómetro para controlar el peso del mineral que ingresa al tambor y así dosificar la cantidad de ácido de acuerdo al peso del mineral. El mineral una vez curado, sale del tambor y a través de su chute de descarga, es descargado hacia la correa transportadora que transporta el aglomerado hasta el apilador. EQUIPO DE AGLOMERACIÓN En Tambor Rotatorio Este método se aplica cuando el material contiene gran proporción de finos (más de 15% de tamaños inferiores a 150 µm), pero al mismo tiempo debe contener también gruesos (aproximadamente un 50% de tamaños superiores a 150 µm y con distribución lo más homogénea posible hasta el tamaño máximo de la operación). Así será posible una aglomeración de finos con los gruesos. El diseño del equipo es el clásico de cualquier cilindro rotatorio y obviamente su finalidad principal, por su volumen, es aumentar el tiempo de contacto entre finos y gruesos para que se produzca la aglomeración. En los casos anteriores de aglomeración en stocks o cintas el tiempo de contacto es mínimo (segundos). Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 45 Por otro lado, al ser normalmente los tambores rotatorios de velocidad variable, pueden adaptarse a los cambios de la cabeza en proporción o pegajosidad de finos y dosificación de aglomerantes y solución. En el caso de minerales muy arcillosos, puede presentarse un problema de adherencia y apelmazamiento en las paredes, ya que se trabaja con humedades críticas. Figura 25 Tambor de aglomerador Tambor rotatorio o aglomerador Un tambor aglomerador consiste en una estructura cilíndrica ubicada en forma horizontal, con una leve inclinación orientada hacia la descarga y apoyada en una estructura soportante, que le permite rotar a una velocidad constante. El diseño y operatividad del tambor aglomerador, se fundamentan en procurar el tiempo de retención necesario, para lograr la mejor distribución posible de aglomerantes sobre el mineral. Es decir, mezclar homogéneamente mineral y reactivos mediante rotación continua y así lograr la calidad de aglomeración requerida en el proceso posterior de lixiviación en pilas. Componentes del tambor Aglomerador: Cilindro tambor: Comprende la carcasa de placas de acero en sí, los refuerzos bajo las ruedas y transmisiones, las correas u otros refuerzos bajo las partes en rotación. Conjuntos de rodillos de empuje: Consisten en dos rodillos con sus cojinetes y ejes apoyados sobre sus bases secundarias ajustables montadas en una de las bases del muñón de forma que en cada lado de la rueda quede un rodillo y que cada empuje fi nal del tambor quede contrarrestado por los rodillos de empuje para evitar que el tambor se desplace lateralmente. Transmisión de correa o rueda dentada: La transmisión o rueda dentada es la transmisión que hace girar el tambor, se monta en el exterior de la circunferencia del cilindro. Conjunto de propulsión o conjunto de piñón: Consiste en la transmisión de piñón o rueda dentada, montada (directamente) a través de un eje elevador, cojinetes y un acoplamiento al reductor de la transmisión. Comprende igualmente el motor, cualquier acoplamiento adecuado o transmisión) y una base para la propulsión con mecanismo de recepción. Liners & lifters: Se encuentra ubicados dentro del tambor, los liners sirven para evitar el desgaste interno del cilindro, mientras los lifters se usan para sujetar a los liners y arrastrar y elevar el mineral dentro del cilindro para realizar un buen mezclado. Control de las variables de operación Flujo de mineral seco: Corresponde al mineral que ingresa al tambor aglomerador a través de la correa de alimentación y su rango de operación normal. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 46 Flujo de ácido concentrado: La adición de ácido corresponde al volumen de ácido sulfúrico, irrigado sobre el mineral alimentado al tambor aglomerador. Adicionar ácido en exceso durante la aglomeración, puede provocar inconvenientes tales como consumo excesivo por parte de la ganga. En cambio, si la adición es menor a la requerida, se perjudica la cinética de lixiviación y la recuperación de cobre. Flujo de agua de proceso: Corresponde al volumen de irrigación de agua sobre el mineral que ingresa al equipo. El agua debe ser rociada al mineral antes que el ácido sulfúrico, porque cuando se adiciona ácido al agua se produce una reacción violenta con liberación de temperatura y emanación de gases tóxicos, siendo esta una operación altamente riesgosa. Tiempo de retención: Es aquel establecido en pruebas metalúrgicas preliminares, como el necesario para lograr la mejor homogeneización de los componentes introducidos al tambor aglomerador, este tiempo de retención puede ajustarse variando las R.P.M. y/o la inclinación del tambor. Velocidad de rotación: Además de su influencia en el tiempo de retención, la velocidad de rotación del tambor aglomerador, tiene relación con la calidad de distribución de l os elementos agregados. Un aumento en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir un desplazamiento de la cama de mineral en el tambor, reduciendo o dejando fuera del alcance el contacto directo de los agentes aglomerantes (agua, ácido, soluciones ácidas) con el material sólido. En cambio, una reducción en la velocidad de rotación, manteniendo el mismo ángulo de inclinación del tambor, puede producir una sobrecarga del motor del tambor, por aumento de la carga de mineral. Esta sobrecarga del motor se puede verificar controlando el incremento de amperaje del motor. Ángulo de inclinación. Aunque el Operador no tiene mucha injerencia en el control del ángulo del tambor haremos un análisis si se modificara este parámetro.Si aumentamos el ángulo del tambor significa que disminuimos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc. Si disminuimos el ángulo del tambor significa que aumentamos el tiempo de residencia del mineral en el equipo, por lo tanto, debemos realizar cambios en las variables operacionales de ácidos, agua, etc. Control del Amperaje del Motor del tambor: Un aumento del amperaje del motor podría indicar un exceso de carga dentro del tambor. Una disminución del amperaje podría indicar una disminución de la carga de mineral dentro del tambor. Figura 26 Componentes principales de un Tambor de aglomerador Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 47 Control operacional del proceso En esta sección se muestran las variables operacionales que el operador debe tomar en cuenta para lograr un control estricto de las variables y aumentar así la capacidad de producción de la planta. Ver tabla 1 Variables operacionales del aglomerado. Variables Unidades Flujo de alimentación de mineral. m3/h Densidad del aglomerado. t/m3 Humedad del material. % humedad Dosificación de ácido kg/t Tamaño de partícula. mm Flujo de alimentación de refino. m3/h Flujo de alimentación de ácido concentrado. m3/h Variables del equipo Tiempo de residencia. s Velocidad de rotación del tambor de curado. % de la velocidad critica Angulo de inclinación grados Tabla N°1 LIXIVIACIÓN EN PILAS (HEAP LEACHING) El mineral a lixiviar es chancado previamente a una granulometría que puede variar entre bajo 2 pulg. y ¼ pulg. para luego acopiar el mineral ya chancado, formando una pila de base cuadrada, sobre un piso previamente impermeabilizado. La altura de la pila puede ir desde 1.5 hasta 5 metros, dependiendo de consideraciones metalúrgicas y sistema de carguío. El piso de la pila se prepara adecuadamente y se impermeabiliza con carpetas de poliuretano, dándole al piso una leve pendiente de alrededor de un 3 %, dirigida hacia una canaleta de recolección de soluciones. La pila se riega por aspersión o goteo desde encima, mediante sistemas de tuberías conectadas a mangueras que alimentan los goteros o aspersores. La gran ventaja de la lixiviación en pilas radica por una parte, en el inventario de soluciones de regadío, la cual es muy inferior que en lixiviación por agitación y en bateas. Por otra parte, los costos de inversión y operación son muy inferiores respecto de los sistemas antes mencionados, pues no se requiere de infraestructura y equipos sofisticados salvo, un buen sistema de regadío y carguío de la pila. Ciclo de Lixiviación Se entenderá como ciclo Metalúrgico o de Lixiviación de una pila a módulo, el período de tiempo medido en días, o meses, en que un mineral es depositado en una cancha de lixiviación y es sometido a las siguientes operaciones. Carguío de la pila Corresponde a la etapa de acopio de mineral sobre una superficie previamente preparada, operación que normalmente se realiza por capas para evitar que las partículas gruesas se depositen en la parte inferior y las finas en la zona superior (segregación del mi neral), minimizando de esta forma el riesgo de canalización de la solución lixiviante, situación que genera sectores sin lixiviar y afecta negativamente el porcentaje de extracción de la especie útil. Primera entrante (Refino de Extracción por solvente). Una vez completado el proceso de carguío de la pila es necesario comenzar a irrigar la solución sobre la corona, ya sea empleando aspersores o goteros, esta primera solución de irrigación se conoce como primera entrante y normalmente corresponde a refino proveniente del proceso de extracción por solvente. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 48 Recirculación Una vez que la solución es drenado de la pila, la solución se recircula por un periodo de tiempo para procurar tiempo de contacto entre el mineral y la solución lixiviante y de ser necesario se debe ajustar la cantidad de ácido de la solución para favorecer la cinética de disolución de la especie útil. El periodo de recirculación depende de las concentraciones de cobre y/o ácido libre presente en la solución drenada. Avance (Drenajes de lixiviación) Alcanzadas las condiciones requeridas de concentración de cobre y ácido libre, se extrae la solución concentrada. Esta extracción se obtiene por desplazamiento, tipo pistón, de la solución concentrada por otra más diluida. Generalmente las primeras soluciones salientes (PLS) van al proceso posterior (SX) por su alto contenido de cobre, mientras que las siguientes pasan a piscinas de ILS o refino desde donde reingresan a la pila. Lavado El lavado corresponde a la etapa de desimpregnación del mineral agotado, y tiene por objetivo recuperar la mayor cantidad de solución extractante y cobre disuelto. El agua de lavado, normalmente, es del orden del 30 a 35% del peso de mineral cargado. Drenaje de lavado El ripio antes de retirarlo como en el caso de una pila renovable o abandonarlo en una pila permanente, se deja en reposo para drenarlo o que percole la mayor cantidad de solución contenida, entre los límites de humedad de percolación y de humedad de impregnación del mineral ya agotado. Descarga Esta etapa se realiza solamente en las pilas renovables y consiste en retirar el ripio (mineral agotado) para reutilizar la superficie impermeable con una nueva carga de mineral. Figura 27 Esquema de lixiviación en pilas Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 49 EXTRACCION POR SOLVENTES. La extracción por solventes aplicada a la Hidrometalurgia es una operación unitaria para la purificación y concentración de una amplia variedad de metales. Esta consiste en el contacto de una fase orgánica que contiene un extrante con una fase acuosa que contiene el metal de interés. El extrante reacciona químicamente con el metal para formar un complejo órgano-metal el cual es soluble en la fase orgánica. Las impurezas por lo general no reaccionan con el extrante y se quedan en la fase acuosa. La fase orgánica que contiene el complejo órgano -metal es separada de la fase acuosa. El metal es recuperado y concentrado en otra fase acuosa por la reacción química inversa. La extracción por solventes fue primeramente aplicada a metales de alto val or, pero en la actualidad la tecnología es aplicada a metales de menor valor dado la disponibilidad de nuevos extrantes con mejor selectividad, cinética más rápido y tiempos de liberación de las fases más cortos y también al reciente desarrollo de equipos más eficientes. Extracción: Es la operación de transferir el metal de interés de la fase acuosa (Alimentación S/X) a la fase orgánica. El circuito de extracción produce una fase orgánica cargada que contiene el metal de valor y una fase acuosa agotada del metal conocida como refinado. El refinado es enviado para un tratamiento posterior o como efluente. Lavado: Es al remoción selectiva de impurezas de metales de la fase orgánica cargada por tratamiento con solución de lavado fresca o con una sangría del l icor de re-extracción. La solución de lavado agotada es generalmente combinada con la alimentación. La fase orgánica lavada con el metal de interés es enviada al proceso de re-extracción Re-extracción: Es el proceso de remoción del metal de valor de la fase orgánica lavada mediante la reacción química inversa de la extracción. Normalmente se realiza en condiciones dadas para producir un licor de re-extracción con una alta concentración del metal de valor. El licor de re- extracción es el producto del circuito de la extracción por solventes (SX). Regeneración: Es el tratamiento de la fase orgánica re-extraída para la remoción de los metales que no fueron lavados o re-extraídos o para la remoción de productos de la fase orgánica degradada. La operación de regeneración produce una fase orgánica regenerada para su recirculación a la operación de extracción como alimentación de orgánica. Figura 28 Esquema de lixiviación en pilas Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 50 2. MINERALES SULFURADOS: Metalurgia, ciencia y tecnología de los metales, que incluye su extracción a partir de los minerales metálicos, su preparación y el estudio de las relaciones entre sus estructuras y propiedades. Desde tiempos muy remotos, el uso de ciertos metales conocidos, como el cobre, hierro, plata, plomo, mercurio, antinómico y estaño, se convirtió en indispensable para la evolución de las distintas civilizaciones. Por ello, la metalurgia es una actividad a la que el ser humano ha dedicado grandes esfuerzos. Desde la antigüedad ya se aplicaban algunas técnicas metalúrgicas, como el moldeo a la cera perdida utilizado por los chinos, egipcios y griegos; la soldadura inventada por Glauco en el siglo VII a. C., y el tratamiento térmico para el temple con acero utilizado por los griegos. No fue hasta la edad media cuando aparecieron otras técnicas metalúrgicas de importancia, y así, durante el siglo XIII aparecieron los primeros altos hornos y la fundición. Este artículo sólo se refiere a la extracción de metales. Para una información más detallada de la metalurgi a de los distintos metales, véanse los artículos sobre cada metal. Véase también Metalografía; Metales. Los procesos metalúrgicos constan de dos operaciones: la concentración, que consiste en separar el metal o compuesto metálico del material residual que lo acompaña en el mineral, y el refinado, en el que se trata de producir el metal en un estado puro o casi puro, adecuado para su empleo. Tanto para la concentración como para el refinado se emplean tres tipos de procesos: mecánicos, químicos y eléctricos. En la mayoría de los casos se usa una combinación de los tres. Uno de los métodos de concentración mecánica más sencillos es la separación por gravedad. Este sistema se basa en la diferencia de densidad entre los metales nativos y compuestos metálicos y los demás materiales con los que están mezclados en la roca. Cuando se tritura el mineral o el concentrado de mineral y se suspende en agua o en un chorro de aire, las partículas de metal o del compuesto metálico, más pesadas, caen al fondo de la cámara de procesado y el agua o el aire se llevan la ganga (material residual), más ligera. La técnica de los buscadores de oro para separar el metal de las arenas auríferas mediante cribado, por ejemplo, es un proceso de separación por gravedad a pequeña escala. Del mismo modo, la mayor densidad relativa de la magnetita, un mineral de hierro, permite separarla de la ganga con la que se encuentra mezclada. Los minerales con propiedades magnéticas muy marcadas, como la magnetita, se concentran por medio de electroimanes que atraen el metal pero no la ganga (véase Magnetismo. La concentración electrostática utiliza un campo eléctrico para separar compuestos de propiedades eléctricas diferentes, aprovechando la atracción entre cargas opuestas y la repulsión entre cargas iguales. Los métodos de separación o concentración química son en general los más importantes desde el punto de vista económico. Hoy, esta separación se utiliza con frecuencia como segunda etapa del proceso, después de la concentración mecánica. La fundición proporciona un tonelaje mayor de metal refinado que cualquier otro proceso. Aquí, el mineral metálico, o el concentrado de un proceso de separación mecánica, se calienta a elevadas temperaturas junto con un agente reductor y un fundente. El agente reductor se combina con el oxígeno del óxido metálico dejando el metal puro, mientras que el fundente se combina con la ganga para formar una escoria líquida a la temperatura de fundición, por lo que puede retirarse de la superficie del metal. La producción de hierro en los altos hornos es un ejemplo de fundición (véase Siderurgia); este mismo proceso se emplea para extraer de sus minerales el cobre, el plomo, el níquel y muchos otros metales. La amalgamación es un proceso metalúrgico que utiliza mercurio para disolver plata u oro formando una amalgama. Este sistema ha sido sustituido en gran medida por el proceso con cianuro, en el que se disuelve oro o plata en disoluciones de cianuro de sodio o potasio. En los diversos procesos de lixiviación o percolación se emplean diferentes disoluciones acuosas para disolver los metales contenidos en los minerales. Los carbonatos y sulfuros metálicos se tratan mediante calcinación, calentándolos hasta una temperatura por debajo del punto de fusión del metal. En el caso de los carbonatos, en el proceso se desprende dióxido de carbono, y queda un óxido metálico. Cuando se calcinan sulfuros, el azufre se combina con el oxígeno del aire para formar dióxido de azufre gaseoso, y también resulta un óxido metálico. Los óxidos se reducen después por fundición. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 51 La sinterización y la ondulación aglomeran partículas finas de mineral. En la primera se utiliza un combustible, agua, aire y calor para fundir las partículas finas de mineral y convertirlas en una masa porosa. En la ondulación, las partículas se humedecen, se convierten en pequeños nódulos en presencia de un fundente de piedra caliza y a continuación se cuecen. Otros procesos, entre los que destacan la piro metalurgia (metalurgia de altas temperaturas) y la destilación, se emplean en etapas posteriores de refinado en diversos metales. En el proceso de electrólisis (véase Electroquímica), el metal se deposita en un cátodo, bien a partir de disoluciones acuosas o en un horno electrolítico. El cobre, el níquel, el cinc, la pl ata y el oro son varios ejemplos de metales refinados por deposición a partir de disoluciones acuosas. El aluminio, el bario, el calcio, el magnesio, el berilio, el potasio y el sodio se procesan en hornos electrolíticos. La flotación es hoy el método más importante de concentración mecánica. En su forma más simple, es un proceso de gravedad modificado en el que el mineral metálico finamente triturado se mezcla con un líquido. El metal o compuesto metálico suele flotar, mientras que la ganga se va al fondo. En algunos casos ocurre lo contrario. En la mayoría de los procesos de flotación modernos se emplean aceites u otros agentes tensoactivos para ayudar a flotar al metal o a la ganga. Esto permite que floten en agua sustancias de cierto peso. En uno de los procesos que utilizan este método se mezcla con agua un mineral finamente triturado que contiene sulfuro de cobre, al que se le añaden pequeñas cantidades de aceite, ácido y otros reactivos de flotación. Cuando se insufla aire en esta mezcla se forma una espuma en la superficie, que se mezcla con el sulfuro pero no con la ganga. Esta última se va al fondo, y el sulfuro se recoge de la espuma. El proceso de flotación ha permitido explotar muchos depósitos minerales de baja concentración, e incluso residuos de plantas de procesado que utilizan técnicas menos eficientes. En algunos casos, la llamada flotación diferencial permite concentrar mediante un único proceso diversos compuestos metálicos a partir de un mineral complejo. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN. Desde que se descubrió y desarrolló la flotación como un proceso de concentración, se han utilizado muchos diseños de máquinas de flotación. Se puede definir como el equipo utilizado para efectuar el proceso de flotación consistente de tanques de sección rectangular o cilíndrica, dispuestas en bancos de un cierto número de celdas. El objetivo es asegurar un flujo de pulpa homogéneo a través de ellas y que las partículas estén sometidas a un tiempo uniforme de tratamiento. Todas ellas pueden considerarse o clasificarse según su modo de agitar o airear la pulpa, en dos categorías: - Máquinas de flotación mecánica o convencional. - Máquinas de flotación neumática-celda columna. En las celdas mecánicas, al entrar en operación, en su volumen interior, se encuentran tres zonas bastante bien definidas. Estas zonas son: - Zona de mezcla, localizada en el entorno del mecanismo de agitación (A), donde el aire se dispersa en pequeñas burbujas debido a la alta turbulencia que aquí se produce y toman contacto con las partículas de mineral ya hidrofobizado. - Zona de separación, de movimiento hidrodinámico poco turbulento (B), en donde las burbujas se agrupan unas con otras y drenan partículas indeseables que pudieran haber sido atrapadas o arrastradas. - Zona de espuma o concentración, que es bastante tranquila en relación a las dos primeras C, donde se forma un lecho o colchón de espumas de altura variable y que contienen el mineral valioso en la ley o grado requerible, según el circuito de flotación, por lo tanto, es removida o rebosa de la celda, formando el concentrado respectivo. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 52 Figura 29 Mecanismo de flotación en una celda Las funciones que cumplen las celdas de flotación son: 1. Mantener en suspensión al interior de la pulpa todas las partículas minerales, incluyendo las más grandes y pesadas, evitando la segregación de los sólidos por tamaños o densidad. 2. Proporcionar una buena dispersión de aire en burbujas pequeñas al interior de la pulpa. 3. Permitir que todas las partículas de mineral valioso que ingresan a la cel da tengan la misma probabilidad de ser flotadas. 4. Permiten el buen control de la altura de pulpa, la altura del lecho de espumas, aireación y grado de agitación. 5. Promover las colisiones entre partículas minerales hidrofobizadas y las burbujas de aire, de modo que el conjunto mineral-burbuja tenga baja densidad y pueda elevarse desde la pulpa hasta la zona de espumas o concentración. 6. Mantener condiciones de poco movimiento en la zona inmediata debajo de la zona de espuma, para minimizar el ingreso de pulpa e las espumas, evitando que la zona de espumas se rompa por la turbulencia generada. 7. Procurar el transporte eficaz de la pulpa de alimentación a la celda y permitir una adecuada evacuación de los relaves y concentrados. Los principales factores que se consideran para la evaluación de la eficiencia de una máquina de flotación son: - Capacidad o alimento en m3/h o t/h por unidad de volumen - Consumo de energía - Rendimiento metalúrgico representado por la ley o grado y/o la recuperación. - Flujo específico de aire para controlar el nivel y la calidad de la espuma. - Dispersión de burbujas - Consumo de reactivos - Mantenimiento y disponibilidad de repuestos. En la selección y diseño de las celdas de flotación influyen principalmente las siguientes variables: 1. La molienda, de acuerdo al tamaño de partícula afecta al tiempo de flotación y a la cantidad de reactivos que se requiere, debido a la superficie específica de las partículas, es decir, la interrelación que existe entre la masa y la superficie de la partícula. Del mismo modo, la recuperación generalmente aumenta a medida que el grado de liberación incrementa, pero decae cuando las partículas del mineral valioso son más pequeñas del tamaño necesario, es decir, se pasa a una sobre- molienda. 2. La cantidad y tipo de reactivos de flotación utilizados son importantes para seleccionar el material del cual esté fabricada la celda.(ejemplo: H2SO4). 3. El tiempo de flotación, que está relacionado al comportamiento cinético del mineral valioso y de la ganga, se denomina también tiempo de residencia, a través del cual se logra la máxima recuperación del mineral valioso. Es propio de cada mineral y varía de una mina a otra. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 53 4. El porcentaje de sólidos es el factor con el cual se determina el volumen de pulpa que debe manejarse por cada tonelada de mineral. Este valor se determina experimentalmente, debido a que unos minerales se recuperan más fácilmente a bajos porcentajes de sólidos y otros a altos porcentajes de sólidos. CIRCUITOS CONVENCIONALES DE FLOTACION. La flotación industrial es un proceso continuo, en el que las celdas están arregladas en serie formando un banco que por la calidad de sus concentrados, van a tomar el nombre de circuitos. Estos circuitos de flotación generalmente están constituidos de varias etapas, puesto que no es posible recuperar el mineral valioso y eliminar el mineral de ganga en forma simultánea en un solo paso, solo de la manera en que se presenta en el siguiente diagrama. Las etapas que se puede encontrar en algún circuito de flotación son: 1. Etapa de flotación de desbaste (Rougher) 2. Etapa de flotación recuperadora (Scanvenger) 3. Etapa de flotación limpieza (Cleaner) 4. Etapa de flotación Re-limpieza (Re-cleaner) La etapa de desbaste es aquella que recupera una alta proporción de las partículas valiosas aún a costa de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de reactivos colectores y/o depresores, velocidades altas de agitación (1200 a 1400 RPM) y baja altura de la zona de espumas (2 a 3 pulgadas). Esta etapa produce dos productos; un "concentrado" que aún no es producto final, el cuál pasa a la etapa de limpieza y un "relave" que aún tiene mineral valioso pasa a la etapa de "apure" o recuperación. Las etapas de limpieza que pueden ser por lo general 2 o más tienen por finalidad de obtener concentrados de alta ley aún a costa de una baja en la recuperación. En esta etapa para mejorar la selectividad, se utilizan bajos porcentajes de sólidos en las pulpas de flotación así como menores velocidades de agitación (800 a 900 RPM), mayor altura de la zona de espumas (5 a 6 pulgadas). En esta etapa generalmente no se adicionan reactivos colectores y espumantes, solo ocasionalmente se agrega el depresor con el fin de incrementar la selectividad de la flotación. Los relaves de estas etapas no se descartan, son reciclados a la etapa anterior. El concentrado de la última etapa de limpieza, constituye el concentrado final. La etapa depuradora (Scavenger) es aquella en que se recupera la mayor cantidad del mineral valioso. El concentrado de ésta etapa generalmente retorna a la etapa de desbaste y el relave constituye el relave final del circuito. Como regla general, las cargas circulantes deben tener leyes similares a los flujos a los cuales se unen. Así mismo se pueden incluir una o varias etapas de remolienda, generalmente a los siguientes productos: - Concentrados de desbaste. - Relave de desbaste. - Concentrado de depuración (Scavenger). - Relave de la primera limpieza. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 54 Figura 30 Circuito básico de un solo concentrado o un solo elemento valioso. Figura 31 Circuito con remolienda de concentrado y relave de desbaste. Figura 32 Circuito con remolienda del concentrado Scavenger y del relave de limpieza Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 55 RECUPERACION. La recuperación mide la eficacia con la que la Planta Concentradora (separador) ha extraído los minerales valiosos contenidos en el mineral alimentado (mineral de cabeza). Una definición adecuada es: O también: %R cxC fxF x100 Donde: F = Mineral de cabeza en toneladas. f = Ley del metal valioso en el mineral de cabeza o alimento, en %. C = Concentrado del mineral valiosos, en toneladas. c = Ley del metal valioso en el concentrado. Considerando: Mena: materia prima extraída de mina. Alimentación o mineral de cabeza (F): mineral que se trata en una planta de concentración. Concentrado (C): producto resultante de una o varias operaciones de concentración. Contiene un porcentaje mayoritario de mineral útil. Cola (T): producto más pobre en componentes valiosos. Razón o Factor de Concentración (Fc): relación entre el peso del mineral de cabeza y el peso del concentrado. Expresa el tonelaje de mineral de cabeza necesario para obtener una tonelada de concentrado. Rc = Ff Cc Balance de Masas: F= C + T (Peso del mineral de cabeza= al peso del concentrado + el peso de la cola) Balance Metalúrgico: Ff= Cc + Tt (Peso del mineral de cabeza por la ley = al peso del concentrado por su ley + el peso de la cola por su ley) Ff= contenido fino de la alimentación. Cc= contenido fino del concentrado. Tt= contenido fino de la cola. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 56 EJEMPLOS: 1. La alimentación a una planta de flotación tiene 0,8 % de Cu. El concentrado producido 25 % de Cu, y la cola 0,15 %. Calcular la recuperación de cobre en el concentrado, el grado de concentración y el grado de enriquecimiento. Solución: R = 100 x 25 x (0,8 – 0,15) / 0,8 x (25 – 0,15) = 81,71% RC = (25 – 0,15) / (0,8 – 0,15) = 38,23% RE = 25 / 0,8 = 31,25% 2. Una planta trata 210.0 Tn de mineral durante un turno, los ensayos dan un 25% de metal para producir un concentrado del 40% de metal, y una cola de 0.20% de metal. SOLUCIÓN: C / F = (40 – 0,02) / (2,5 – 0,02) = 16,12 Si F = 210.0 Tn entonces; C = 210.0/16.12 De aquí: C = 13.02 Tn/ turno El peso de las colas, de esta manera, será F = C + T ; => T = F – C = > T = 210.0 – 13.02 T = 196.98 Tn APLICACIÓN: OBJETIVOS: - Realizar el cálculo de balance metalúrgico en diferentes plantas de procesamiento de minerales y sus circuitos asociados. - Interpretar resultados obtenidos. 1. Calcular los contenidos finos, las colas, recuperación, factor de concentración y balance metalúrgico de una planta que trata 100 tn de mineral de plomo de ley 4 % y produce 6 tn de concentrado de 60 % Pb. 2. Una planta trata por día 115 tn de mena de zinc con 7% Zn y produce 9 tn de concentrado con un 68 % Zn. Indicar los contenidos de finos de mena, concentrado y colas; la razón de concentración; la recuperación en planta y el balance metalúrgico. 3. Se cubicaron 3.650.000 tn de mineral con un contenido de 18% Pb, 14% Zn y 540 g/tn de Ag. La planta de concentración de la mina puede tratar 1.000 tn diariamente, es decir 365.000 tn/año, por lo que la vida de la misma es de 10 años. La recuperación del Pb en planta es de 85% obteniéndose un concentrado de Pb con las siguientes leyes 60% Pb; 3 % Zn y 1.500 g/tn de Ag. La recuperación del Zn en la planta también es del 85% y el concentrado de Zn tiene 50% Zn, 5% Pb y 360 g/tn de Ag. Con estos datos calcular: a) ¿Cuántas tn de cada concentrado se producirán diariamente? b) ¿Cuál es la recuperación total de los metales? c) Calcule el tonelaje y ley de la cola. d) Verifique mediante el avance metalúrgico. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 57 ELECTROMETALURGIA. El cobre metálico de alta pureza (99.99%), adecuado al uso como conductor eléctrico o en cañerías, se obtiene electrolíticamente tanto en procesos de electroobtención (EO) como en procesos de electrorefinación (ER). En los procesos de EO los cátodos de cobre se electrodepositan a partir de soluciones de lixiviación, previa purificación en extracción por solventes (SX). En ER se electrodeposita el cobre, a la vez que se purifica, a partir de ánodos obtenidos por vía pirometalúrgica. En ambos casos el cobre es transportado a través de una solución como ión, siendo su destino final el cátodo, donde ocurre la siguiente semi-reacción: Esta reacción es inducida por la aplicación de un potencial más catódico que el de equilibrio (dado por la ecuación de Nernst). Los pasos principales del proceso son: difusión, convección o migración del ión Cu+2 a la superficie del cátodo, transferencia de carga y, finalmente, crecimiento del depósito. Los procesos de electrodeposición de metales se manejan hoy en día según criterios empíricos o semi-empíricos, con información basada en la experiencia de planta. La imposibilidad de establecer criterios más rigurosos de operación induce problemas en las propiedades físicas de los Cátodos, tales como la formación de nódulos o estrías, o a una morfología inadecuada, todos éstos factores que llevan a su rechazo. Por otra parte, las propiedades microestructurales de los depósitos están fuertemente correlacionadas con propiedades mecánicas y eléctricas y el atrapamiento de impurezas, lo que también puede ocasionar una desvalorización de los cátodos. La importancia del control de la microestructura y morfología de los depósitos está dada por la relación que éstas tienen con los siguientes aspectos: - Grado de adherencia al sustrato (importante en el caso de láminas iniciales, ya que deben desprenderse fácilmente, o en la industria de recubrimientos, donde una buena adherencia es un requisito básico) - Coherencia/Porosidad del depósito - Aspecto (brillo) - Resistencia Mecánica (depósitos aciculares son quebradizos) - Eficiencia de corriente (la formación de púas o dendritas ocasiona cortocircuitos en la celda) - Pureza del depósito (co-deposición de otros metales, electrólito atrapado) La pérdida económica involucrada en las fallas que puedan presentarse en cada uno de estos aspectos es una de las causas que motivan la investigación en este campo. Por otra parte, el estudio de la ciencia de la cristalización ha llevado al conocimiento de los subprocesos que en conjunto constituyen el crecimiento cristalino. El aumento de la cantidad de materia en alguna fase sólida en desmedro de otra fase se produce debido a una desviación del equilibrio termodinámico del sistema, que en el caso de la cristalización de un metal por vía electroquímica implica la existencia de un sobre potencial. Tradicionalmente se ha diferenciado, dentro de los subprocesos que conforman la electrodeposición, sólo a la transferencia de carga y la transferencia de masa, debido a las facilidades que presenta su estudio y a su importancia para el control de la deposición en plantas industriales (esta clasificación es la que lleva a establecer los dominios de control por reacción química, control mixto, y control por transferencia de masa). Estos fenómenos en realidad constan de muchos subfenómenos. El interés por comprender estos procesos y su interrelación constituyen otra causa del estudio en el campo de la electrocristalización. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 58 Electroobtención y electrorefinación de cobre. La electro obtención de cobre es la recuperación del cobre como metal a partir de una solución en una celda electroquímica. La electro refinación de cobre es la purificación de cobre por disolución y posterior recuperación sobre un cátodo, por vía electroquímica. En una refinería en general, las celdas se ordenan en grupos y subgrupos que pueden llamarse circuitos, cuando se consideran las celdas alimentadas por un rectificador y secciones grupos de celdas relacionados con las operaciones de carga y cosecha de cátodos. Cada circuito es una refinería en sí, con redes hidráulicas y eléctricas propias. En refinación normalmente un circuito independiente se destina a la fabricación de hojas de partida. Las celdas son de concreto revestido en PVC, aunque hoy día se usan con buenos resultados los concretos poliméricos. Una celda acepta del orden de 50 ánodos y 51 cátodos. La conexión eléctrica de las celdas es en serie (Walker) y cada ciclo anódico dura 24 a 28 días. El ciclo catódico entre 12 y 14 días. Los cátodos iniciales miden un poco más que los ánodos. Las hojas madres para la fabricación de láminas de partida pueden ser de cobre, acero inoxidable o titanio. En las refinerías modernas se usa los cátodos permanentes de acero inoxidable. Electro-obtención de cobre. La electro-obtención de cobre se realiza en una celda compuesta por un cátodo sobre el cual se recuperará el cobre y por un ánodo que debe ser inatacable para evitar la contaminación de la solución. El cátodo inicial es una lámina delgada de cobre o una lámi na de acero inoxidable (cátodos permanentes) y el ánodo es una placa de una aleación de plomo (Pb - Ca - Sn). Las semi-reacciones que ocurren son: La reducción del ión cúprico: Cu2 + + 2e = Cu E o = 0,34 V. La oxidación del agua: 2H 2 O = 4H + + O2 + 4e E o = 1,23 V. Para realizar la electrólisis es necesario aplicar entre los electrodos una diferencia de potencial mayor que la diferencia de potencial mínima de electrólisis. Para la obtención en condiciones estándar esta diferencia de potencial mínima es de 1,23 – 0,34 = 0,89 V. De acuerdo con la ley de Nernst el potencial de una placa de cobre a 25º C es: E = E o + 0,059 log [Cu 2+ ] La reacción anódica que ocurre sobre la placa de aleación de plomo, insoluble, es la electrolisis del solvente. En este caso: 2H 2 O = 4H+ + O 2 + 4e E = E o - 0,059 pH. La diferencia de potencial mínima o potencial de descomposición Ed es: EO – Ecu = Ed = 0,89 + 0,059 log [H+] / [Cu 2+ ] Es interesante desde el punto de vista de consumo de energía minimizar este valor Ed disminuyendo la concentración de ácido y aumentando la concentración del ión Cu2+. Cuando la electro-obtención es la etapa que sigue a lixiviación esos valores están condicionados por l a etapa anterior. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 59 La implementación del proceso de extracción por solventes hace posible, debido a la pureza de las soluciones, obtener directamente por electroobtención cátodos de calidad electrorefinado. En este caso es posible lograr altas concentraciones en cobre y en ácido. Persiste el problema de contaminación en plomo proveniente de los ánodos. La tensión de celda es de 2 a 2,5 [V]. Gran parte de este potencial se utiliza en producir la reacción electroquímica. En el electrólito la caída de tensión es también alta debido a la relativamente baja concentración en ácido sulfúrico. Las soluciones de lixiviación para electroobtención tienen una conductividad del orden de 0,2 [mho/cm] y el consumo de energía es de 2.700 – 3.000 [kWh/t Cu]. La caída de tensión total para un circuito de electro-obtención puede expresarse como: E = Ed + (Rc + Re)*I + a + c. Donde: Rc: resistencia equivalente de conexiones y barras. Re: resistencia del electrólito. I: intensidad de corriente en la celda. sobretensión anódica. Además, a = Rpa*I c = Rpc*I En que: Rpa: resistencia de polarización anódica equivalente. Rpc: resistencia de polarización catódica equivalente. EFICIENCIA DE CORRIENTE. La eficiencia de corriente es la razón entre el cobre realmente recuperado y el cobre que teóricamente debiera depositarse para la cantidad de corriente entregada, de acuerdo con la ley de Faraday: Ef = Mreal / Mteórica = Mreal/1,1853 * t * n * I *10-3. En que: M: peso real de cobre depositado en [kg] I: Corriente alimentada en [A] t: tiempo de operación en [h] n: número de celdas. Las pérdidas de eficiencia de corrientes se deben a varias causas: - Fugas de corriente. - Disolución química de cobre. - Cortocircuitos. - Reacciones parásitas. Las fugas de corrientes en general no son importantes y no alcanzan al 1% de la corriente entregada. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 60 Cuando la celda está desconectada eléctricamente es susceptible de producirse las siguientes reacciones: Cu + H2SO4 + ½ O2 = CuSO4 + H2O. La velocidad de crecimiento de esta reacción es del orden de 2 – 4 [g/h] El cortocircuito declarado, además de generar problemas en la homogeneidad de la distribución de corriente por electrodo en las celdas, deja pasar prácticamente todo el flujo de corriente no produciendo ninguna transformación electroquímica degradándose en calor. Leyes de Faraday de la electrolisis Durante los años 1833 y 1834 Michael Faraday publicó los resultados de una extensa serie de investigaciones sobre la relación entre el paso de electricidad a través de una disolución y la cantidad de materia liberada en los electrodos. La carga de un electrón es de 1’602 x 10 –19 C y la de 1 mol de electrones (6’022 x 10 23 ) es el producto de ambos números: 96500 C = 1 F. Con un mol de electrones se es capaz de reducir 1 mol de metal monovalente o ½ mol de metal divalente, es decir, un equivalente del metal (Mat/valencia). 1 equivalente precisa 96500 C n eq (m (g)/Meq) precisarán Q De la proporción anterior se deduce: m Q neq = —— = ————— Meq 96500 C/eq Como 1 Coulomb = 1 Ampere x seg, tenemos que Q = I x t (más fáciles de medir) reemplazando y despejando “m” se obtiene: m = M eq x I x t = M at x I x t F nºe x 96500 Siendo m, los gramos de elemento depositado en un electrodo, M at , el peso atómico del elemento, nºe, número de electrones, F es la constante de Faraday cuyo valor es 96500 culombios / eq- g,(carga de un mol de electrones) M eq es el peso equivalente del elemento, Q la carga eléctrica en culombios, I la intensidad de la corriente en amperios y t el tiempo en segundos Las dos leyes de Faraday se refieren a las masas de sustancias depositadas en los electrodos de una celda durante la electrólisis y se resumen en la fórmula formula anterior Primera Ley de Faraday dice: "La masa de un elemento depositado en cualquiera de los electrodos durante la electrólisis es directamente proporcional a la cantidad de carga eléctrica que pasa a través del electrolito". Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 61 Segunda Ley de Faraday dice: "Las masas de diferentes sustancias producidas por el paso de una corriente son directamente proporcionales a sus pesos equivalentes". También se puede establecer esta ley diciendo que: “La misma cantidad de electricidad producirá cantidades químicamente equivalentes de todas las sustancias". Más aún, el paso de noventa y seis mil quinientos culombios (Un Faraday) separa un equivalente químico de cualquier elemento. Ejemplo: 1. Para cubrir de oro una pieza de joyería son necesarios 0,045 g de metal. Calcula el tiempo durante el que una corriente de 3,2 A debe estar circulando por una cuba electrolítica que contiene una disolución acuosa de cloruro de oro (III) de concentración 1,5 M. Datos: Au = 197; Cl = 35,5. SOLUCIÓN m = M X I X t / n X F por lo tanto: t = m X n X F /M X I t = (0,045g X 3 x 96500 C/mol)/ (197g/mol X 3,2 C/s) = 20,66s REACCIONES PARÁSITAS. La principal pérdida de eficiencia de corriente en electro-obtención se debe a las reacciones parásitas. Pueden distinguirse dos tipos de situaciones para: - Tensiones superiores a la tensión del cátodo - Tensiones inferiores a la tensión del ánodo. Toda especie con un potencial de oxido reducción superior al potencial del cátodo será susceptible de reducirse sobre el cátodo Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 62 Procesos catódicos y anódicos. En la práctica las eficiencias catódicas en E.O. varían entre 77 y 92%. y toda especie con potencial de óxido reducción inferior al del ánodo puede oxidarse anódicamente. En la refinería de Chambishi con un electrólito que contuvo 4 [g/L] en Fe2+ y 6 [g/L] en Fe+3, la eficiencia catódica era de 77%. En Nchanga (Zambia) el electrolito contenía 2,1 [g/L] en e2+ y 0,5 [g/L] en Fe+3 y la eficiencia fue de 85%. Estos valores ponen en evidencia el papel que juega el fierro, principal impureza desde el punto de vista de la eficiencia de corriente. Fe3+ = Fe2+ + e E = 0,77 + 0,059 * log [Fe2+] / [Fe3+] Efecto del fierro. El ión férrico produce además problemas de corrosión en las orejas de los catodos por establecimientos de una tensión mixta. 2Fe3+ + Cu = 2Fe2+ + Cu2+ E = 0,33 V. El fierro puede eliminarse por descarte parcial de soluciones a las que previamente se les ha extraído el cobre; oxidando la solución con MnO2 y neutralizando a pH = 2 – 2,5, de modo que precipitar hidróxidos de hierro; también se puede utilizar fosfatos. En los procesos de extracción por solventes se puede minimizar el arrastre de fierros a la electro-obtención. El plomo, proveniente de los ánodos, es también una impureza nociva. Para esto se discuten dos tipos de soluciones; la utilización de ánodos de aleaciones Ca – Pb – Sn laminados, que presentan un PbO 2 de contextura diferente más resistente y menos contaminantes o el uso del ánodo de titanio recubiertos de óxidos activos de rutenio, platino, iridio, etc. La pureza de los cátodos de electroobtención es superior a 99,9 %. 5.3.2. Electro-refinación. En electro-refinación el ánodo y el cátodo son ambos de cobre y por lo tanto la tensión de descomposición es nula. El potencial total de celda en este caso es: La polarización misma consume solo un 4% de la energía. El 13% se degrada en las barras conductoras y en los contactos y el resto es caída ohmica en el electrólito. La energía consumida en el electrolito está directamente relacionada con la distancia que separa a los electrodos y con la conductividad de la solución. La conductividad depende de la concentración en ácido sulfúrico, en cobre, del contenido y tipo de impurezas, de la temperatura. Un electrólito típico es el indicado en Tabla. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 63 Tabla: Composición de electro-refinación Especie Concentración (g/L) Cu 38-45 H 2 SO 4 180-205 Cl 0,035-0,040 Fe 0,36-0,42 As 3,1-3,8 Sb 0,05-0,14 SiO 2 0,12-0,14 Bi 0,003-0,005 Ni 0,20-5,0 Una expresión para la conductividad del electrólito es la siguiente: k = 1,1*{1.000-7*(T-55) – 3*([H2SO4] - 200) + 6,6*[Cu] + 7,6*[Ni] + 8,2*[Fe] +0,7*[As]} En que: k : conductividad en [kmho/cm] T: temperatura en ºC [ ]: Concentración en [g/L] O también: k = 1,37*{2,55*T + 1,41+[H2SO4 – 0,15 [Cu]} Para un valor estándar de arsénico y fierro y sin níquel el valor medio es de 580 a 630 [mmho/cm]. Una intensidad de corriente por celda de electro-refinación típica es de 22.000 [A] con densidades de corrientes cercanas a 230 [A/m2]. La densidad de corriente está limitada principalmente por problemas de circulación de electrólito. Continuamente se investiga para superar estas limitaciones ensayando nuevos diseños de celda con mejor circulación de electrólito, filtrando las soluciones, etc. Las variables más importantes son la densidad de corriente, la temperatura del electrólito, la concentración el ácido sulfúrico y cobre, el flujo del electrólito a través de la celda, el tipo y cantidad de aditivos. Es deseable trabajar con las temperaturas más altas pero está limitado por la evaporación del electrólito y por la resistencia de los materiales de tuberías, revestimientos, etc. La solubilidad del sulfato de cobre aumenta con la temperatura pero si su concentración se hace muy alta cristaliza cuando el electrólito se enfría en los estanques de almacenamiento u otros lugares. Su solubilidad también disminuye en la presencia de impurezas siendo particularmente nociva la presencia de níquel; se considera que una parte de níquel equivale a 1,67 partes de ácido sulfúrico. La conductividad más alta se obtiene a la mayor concentración de ácido sulfúrico, la que en ningún caso debe sobrepasar los 220 [g/L]. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 64 PROCESO ANÓDICO. La composición del ánodo juega un papel importante; puede contener de 98 a 99,5% de cobre y las impurezas pueden estar en la forma de solución sólida o como fases separadas. El proceso principal es la transformación de cobre metálico en el cobre iónico hidratado. Aunque son necesarias las 753 kJ para la primera ionización y 2.720 kJ para la segunda, la diferencia de energías de hidratación exotérmicas (2.200 kJ contra 481 kJ) hace que la transformación global Cu Es posible de todos modos la existencia de una cierta cantidad de ión cuproso para establecer el equilibrio de los potenciales relativos Cu2+/ Cu+, Cu+/Cu. Cu2+ + e= Cu+ Eo = 0,17 V. Cu 2+ + 2e = Cu Eo = 0,34 V. Cu+ + e = Cu Eo = 0,52 V. LA REACCIÓN CATÓDICA. La reacción catódica puede entenderse separada en varias etapas. 1. Difusión del ión hidratado hacia la superficie, 2. Adsorción del ión hidratado Cu2+(H2O)x, 3. Migración del ión hacia un sitio de crecimiento, 4. Transferencia de electrones, 5. Deshidratación de electrones, 6. Cristalización. Los pasos 2, 3 y 6 son muy rápidos pero a temperaturas de trabajo industrial la transferencia de cargas se facilita y los pasos indicados pueden determinar la velocidad global. En principio, la calidad del depósito electrolítico será aceptable mientras no se pase un valor crítico de densidad de corriente que sobrepase la velocidad de cristalización. Este valor crítico depende de una serie de factores y es de difícil determinación. Un modo práctico de hacerlo es medir el perfil del depósito obteniendo diferentes condiciones. El valor fluctúa entre un cuarto y un tercio del valor de la corriente límite. La presencia de impurezas en las irregularidades de la superficie da lugar a una cristalización radial. El comienzo de estos nódulos es una partícula de barro conductora o semiconductora; plata, Cu2S, Ag2Se, CuS son partículas nocivas. Otras partículas sólidas no conductoras y por lo tanto no nodulizantes son Sb2O5, SbSO4, SiO2, PbSO4. Estas especies contaminan el depósito, excepto el SiO2 que, si no retiene partículas de cobre es expulsado fuera del cátodo. ADITIVOS ORGÁNICOS. Los aditivos orgánicos se agregan al electrólito para bloquear el crecimiento de dendritas y nódulos mejorando la calidad física y química del depósito y disminuyendo los cortocircuitos. El mecanismo de acción de los aditivos es por adsorción sobre los centros activos o salientes generando una sobre tensión local. El aumento de sobre tensión tiende a disminuir la intensidad de corriente excesiva y a frenar el depósito en los puntos críticos. El aditivo más antiguo empleado es la cola (gelatina), polímero proteico natural de cadena peptídicas - CO – N -. Docente: Néstor Reyes Díaz Introducción a la Metalurgia /Página 65 Este se emplea generalmente combinado con tiourea, SC(NH2)2. Además se agregan floculantes y cloruro. La cola se consume a un ritmo de 30 g/t de cobre depositado y el consumo de tiourea es de 10 a 25 g/t. El nivel de cloruro se mantiene en 0,035 – 0,040 g/L. En el proceso de electro-obtención se usa como aditivo la goma natural guar cuyo propósito es el indicado en el primer párrafo de este acápite. A nivel de estudio en laboratorio, en planta piloto y en faenas se pretende remplazar estos aditivos orgánicos por inorgánicos, para bajar la contaminación de los cátodos con el elemento carbono. Los barros se tratan para obtener el metal doré por lixiviación con ácido sulfúrico y aire a temperatura, filtración del barro, secado y copelación con borax y carbonato de sodio. El metal dore contiene 98% en plata siendo el resto oro, platino, paladio y cobre. Tabla Composición y barros anódicos típicas (%) Especie Ánod o Barro anódico Cobre Cu 99 5-8 Plomo Pb 0,2 20-30 Arsénico As 0,2 3 Estaño Sn 0,10 3 Selenio Se 0.01 2 Níquel Ni 0,04 0.04 Palta Ag 0,2 15-25 Silice SiO 2 Si EFECTOS DE IMPUREZAS. Los metales menos nobles que el cobre tenderán a disolverse por ejemplo, Ni y Pb. Los metales más nobles que el potencial de operación del ánodo no se disuelven y pasan directamente a los barros anódicos, por ejemplo, Ag y Au. Los barros anódicos contienen 40% de cobre, 20% en plata y 0,05% en oro. Se producen alrededor de 1,5 a 2,0 k/t La impureza anódica más importante, por cantidad, es el Cu2O que puede llegar a ser de 2.500 ppm en oxígeno. Este compuesto puede disolverse electroquímicamente y químicamente y es el principal responsable del aumento de la concentración de cobre en el electrólito de refinación. Cu2O + H2SO4 = Cu SO4 + H2O + Cu2+ + 2e Cu2O + H2SO4 = Cu SO4 + H2O + Cu El ánodo también puede contener otro tipo de óxidos como NiO, PbO, SnO 2 , ZnO u óxidos mixtos Pb - As, Ni - As, Pb - Sb, Ni - Sb como PbO –As 2 O 5 , PbO –Sb 2 O 5 , etc. Estos óxidos pueden seguir diferentes caminos. - NiO pasa a los barros anódicos (poco soluble en H2SO4), - SnO2 pasa a barros anódicos, - PbO puede precipitar como PbSO4, - ZnO pasa al electrolito como Zn2+, - Ni pasa como Ni2+, - Óxidos mixtos de plata pasan a los barros, - Bi (óxidos mixtos con Sb y Pb) conforman una sal básica vía Bi3+. - El Fe2+ puede oxidarse a Fe3+ pero el Fe3+ no puede reducirse.