Los sulfuros complejos son minerales que se explotan por su valor económico en metales no férreos y en metales preciosos, formados esencialmente por sulfuros de cobre, plomo, zinc y hierro, entre los cuales, se presentan ínter crecimientos íntimos.
2. 1
ÍNDICE:
1.- LA FAJA PIRÍTICA IBÉRICA
2.- CARACTERIZACIÓN DE LOS SULFUROS COMPLEJOS
3.- TRATAMIENTO DEL MINERAL
4.- PROCESO DE FLOTACIÓN
5.- CASO PRÁCTICO DE FLOTACIÓN
5.1.- Planta de Trituración Primaria
5.2.- Trituración Secundaria y Terciaria
5.3.- Concentrador
6.- PROCESO HIDROMETALÚRGICO
6.1.- Fundamento del Proceso
6.2.- Observaciones
7.- BIBLIOGRAFÍA
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1.- LA FAJA PIRÍTICA IBÉRICA
Las mineralizaciones del suroeste ibérico se distribuyen en dos zonas, la Zona
Surportuguesa y la Zona Ossa Morena.
Dentro de la Zona Surportuguesa se encuentra el Cinturón Ibérico de Piritas (Faja
Pirítica Ibérica), un grupo de mineralizaciones de grandes depósitos sulfuros
polimetálicos y lentejones de manganeso, de origen común.
La Faja Pirítica Ibérica (FPI) es un metalotecto de sulfuros masivos volcanogénicos
localizado en el suroeste de España y sur de Portugal. Es una de las provincias
metalogenéticas más importantes del mundo, y de las mayores concentraciones de
sulfuros del planeta. Es una zona de gran interés tanto económica como mineralógica
pues abarca gran variedad mineral a lo largo de su extensión. Sus excepcionales y
variadas reservas metálicas son las responsables de que sus mineralizaciones se
exploten desde hace más de 5000 años y que, en determinadas épocas, haya sido uno de
los distritos con mayor producción europea y mundial en pirita, Cu, Ag, Au y/o Mn.
Figura 1: Faja Pirítica Ibérica
La FPI presenta una superficie aproximada de 250 km de largo y de 30 a 50 km de
ancho, desde Alcácer do Sal (Portugal), hasta la provincia de Sevilla (España), al
sureste.
4. 3
Los enclaves mineros más destacables se distribuyen geográficamente de la siguiente
forma:
- España: Las Herrerías, Tharsis, La Joya, El Buitrón, Rio Tinto, San Miguel, Lomero-
Poyatos, Cueva de la Mora, Cala, Castillo, Teuler, Aguas Teñidas, y Las Cruces.
- Portugal: Canal-Caveira, Lousal, Aljustrel, Neves-Corvo, y Sao Domindos.
El resto tanto de Portugal como de España, son las siguientes: San Platón, Sotiel, San
Telmo, Soloviejo, Salgadinho, Aznalcóllar, Confesionarios, Concepción, Campofrío, La
Zarza, Monte Romero, Peña del Hierro.
Dentro de la Faja Pirítica se encuentran también mineralizaciones de sulfuros con
proporciones importantes de galena, blenda o calcopirita, llamados sulfuros complejos.
Entre estas minas de sulfuros complejos se encuentran la mina de Monte Romero
(Almonaster la Real) y las minas del Grupo Vuelta Falsa-El Toro en la Rivera de
Malagón (Puebla de Guzmán-Paymogo, Huelva), entre ellas Romanera, la Sierrecilla, El
Cura, Nuestra Señora del Carmen y Vuelta Falsa; en estas minas predominan los
contenidos de zinc y plomo sobre el cobre, de lo que puede servir de ejemplo la
composición de los minerales de Romanera, 0,38% Cu, 3,35% Pb y 6,21% Zn.
El promedio de la composición de la reservas y recursos en la FPI es el que se describe
a continuación: 46% S, 40 % Fe, 1,1% Cu, 2,9% Zn, 1,2% Pb, 0,8 g/t Au, 30 g/t Ag.
Otros muchos elementos como pueden ser en Sn, Cd, Co, Hg, Bi, Se… están igualmente
presentes pero en concentraciones aproximadas de unas 10 ppm.
2.- CARACTERIZACIÓN DE LOS SULFUROS COMPLEJOS
Los sulfuros complejos son minerales que se explotan por su valor económico en
metales no férreos y en metales preciosos, formados esencialmente por sulfuros de
cobre, plomo, zinc y hierro, entre los cuales, se presentan ínter crecimientos íntimos.
Tabla 1.- Mineralogía típica de los yacimientos de sulfuros complejos (FPI)
Mineral Composición Proporción
Calcopirita CuFeS2 1 %
Galena PbS 2,5 %
Esfalerita Zn(Fe)S 5,7 %
Arsenopirita FeAsS 1,2 %
Pirita FeS 84,4 %
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Los sulfuros complejos de la Faja Pirítica Ibérica, en su conjunto, presentan una
relación cobre:plomo:zinc cercana a 1:2:6, es decir, salvo en singularidades (que de
hecho existen, los minerales cobrizos), este tipo de mineralizaciones son de zinc-plomo,
entre los cuales el zinc es el metal mayoritario.
Dado su gran valor económico, nuestro objetivo será presentar una recopilación de los
principales procesos y técnicas para el beneficio de estos minerales.
3.- TRATAMIENTO DEL MINERAL
Estos sulfuros complejos polimetálicos, unidos generalmente a grandes masas de pirita,
ofrecen fuertes dificultades para su separación.
Hasta bien entrado el siglo XX se habían explotado en estas masas mineralizadas,
exclusivamente aquellas zonas en las que predominaban uno o dos metales, cuya
separación podía conseguirse con técnicas relativamente sencillas. Más adelante la
tecnología alemana resolvió los procesos de separación del cobre en las cenizas
procedentes de la tostación de piritas cupríferas, y en las piritas ricas en cobre y con
pequeñas cantidades de otros metales.
Por razones técnicas y económicas que no es éste el lugar de exponer, el tratamiento que
pudiéramos llamar convencional para la recuperación de metales de las cenizas de
piritas cayó paulatinamente en desuso, y se planteó el problema de la recuperación de
los metales contenidos en los sulfuros polimetálicos.
Dos han sido las vías esenciales seguidas por los investigadores para solucionar esta
importante cuestión.
El primer camino es esencialmente metalúrgico, y consiste, en líneas generales, en una
tostación previa de las piritas o de los sulfuros polimetálicos para producir ácido
sulfúrico y un tratamiento de las cenizas de tostación para eliminación de impurezas,
como el arsénico, el bismuto, etc., y recuperación selectiva de los metales contenidos.
La gran cuantía de las inversiones requeridas, los elevados costos de tratamiento y la
necesidad de producir ingentes cantidades de ácido sulfúrico, cuyo almacenamiento es
difícil y oneroso, detuvieron, después de resultados iniciales esperanzadores, el
desarrollo de esta línea metalúrgica en el tratamiento de los sulfuros complejos
polimetálicos.
La otra vía a que nos hemos referido, es la mineralúrgica, que consiste en la puesta a
punto de técnicas depuradas de flotación selectiva, para la obtención de concentrados
independientes de los más importantes metales contenidos e los sulfuros polimetálicos.
Todo ello dentro de unos grados de recuperación aceptables y con leyes y contenidos de
6. 5
impurezas que permiten mantenerse dentro de las especificaciones requeridas por el
mercado mundial de minerales.
Como residuo de los procesos de flotación selectiva se obtienen tonelajes muy
importantes de pirita flotada, que puede ser destinada a la fabricación de ácido sulfúrico,
pero con la enorme diferencia, en relación con la vía metalúrgica, de que esta pirita
flotada puede ser almacenada sin problemas importantes y utilizarse paulatinamente en
la fabricación de ácido sulfúrico, atemperándose a los requerimientos del mercado.
Durante los años 1.973 y 1.974 Andaluza de Piritas, S.A., puso a punto un
procedimiento para recuperar por flotación diferencial, el cobre, plomo, zinc y plata
presente en los sulfuros complejos, que permitía obtener concentrados de alta ley con
buenas recuperaciones metalúrgicas (Patentes: ES-0436357_A1, ES-8400677_A1 y ES-
8501004_A1).
Sin embargo, la cuestión no termina aquí, y el beneficio de los concentrados de mineral
obtenidos en la flotación de los sulfuros complejos polimetálicos representa un reto
importante para la tecnología metalúrgica.
La riqueza de estos concentrados de sulfuros polimetálicos en elementos secundarios,
muchos de ellos valiosos y recuperables, debe obligar a las metalurgias a perfeccionar
sus procesos de refino, a fin de obtener de estos minerales la mayor parte de los
elementos en ellos contenidos.
Cabe además la posibilidad de obtener la separación metalúrgica de los diferentes
metales y elementos contenidos en un concentrado global, y a ello apuntan diversas
investigaciones, tanto en lo que se refiere a la técnica pirometalúrgica como
hidrometalúrgica.
Como se puede observar, el esfuerzo de investigación tecnológica realizado en la FPI ha
sido enorme y ha continuado durante los primeros años del siglo XXI, tratando de
valorizar una acumulación de metales que siempre han sido un reto para los productores
de esta provincia metalogenética. Siguiendo la clasificación de Álvarez Marcos, los
procesos de mejora de los productos finales han seguido las siguientes líneas:
A).- A partir de los concentrados piríticos
1.- Procesos que operan por oxidación, a fin de remover la mayor parte del azufre en
forma de compuestos sulfuroso, seguidos de la separación de metales no férreos de un
residuo que contiene una elevada proporción de hierro.
Dentro de este grupo caben procesos, tanto piro como hidrometalúrgicos; sin embargo,
en ellos se generan enormes cantidades de gases sulfurosos o de ácido sulfúrico, que por
otra parte, será necesario vender en un mercado realmente saturado.
7. 6
En este grupo se encuentran diversas tecnologías, tales como la Tostación
Desarsenicante y Clorulante DKH, la Descomposición Flash Outokumpu y la Tostación
Sulfatante y otros más. Las desventajas de estos procesos se relacionan con la dificultad
de separar los metales no ferrosos del hierro, además, se requieren grandes unidades
procesadoras de cenizas y se crean problemas ambientales con el residuo férrico
procedente del tratamiento
2.- Procesos que separan inicialmente los contenidos en metales no férreos de la pirita o
sus derivados, descartándose aquella y éstos, como residuos. Dentro de este grupo se
encuentran los procedimientos bio-hidrometalúrgicos, ya sea por acción bacteriana
directa, mediante la cual, la pirita se transforma en sales insolubles de tipo sulfato,
liberando a su vez sales solubles de cobre y de zinc, o bien, mediante la acción
bacteriana indirecta que genera el agente lixiviante, el ión férrico, a expensas del sulfato
férrico producido en el ataque de aquel a los sulfuros. En esta situación, la pirita no es
atacada y los sulfuros de cobre y hierro, de zinc y de plomo, se convierten en sulfatos,
liberando al azufre contenido en su forma elemental.
Estas vías conducen siempre a procesos vía sulfato, con lo cual, el plomo, la plata y el
oro se encuentran con los insolubles de la reacción, formando un residuo del cual
pueden recuperarse en una segunda etapa. El reto al que se enfrentan todos los
procedimientos que se mencionan a continuación son los derivados de la lenta cinética
de reacción, implicando grandes volúmenes de reactores y fuertes costes energéticos en
la agitación, Además, se requieren numerosas etapas para la disolución de los diferentes
metales y, también, el volumen de residuos generado es algo mayor al de la materia
prima de entrada. Las tecnologías ensayadas han sido las siguientes:
- El Proceso BIOX de acción directa
- El proceso IBES de acción indirecta
- El proceso BRISA de acción indirecta
B).- A partir de concentrados globales Cu + Pb + Zn
Todos los procedimientos ensayados, a veces, a escala semi-industrial, en ningún caso
han sobrepasado el nivel comercial, situándose, frecuentemente, en la escala piloto.
Considerando todas las opciones, éstas pueden ser:
• Procesos Pirometalúrgicos
• Procesos Hidrometalúrgicos
- Medio Cloruro
- Medio Sulfato
· Químicos
· Biológico-Químicos
Ciñéndonos exclusivamente a los procesos por vía húmeda, considerados hasta ahora
como los más prometedores, el procedimiento COMPREX de Técnicas Reunidas
8. 7
renuncia a la tostación sulfatante previa y aborda la transformación en sulfatos por
lixiviación a presión con oxígeno. Este procedimiento ha ensayado concentrados de la
FPI llegando hasta la fabricación de cátodos de zinc metal. El proceso parte de un
concentrado de flotación global que, típicamente, podría contener: 3-8% Cu, 5-7% Pb,
14-19% Fe, 25-38% Zn y 200-450 g/t Ag. En el proceso, el concentrado global se
introduce en un reactor de oxidación con oxígeno a una temperatura de pulpa de 220 ºC
y a una presión total de 30 kg/cm2
durante una hora; el líquido separado del proceso de
oxidación contiene más del 98% del cobre y zinc inicial y, una vez neutralizado con cal
hasta un pH de 2,2 se envía a un proceso tradicional de extracción y electrolisis de
cobre; el plomo y la plata se hacen precipitar con polvo de zinc a partir de un
tratamiento de lixiviación con salmuera; el zinc, finalmente, procede de la extracción
con el proceso industrial Zincex de solventes y electrodeposición.
El proceso CUZCLOR (Técnicas Reunidas) es otro ejemplo ensayado con los
concentrados globales de la flotación de sulfuros complejos de la FPI, esta vez
utilizando un medio cloruro. La pulpa de concentrado global es lixiviada con cloruro
férrico a 100ºC de temperatura y presión atmosférica, transformando los metales básicos
en cloruros, mientras que el azufre pasa a su forma elemental. El cobre y el zinc se
extraen de la solución mediante disolventes específicos, pasando a la siguiente etapa de
deposición electrolítica.
Dado este contexto, no debemos olvidar los trabajos realizados a escala laboratorio y
planta piloto por Española del Zinc, S.A. y Andaluza de Piritas, S.A. en la década de los
70 del siglo pasado, que presenta un tratamiento hidrometalúrgico de los minerales
complejos (Patentes: ES-0475187_A1 y ES-0477532_A1). El proceso se basa
fundamentalmente en la oxidación selectiva de los minerales sulfurados de plomo, zinc
y cobre en medio cloruro mediante la acción del cloruro férrico, permitiendo la
recuperación de los metales contenidos en minerales complejos o en mezclas de
minerales sulfuradas.
En la vía de biolixiviación se han efectuado numerosos ensayos, desde la escala en
vidrio hasta plantas piloto de cierta envergadura. Se han obtenido numerosas patentes,
pero nunca se ha pasado de esa etapa de demostración. Así, el Instituto Geológico y
minero de España, ha realizado numerosos ensayos a escala “batch” sobre los
concentrados de cobre de diversas plantas en operación en la FPI, adquiriendo buenos
rendimientos al producir cepas de bacterias termófilas y mesófilas bien adaptadas a las
condiciones de ensayo, reduciendo paulatinamente los tiempos de disolución.
Un ensayo a una más importante escala ha sido la Planta Piloto instalada en el IGME en
sus instalaciones de Tres Cantos. El proceso se basó en el sistema BRISA aplicado al
tratamiento de concentrados de flotación de sulfuros complejos de la FPI. El proceso se
puede definir como una lixiviación férrica del zinc y el cobre contenidos en un
concentrado de flotación de cobre, y la posterior regeneración del agente lixiviante
mediante su recirculación a través de un bioxidador. La planta se estructuró en dos
9. 8
partes bien definidas. En la primera, tenía lugar una lixiviación química y en la segunda
una bioxidación. En el circuito de lixiviación se establecían dos etapas: lixiviación
primaria y una lixiviación catalítica. El agente lixiviante era el sulfato férrico.
El propio IGME ha seguido investigando el proceso de lixiviación férrica de
concentrados semiglobales mediante el sulfato férrico. En realidad, el interés de esta
nueva concepción se refiere a un concentrado de zinc no apurado, de tal manera que su
extracción del circuito de flotación hace mejorar sustancialmente el rendimiento y
calidad de la flotación secuencial. El concentrado, una vez acondicionado, se ataca con
sulfato férrico en varias etapas, para después, ser extraído con disolventes apropiados y
sufrir una electrodeposición. La planta ha sido instalada en la localidad minera de
Tharsis y ha marchado en continuo, consiguiendo elevadas recuperaciones. Durante el
año 2005 se ha investigado mineral polimetálico "rico", todo-uno, molido a un D80 = 30
micras, habiéndose obtenidos lixiviaciones del orden del 70% del cobre y del 95% del
zinc, en discontinuo, a escala de laboratorio.
Un proyecto de carácter algo excepcional es el de Cobre Las Cruces que, después de
haber pasado por varios propietarios desde que Rio Tinto (Riomin) lo descubriera en el
año 1994, por fin en la actualidad llega su puesta en marcha. El depósito mineral de Las
Cruces posee una magnífica ley en cobre, casi 18 millones de toneladas con 6,2% Cu,
con un 95% contenido en sulfuros secundarios: calcosina, covelina y bornita. En este
tipo de yacimientos es natural que se pensase en una lixiviación a presión para extraer
con una buena recuperación el cobre contenido. Sin embargo, las complicaciones y los
costes asociados a esta operación han decantado a la actual propiedad por el proceso
OKTOP a presión atmosférica, de la firma finlandesa Outek (Outokumpu Technology).
La instalación está en marcha desde 2009 y, fundamentalmente, el proceso consiste en
una línea sencilla de ataque de la pulpa finamente dividida (salida de una molienda de
un molino de bolas de 3,2 MW) en reactores verticales OKTOP (Vertical Fast Flow)
con oxidación por oxígeno, ya ensayados en procesos de extracción de níquel, seguida
de un montaje SX-EW (extracción por solventes y electrodeposición) con configuración
tradicional. La planta produce anualmente 72.000 toneladas de cátodos de cobre de alta
pureza.
Por último, en el año 2008, también entra en funcionamiento la explotación de Aguas
Teñidas que ha tenido la necesidad de montar un nuevo de concentrador con dos líneas
de flotación de tipo tradicional para minerales cobrizos y ricos en zinc. Las
características innovadoras del lavadero son su muy fina molienda (18 micras y 26
micras, según la línea de proceso) conseguida con molinos verticales en dos etapas
(towers mill). Además, el espesamiento final de los estériles se realiza al máximo, a fin
de producir material para introducirlo mezclado con cemento en las cámaras de la mina
subterránea.
10. 9
4.- PROCESO DE FLOTACIÓN
El método de recuperación de minerales por Flotación es actualmente el más eficaz y el
más extensamente usado en todo el mundo. Se distingue entre “Flotación Colectiva”
(separación de minerales distintos, como los sulfurados y los no-sulfurados) y
“Flotación Diferencial” (separación de tipos similares de mineral, como la separación de
sulfuros de Cobre, Plomo y Zinc).
La flotación hace posible la recuperación económica de recursos minerales de baja ley,
siendo, posiblemente, la tecnología más importante desarrollada para el tratamiento de
los minerales.
Siempre se pensó que era un arte lograr que una partícula mineralizada se vuelva
hidrofóbica, se junte a una burbuja de aire y, formando un conjunto de menor densidad
que el agua, flote hacia la superficie. La selectividad y el desarrollo logrado finalmente
en la flotación hasta nuestros días (indistintamente del tipo de celdas), hacen que estos
conceptos se expliquen cada vez mejor.
Ahora, en el tercer milenio, podríamos afirmar que flotar no es un arte porque para tener
éxito en flotación es necesario controlar desde la calidad del mineral en mina, el
producto chancado a molienda, la liberación de los valiosos y posible aplicación de
flotación flash, densidades de pulpa en las etapas de flotación, calidad y dosificación
automática de reactivos, control de cargas circulantes y remolienda de medios de
flotación, automatización de equipos en control de nivel de pulpa, control automático de
pH, uso de analizador químico en línea como apoyo importante a las decisiones de
flotación y, además, estar preparados para el esquema de plantas concentradoras por
flotación controladas desde una sala de mando es vital para alcanzar costos operativos
competitivos.
La flotación difícilmente será reemplazada en los próximos años, su relevancia en el
procesamiento de los minerales aún no ha sido medida en su verdadera magnitud. Este
proceso tiene gran influencia en la metalurgia extractiva ya que sin él difícilmente
hubiera podido desarrollarse sistemas posteriores, como los de tostación, conversión,
fusión y refinación para obtener metales de consumo; y, en general, la minería no
mostraría los niveles actuales de desarrollo, que permiten elevar el volumen de reservas
minerales abriendo la posibilidad de flotar minerales de contenido químico valioso más
bajo.
Los procesos de flotación eran los más habituales en la concentración de sulfuros
complejos en la Faja Pirítica. Hoy en día los siguen empleando algunas de las
explotaciones operativas: minas de Aguas Teñidas y Aguablanca.
La flotación diferencial de sulfuros polimetálicos, consiste en recuperar una o más
especies mineralógicas, dejando en los relaves otras especies deprimidas por reactivos
específicos.
11. 10
Las menas complejas que contienen cobre, plomo, cinc y hierro finamente diseminados
están entre los sistemas de más difícil beneficiamiento por flotación, especialmente
cuando la oxidación superficial lleva a la disolución de iones cúpricos que activan la
esfalerita, disminuyendo la selectividad del proceso.
Hasta hoy, la primera etapa de tratamiento de estos minerales pasaba inevitablemente
por el proceso de flotación. Tomando ahora las palabras de M. Acosta, 1991, los
parámetros más importantes del procesamiento por flotación de los minerales
complejos, son los siguientes:
• Presencia de pirita en cantidad muy elevada.
• Textura muy compleja de la asociación de los principales minerales que entran en el
proceso, con complicados inter-crecimientos cristalinos.
• Presencia de elementos minoritarios, muchas veces indeseables a causa de las
penalizaciones que incurren dentro de las fórmulas de venta.
Todo lo anterior lleva aparejado una problemática muy peculiar, que puede ser resumida
de la siguiente manera:
• Una necesidad de moler el mineral a tamaños extraordinariamente finos, a fin de
liberar las especies económicamente interesantes (de 18 micras a 65 micras), lo que
conlleva muy elevados consumos de energía.
• Esto último origina una elevada proporción de ultra-finos que presentan unas
pobrísimas cinéticas de flotación, así como unas interacciones negativas con las demás
partículas, dificultando mucho el proceso de flotación.
• Una tendencia de los sulfuros interesantes a oxidarse por el aire o el agua, implicando
con ello las propiedades superficiales que afectan a la flotación con espumas.
• Unos elevados consumos de reactivos debido a la gran superficie específica generada.
• Una similitud de las propiedades físico-químicas superficiales debido al muy pequeño
tamaño de las partículas.
• Existencia de arrastre mecánico debido a su pequeña masa.
Esto se traduce en unos limitados resultados metalúrgicos, referidos tanto a las bajas
recuperaciones de algunos metales (son típicas en Sotiel el 44% del cobre, el 40% del
plomo y del 80% en el zinc) como a la calidad de los concentrados finales, puesto que
las grandes fundiciones de metales básicos del mundo han sido diseñadas para
concentrados monometálicos.
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En una visión general, en el diseño de las estrategias de flotación se han estudiado tres
alternativas. La Flotación Global (un solo concentrado de Cu + Pb + Zn), la
Semidiferencial (un concentrado de Cu + Pb y otro de Zn) y la Diferencial Secuencial
(un solo metal por concentrado). En la práctica, tan solo se utiliza la última línea, a
pesar de que los concentrados sean de baja calidad, conteniendo cantidades
relativamente importantes de arsénico, antimonio, bismuto, estaño y mercurio.
El interés de mejorar los resultados de la venta de unos concentrados de flotación
cargados de penalizaciones y que proceden de operaciones de concentración con bajas
recuperaciones y altos costes operativos, llevó, desde los primeros momentos de la
etapa de aprovechamiento global de los metales mayoritarios de la FPI, a considerar dos
grandes líneas de acción: mejorar los resultados mediante el incremento de la calidad de
los productos finales, que ya no serían los concentrados descritos, y/o realizar la anterior
operación sobre concentrados de peor definición (menos riqueza de los metales) pero
mejorando el rendimiento y reduciendo los costes, sacrificando en ello la calidad del
concentrado final (globales y semiglobales).
5.- CASO PRÁCTICO DE FLOTACIÓN
El yacimiento, que es la base de nuestro planteamiento, podría formar parte del cinturón
pirítico mediterráneo, que aflora en el sur de Portugal, atraviesa parte de las provincias
de Huelva y Sevilla, emerge de nuevo en Cartagena, y a continuación en Italia, Grecia,
antigua Yugoslavia, Chipre y Turquía, ya que a lo largo de todo el cinturón se
encuentran frecuentes acumulaciones de sulfuros complejos polimetálicos, unidos
generalmente a grandes masas de pirita.
A partir de las características estudiadas del mineral:
Cobre……. 0,44 %
Plomo…… 1,77 %
Zinc……... 3,33 %
Plata…….. 69 g/t
que arma en una base pirítica, se procedió a diseñar un proceso de flotación de sulfuros
complejos que permite la obtención de tres concentrados independientes de mineral, uno
conteniendo el zinc, otro conteniendo el plomo y una parte de la plata, y el tercero, que
contiene el cobre y el resto de la plata. Simultáneamente, se obtienen cantidades muy
importantes de pirita, útil para la fabricación de ácido sulfúrico, como estéril.
El diagrama cualitativo de flujos lo podemos ver en la figura 2. En él podemos
contemplar las distintas etapas del tratamiento de flotación selectiva del mineral hasta la
obtención de los concentrados de los tres metálicos básicos de cobre, plomo y zinc, más
unos residuos de pirita.
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El proceso comienza con la extracción del mineral de la corta y su posterior transporte
desde el fondo de la corta hasta la planta mineralúrgica.
La planta mineralúrgica, mediante la trituración, molienda y flotación, tiene como
objetivo concentrar y liberar las partículas de las especies a recuperar que se encuentran
en las rocas mineralizadas, de manera que pueda continuar a otras etapas del proceso
productivo.
5.1.- Planta de Trituración Primaria
El mineral procedente de corta pasa a través de una trituradora primaria giratoria, que lo
reduce a granulometría inferior a 200 mm. La trituradora primaria descarga sobre un
alimentador de placas, y éste a su vez sobre una cinta que lo conduce a una criba. La
criba separa dos productos; tamaños inferiores a 20 mm, que pasan mediante
combinaciones de cintas transportadoras al almacén de finos, y tamaños entre 200 y 20
mm, que son conducidos hasta el almacén de gruesos por medio de otro sistema de
cintas.
Un operador situado en la cabina de control de la trituración primaria dirige mediante un
panel las operaciones, que comprende desde la autorización de descarga de camiones
hasta la descarga a las cintas antes indicadas.
La trituración primaria funciona en circuito abierto con la criba primaria, trabajando
cinco días a la semana y durante los tres relevos.
5.2.- Trituración Secundaria y Terciaria
Del almacén de mineral grueso se extrae éste a través de alimentadores vibrantes,
pasando a una cinta que lo conduce hasta la trituradora secundaria, que reduce el
mineral por debajo de 40 mm.
La trituradora secundaria trabaja en circuito abierto; el mineral triturado es conducido, a
través del sistema de cintas correspondiente, hasta una tolva de dos cuerpos situada en
la parte superior del edificio; de allí es extraído por dos alimentadores vibrantes,
vertiendo cada uno de ellos sobre una criba, que separa dos productos, inferior y
superior a 20 mm. El superior a 20 mm pasa directamente a dos trituradoras terciarias,
que, funcionando en circuitos cerrados con las cribas, dan un producto de tamaño
inferior a 20 mm, y que, uniéndose al que procede de la trituradora secundaria, es
conducido por cintas hasta los correspondientes almacenes de mineral fino.
Las operaciones de trituración secundarias, ambas trituraciones se efectúan en un mismo
edificio, son controladas por un operador situado en la cabina de control del edificio de
secundaria y que recibe continuamente en panel información de la operación.
15. 14
5.3.- Concentrador
En el esquema general del concentrador se distinguen tres áreas fundamentales:
molienda, acondicionamiento y flotación.
El mineral pirítico está compuesto por calcopirita, galena y blenda finamente
cristalizada y fuertemente diseminada en una matriz pirítica, siendo necesario llegar a
moliendas D80 = 20 µ para conseguir la liberación de las especies a recuperar. No
obstante, los superfinos menores de cinco micras, originan polución en los
concentrados, por lo que deben de limitarse a un mínimo con un buen control de la
molienda efectuada.
5.3.1.- Molienda
El mineral pirítico entra en molienda con granulometría inferior a 20 mm, reduciéndose
mediante molienda en húmedo, en tres etapas –una de barras y dos de bolas–, a
granulometría D80 = 20 µ. Las etapas de bolas son dobles y en circuito cerrado, con las
correspondientes baterías de ciclonado. La molienda en barras se efectúa con un solo
molino y en circuito abierto.
La dosificación del mineral al circuito de molienda es automática, efectuándose un
control de peso en la cinta que alimenta al molino de barras por medio de una báscula
dosificadora.
La densidad de pulpa de molinos a ciclones es controlada automáticamente. Para el
trasvase de pulpa de molinos a ciclones se utilizan bombas horizontales. Las
granulometrías que se obtienen en la primera etapa de clasificación son de D80 = 58 µ y
de D80 = 20 µ en la segunda.
Las espumas de los circuitos de desbaste de las tres especies a recuperar pasan por tres
molinos de remolienda, en circuito cerrado, con las correspondientes baterías de
ciclones. La principal misión de esta etapa es limpiar las superficies de óxidos y
colectores para facilitar la flotación en las etapas de relavado.
Los circuitos de molienda y remolienda están controlados por el operador del control
central. Densidades, caudales de pulpa y agua, temperatura de cojinetes, nivel de
mineral en los silos de finos, tonelaje, energía consumida, nivel en las cajas de bombas,
etc. son indicados o registrados en el panel del centro de control.
Debido a la fina granulometría que se necesita para separar las especies, la última etapa
de ciclonado trabaja con altas diluciones, por lo que es preciso espesar la pulpa antes de
pasar al circuito de flotación del cobre, operación que se efectúa en un espesador.
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5.3.2.- Flotación diferencial
El proceso de flotación diferencial de pirita compleja se caracteriza por el uso de SO2
(gas) y cal como depresores de pirita, galena y esfalerita en la primera etapa de flotación
y desbaste de cobre. La pulpa que proviene de molienda se espesa y se pasa a los
acondicionadores donde es tratada simultáneamente con SO2 y cal. Como colector de la
calcopirita se utiliza Amil-Xantato Potásico (AXK).
El producto de desbaste de cobre, una vez pasadas estas espumas por el molino de
remolienda, se somete a tres etapas de relavado a pH ácido y bajo contenido en sólidos,
utilizando SO2 como depresor y Aerofloat 238 como colector, para favorecer la
selectividad de la calcopirita frente a las otras especies. La espuma de cada relavo pasa
al acondicionador del relavo siguiente y la cola al acondicionador del precedente. La
cola del primer relavo se retorna al final del circuito de molienda.
Los relavos del circuito de cobre, se realizan con pulpas muy diluidas, con porcentajes
en sólidos entre el 7 y el 20%, disminuyendo el contenido de sólidos del primero al
último relavo para facilitar la selectividad entre la calcopirita y el resto de los sulfuros,
especialmente la pirita.
Los bancos de celdas van provistos de control automático de nivel de pulpa y de pH,
trasvasándose las espumas y pulpas con bombas verticales.
El producto obtenido en el circuito de cobre tiene una ley media de:
Cu 23 % Zn 2,5 %
Pb 3,5 % Ag 1.600 g/t
El estéril del circuito de cobre constituye la alimentación del circuito de plomo y es
acondicionado con SO2 y cal, ó solo SO2, dependiendo de las características del mineral,
en determinadas dosificaciones para conseguir la depresión de pirita y blenda,
utilizándose AXK (amil-xantato potásico) y Samlet F-2964 como colectores de plomo y
plata, adicionando parte de los colectores en un acondicionador de cabeza y parte a lo
largo de las celdas de desbaste.
Las espumas de desbaste de plomo, una vez remolidas, son tratadas en cuatro etapas de
relavado para obtener un concentrado de plomo adecuado. En todos ellos la depresión
de la pirita, requiere cierta cantidad de depresores (los mismos indicados para el
desbaste), largos tiempos de acondicionamiento y grandes diluciones en la flotación.
La espuma de cada relavo pasa al primer acondicionador del relavo siguiente y la cola
del primer acondicionador del relavo precedente. La cola del primer relavo se retorna a
cabeza del circuito de desbaste de plomo previamente espesada.
17. 16
En los relavos del plomo, es necesario trabajar a grandes diluciones con contenido en
sólidos en el último relavo del 8-15% y entre 15 y 25% en los restantes. El agua total
necesaria en los relavos, se adiciona en el último relavo, llegando por retorno de colas a
los precedentes al igual que en el circuito de cobre. Con este sistema de adición, se
beneficia la selectividad al añadir el agua limpia de sales a los puntos donde se desea el
máximo enriquecimiento.
El control de pH y nivel de espuma se efectúa de forma automática, como en los
circuitos de cobre y zinc
Las características del concentrado de plomo son las siguientes:
Cu 0,52 % Zn 3,80 %
Pb 50,00 % Ag 600 g/t
Una vez separados el cobre y el plomo en los respectivos circuitos, la pulpa pasa a
cabeza del circuito de zinc, donde se adiciona, en los correspondientes
acondicionadores, SO4H2, Ca(OH)2 y AXK (amil-xantato potásico), pasando la pulpa a
las celdas de desbaste, donde se separa una espuma que es remolida y un residuo
constituido esencialmente por pirita, que se almacena en un depósito.
El circuito de zinc es convencional, utilizándose sulfato de cobre como activante de la
esfalerita, cal como depresor de la pirita y regulador de pH y Amil-Xantato Potásico
como colector.
El producto de de la remolienda se somete a tres operaciones de relavado a pH muy
alcalino, adicionándose la cal necesaria en los acondicionadores previos a cada relavo.
También se adicionan en los relavos los mismos reactivos que en el circuito de desbaste.
En los relavos de zinc es necesario trabajar con productos diluidos, con contenidos en
sólidos en el último relavo entre 10-20% y entre 15-30% en los restantes. Lo mismo que
en los circuitos de cobre y plomo, el agua se adiciona en contracorriente, de la forma
descrita en el circuito de plomo.
El concentrado de zinc obtenido tiene las siguientes características:
Cu 0,40 % Zn 48,00 %
Pb 1,10 % Ag 85 g/t
Es importante tener en cuenta que la depresión de la blenda, efectuada en cabeza de los
circuitos de cobre y plomo con la combinación SO2 y cal, es salvada fácilmente en el
18. 17
circuito de zinc con adición de una pequeña cantidad de sulfato de cobre,
consiguiéndose un fuerte ahorro de este reactivo, frente al necesario cuando se utiliza
cianuro y sulfato de zinc. Por otra parte, la pirita al utilizar el combinado de SO2 + cal
en los circuitos de cobre y plomo, llega muy deprimida al circuito de zinc, con lo que se
puede efectuar la flotación a pH entre 9 y 11 con ahorro importante de cal.
No obstante, con objeto de poder obtener una mayor economía en los costos de
operación y un aumento en las recuperaciones metalúrgicas, hay que considerar la
alternativa de un proceso para el beneficio de los sulfuros complejos por flotación
diferencial, en el que se suprime el uso del SO2 sustituyéndolo por otros agentes que,
por mecanismos distintos, consiguen los mismos efectos de selectividad en virtud de los
cuales es posible alcanzar el fin deseado de obtener concentrados diferenciales de cobre,
plomo y zinc a partir de sulfuros complejos.
5.3.3.- Espesado, filtrado y secado
Los concentrados diferenciales se almacenan en tanques espesadores, que eliminan el
83% del agua que llevan los concentrados, saliendo la pulpa con contenidos de sólidos
próximos al 67%.
Los concentrados son filtrados en filtros de discos, y la torta filtrada es conducida hasta
secadores rotativos, en los que se reduce el contenido de humedad hasta el 8%, pasando
por medio de cintas hasta el almacén de concentrados.
6.- PROCESO HIDROMETALÚRGICO
De los trabajos de laboratorio y planta piloto, realizados en colaboración entre Española
del Zinc, S.A. y Andaluza de Piritas, S.A., se desarrollaron los procesos SULCOM y
CONCARB, para el tratamiento hidrometalúrgico de un concentrado global de los
minerales complejos de la Faja Pirítica Ibérica:
- SULCOM: Patente ES-0475187_A1.- Procedimiento hidrometalúrgico para el
tratamiento de minerales complejos sulfurados, caracterizados por una lixiviación en un
medio fuertemente oxidante en dos etapas y la separación de cada uno de los metales;
obteniendo finalmente unos productos intermedios aptos para la metalurgia actual. Se
controlan las reacciones no deseadas en una proporción superior al 95% y, con la
particularidad de que uno de los productos que forman parte de la alimentación es
asimismo un reactivo.
- CONCARB: Patente ES-0477532_A1.- Procedimiento hidrometalúrgico para
convertir sales cloruradas de plomo, caracterizado por realizar la conversión de dichas
sales en una mezcla de óxidos y carbonatos de plomo, con bajos contenidos en cloruros,
19. 18
mediante el tratamiento de dichas sales con lejías álcali-carbonatadas de cloruro sódico
a temperaturas elevadas, inferiores al punto de ebullición de la disolución.
A partir de los procesos SULCOM y CONCARB, se planteó considerar el tratamiento
conjunto de los minerales complejos y los fangos procedentes de la lixiviación ácida
normal de la blenda.
El proceso se basa en la lixiviación oxidante en medio cloruro de los minerales
complejos, solubilizando los metales de interés, y en una separación fraccionada y
progresiva de cada uno de los metales dando como productos finales los siguientes:
- Óxidos-carbonatos de plomo ó plomo metal.
- Cobre electrolítico.
- Plata electrolítica.
- Zinc electrolítico.
- Óxidos de hierro.
- Residuos cadmíferos.
- Azufre elemental (como solución probable).
- Residuo pirítico.
- Sosa caústica.
El planteamiento considera que en el tratamiento mineralúrgico no sería necesario
recurrir en su totalidad a la flotación diferencial, sino que se podría ir a los siguientes
tipos de concentrados:
- Mixto Cu-Pb (calcopirita y galena).
- Blenda de Zn.
- Mixto Cu-Zn.
En esta línea, se debería reconsiderar el estudio del tratamiento de un concentrado
global de Cu-Pb-Zn y polvos de acería, lo que simplificaría el proceso y resultaría
económicamente muy rentable.
No separaremos por tanto el sector metalúrgico del mineralúrgico, por ser esta una
investigación conjunta dentro de un mismo grupo.
6.1.- Fundamento del Proceso
El proceso que estamos estudiando, se basa fundamentalmente en la oxidación selectiva
de los minerales sulfurados de plomo, zinc y cobre en medio cloruro mediante la acción
del cloruro férrico. Esta lixiviación proporciona un líquido fértil del cual se van
separando los distintos metales por cristalización del cloruro (plomo), extracción
aniónica (cobre, zinc, hierro y cadmio) y cementación (plata) mientras que las distintas
20. 19
impurezas, excepto el mercurio, quedan en el residuo. Residuo, que por otra parte, se
podría tratar con el fin de recuperar su azufre elemental.
De acuerdo con este esquema, el proceso se podría dividir en las siguientes etapas:
1.- Lixiviación.
2.- Obtención de cloruro de plomo y transformación en mezcla de óxidos y
carbonatos.
3.- Extracción aniónica.
3.1.- Reextracción fase Cu-Fe y separación Cu-Fe.
3.2.- Reextracción fase Zn y obtención de zinc electrolítico.
4.- Cementación de plata.
5.- Electrolisis cloro-alcalí.
6.- Unidad de cloración.
6.1.1.- Lixiviación
La lixiviación de los minerales sulfurados está basada fundamentalmente en la
posibilidad que tienen las disoluciones cloruradas de disolver prácticamente a todos los
iones metálicos, junto con la capacidad oxidante del ión férrico y la facilidad del ión
ferroso en pasar a férrico.
Las reacciones fundamentales que tienen lugar, son las siguientes:
(1)
(2)
(3)
(4)
(5)
En general:
(6)
(7)
(8)
produciéndose según el orden en que la hemos dispuesto.
21. 20
Finalmente, el hierro ferroso formado, se deberá pasar a férrico para reiniciar el ciclo
mediante la utilización de un agente oxidante, que en nuestro caso podría ser el cloro
generado en una electrolisis cloro-alcalí, según la reacción:
(9)
Evidentemente la reacción (7) no es muy deseable, pues comporta un consumo de
oxidante sin contrapartida de solubilización de metales. Únicamente deberá progresar
esta reacción en tanto que sea necesaria para dar lugar a la reacción (8). Otra
contrapartida que presenta la reacción (7) es que es preciso eliminar el ión sulfato
formado, precipitándolo con algún agente, como por ejemplo la cal, según la reacción:
(10)
La etapa de lixiviación comporta dos etapas claramente diferenciadas, una de 1 hora a
95º C en defecto de agente oxidante, y otra de 5 horas a 95º C y en exceso de agente
oxidante. Con esta forma de conducir el proceso se consiguen rendimientos de
disolución de metales superiores al 95%, mientras que la pirita y las impurezas, excepto
el mercurio, permanecen en el residuo.
Otro de los logros conseguidos con esta forma de conducir el proceso ha sido que la
eficiencia en oxidación es del orden del 90%, gastándose sólo un 10% de la capacidad
oxidante en las reacciones no deseadas, tal como la señalada anteriormente.
Un esquema cualitativo de esta etapa, lo presentamos en la figura 3.
6.1.2.- Obtención de cloruro de plomo y transformación en mezcla de óxido-
carbonatos de plomo
La lejía rica procedente del primer ataque se enfría a contracorriente con lejía agotada, y
finalmente se enfría en torre de refrigeración hasta 30-35º C, con lo que cristaliza el
cloruro de plomo, en forma fácilmente decantable y filtrable.
El cloruro de plomo se lava con agua del mar ligeramente aciculada y saturada de
cloruro de plomo, con el fin de obtenerlo de la forma más pura posible.
El cloruro de plomo lavado se trata con lejía de sosa parcialmente carbonatada en
cloruro sódico 4,13 M; con el fin de transformarlo en una mezcla de óxidos y
carbonatos, que responde a una fórmula aproximada a:
La reacción que tiene lugar en este caso es:
(11)
23. 22
Con lo cual generamos un cloruro sódico equivalente al necesario para obtener el cloro
que empleamos como agente oxidante del hierro férrico reducido en el ataque de la
galena.
Efectivamente:
Con lo que cerramos el ciclo de recuperación del plomo.
El esquema cualitativo de este proceso lo podemos observar en la figura 4.
El residuo de óxido carbonato de plomo hidratado se puede comercializar directamente
ó bien tratarlo en horno de reverbero ó cuba con el fin de obtener plomo metal.
En el segundo de los casos las exigencias en el lavado del cloruro de plomo serían
mucho menos fuertes, pues se podría comercializar un plomo de obra bastante puro.
También podría obtenerse un cemento de plomo, por cementación con chapa de zinc y
posterior recuperación del zinc por doble intercambio, pero no se puede garantizar en
este caso que el plomo obtenido no llevara grandes contenidos en zinc.
6.1.3.- Extracción aniónica
Los sulfuros metálicos de la mena en la etapa de lixiviación son transformados en
cloruros metálicos solubles. Debido a que el medio en que se realiza la lixiviación está
fuertemente clorurado, estos iones metálicos están bajo la forma de complejos
aniónicos, de la forma:
siendo z la carga del catión metálico.
En nuestro caso son:
24. 23
AGUA
FIGURA 4: ESQUEMA COWCARB
CARBONATACIÓN
VAPOR
LEJÍA 2ª ETAPA
CONVERSIÓN
CONVERSIÓN
1ª ETAPA
1 HORA 95º C
CONVERSIÓN
2ª ETAPA
1 HORA 95º
A PIROMETALURGIA
ESPESAMIENTO
FILTRACIÓN
Y
LAVADO
SEPARACIÓN
FÍSICA
ÓXIDO-CARBONATOS
DE PLOMO
LEJÍA CARBONATADA
4,13 M EN CLORURO SÓDICO
LEJÍA CLORURO
SÓDICO ALCALINA
A ELECTRÓLISIS
CLORO-ALCALÍ
RESIDUO LAVADO
GASES ESCAPE
COMBUSTIÓN FUEL
DE ELECTRÓLISIS
CLORO-ALCALÍ
CLORURO DE PLOMO
LEJÍA DE SOSA CAÚSTICA
4,13 M EN CLORURO SÓDICO
25. 24
Si ponemos en contacto estos aniones complejos con una amina clorhidratada disuelta
en una fase orgánica, ocurre la reacción:
(12)
Además, y en el caso del hierro, puede ocurrir una reacción que nos permite que, aún
llegando al estado ferroso, pueda pasar a la fase orgánica.
(13)
es decir, provocando una agitación e inyectando aire u oxígeno se puede conseguir que
el hierro pase a la fase orgánica.
6.1.3.1.- Reextracción fase Cu-Fe y separación y obtención de cobre y óxidos de
hierro
Una vez que los complejos metálicos están en la fase orgánica es posible separarlos de
una forma más ó menos selectiva y pasarlos a una fase acuosa, según la reacción:
(14)
Sobre este hecho nos basamos para realizar una separación primaria (Cu-Fe) – Zn y
después conseguir la separación Cu-Fe.
Efectivamente la capacidad de reextracción con respecto al zinc disminuye
enormemente con la concentración de iones cloruro de la fase acuosa, mientras que
tanto el hierro como el cobre no son afectados de una forma tan acusada.
De esta manera, trabajando en una disolución 1M en cloruro sódico a pH 1, se consigue
la reextracción total del cobre y hierro y sólo un 15-20% del zinc.
Este es un hecho de capital importancia, pues nos permite separar casi en su totalidad al
zinc y obtener un ahorro operativo grande.
Una vez el cobre y el hierro en fase acuosa procedemos a su separación, utilizando la
extracción catiónica con Lix ó Kelex para el cobre, según la reacción:
(15)
26. 25
y la precipitación a altas temperaturas del hierro, según la reacción:
(16)
esta reacción es de cinética rápida y se realiza a una temperatura de 85-90º C.
Una vez el cobre en la fase orgánica se reextrae con ácido celular procedente de la
electrólisis del sulfato de cobre y se obtiene finalmente el cobre por electrólisis.
En la lejía residual rica en cloruro sódico, se satura con sal y se envía, previa
purificación a la electrólisis cloro-alcalí.
6.1.3.2.- Reextracción y obtención de zinc
La fase orgánica rica en zinc, se trata con agua del mar, pasando el zinc a la fase acuosa.
De esta fase acuosa se precipita el cadmio con polvo de zinc y se separa como cemento,
y después se trata con una solución orgánica de DEHPA, con el fin de pasar el zinc a la
fase orgánica, según la reacción:
(17)
En caso de emplearse la disolución procedente de la recuperación Cu-Fe, la reacción
sería:
(18)
La diferencia entre ambas reacciones, es que en la primera empleamos cal y en la
segunda sosa caústica, ya que en el primer caso el vehículo soporte es agua del mar, y
en el segundo es cloruro sódico apto para la electrólisis cloro-alcalí.
Unidos ambos extractos orgánicos, se procede a su reextracción con ácido celular
procedente de la electrólisis de zinc, y recuperando el zinc de éste de forma electrolítica.
En las figuras 5 y 6 tenemos los esquemas de extracción-reextracción-recuperación.
6.1.4.- Recuperación de plata
La plata no extraída en la fase de extracción aniónica, aproximadamente un 70% del
total, se cementa sobre polvo de zinc, obteniéndose un cemento de plata con un 15-20%
de plata.
Este cemento se sometería a un tratamiento bien por electrólisis, bien químico y
finalmente la plata se recuperaría como plata electrolítica.
27. 26
DE 2ª FASE REEXTRACCIÓN
REEXTRACCIÓN
COBRE
ÁCIDO
CELULAR
EXTRACTO Fe
SULFATO
COBRE
SOSA
CAÚSTICA
VAPOR
COBRE
CATÓDICO
PRECIPITACIÓN
HIERRO
SEPARACIÓN
FÍSICA
AGUA
FIGURA 5: ESQUEMA RECUPERACIÓN
COBRE Y HIERRO
LEJÍA CLORURO
SÓDICO Y ZINC
ÓXIDO DE
HIERRO
FILTRACIÓN Y
LAVADO
A EXTRACCIÓN CATIÓNICA
DE ZINC
A CEMENTACIÓN PLATA
EXTRACCIÓN ANIÓNICA
3 ETAPAS CONTRACORRIENTE
LEJÍA RICA
METALES
LEJÍA POBRE
METALES
EXTRACCIÓN CATIÓNICA
COBRE
EXTRACTO
COBRE
EXTRACTO
Cu-Fe
1ª FASE REEXTRACCIÓN
3 ETAPAS
A 2ª FASE REEXTRACCIÓN ELECTRÓLISIS
ORGÁNICA CATIÓNICA
Cu. AGOTADA
SOSA
CAÚSTICA
ORGÁNICA ANIÓNICA
AGOTADA
ORGÁNICA ANIÓNICA
RICA
CLORURO SÓDICO
1M a pH 1
28. 27
VERTIDO AL MAR
FIGURA 6: ESQUEMA RECUPERACIÓN
ZINC
LEJÍA CLORURO
SÓDICO Y ZINC
SOSA CAÚSTICA
2ª FASE REEXTRACCIÓN
4 ETAPAS
REEXTRACCIÓN
CATIÓNICA
ZINC
SULFATO
ZINC
ORGÁNICA CATIÓNICA
Zn. AGOTADA
EXTRACCIÓN CATIÓNICA
ZINC
ZINC CATÓDICO
REEXTRACTO DE
ZINC
CAL
ORGÁNICA ANIÓNICA
AGOTADA A
EXTRACCIÓN ANIÓNICA
EXTRACTO ORGÁNICO
DE ZINC
ELECTRÓLISIS
EXTRACTO
ORGÁNICO
ZINC
LEJÍA CLORURO SÓDICO
A ELECTRÓLISIS
CLORO-ALCALÍ
AGUA MAR
pH = 4
ÁCIDO CELULAR
DE 1ª FASE REEXTRACCIÓN
EXTRACCIÓN
CATÓNICA ZINC
29. 28
6.1.5.- Electrólisis cloro-alcalí
Todas las lejías cloruradas recuperadas a lo largo del proceso se someterían a una
saturación con cloruro sódico y después de un proceso de depuración serían
electrolizadas, obteniéndose cloro, hidróxido sódico e hidrógeno.
El cloro se dividirá en dos caudales, uno al proceso y otro para, uniéndose a parte del
hidrógeno, obtener el ácido clorhídrico necesario.
La sosa en parte se reincorporaría al proceso y en parte se comercializaría para la venta,
teniendo en cuenta que en caso de dificultad de mercado su totalidad podría ser
absorbida por el proceso.
6.1.6.- Cloración
Las lejías agotadas a las que se las han recuperado los metales son sometidas a una
cloración con el fin de regenerar el cloruro férrico, ya sea en frio ya en caliente.
6.2.- Observaciones
Parece, a primera vista, que el proceso en sí es complicado, pero hay que tener en
cuenta que conlleva varios procesos hidrometalúrgicos y que por tanto es como si
fueran cuatro metalurgias unidas.
Por una parte, el trabajar en todos los casos a una presión igual a la atmosférica es muy
importante, pues nunca se necesitan equipos especiales. Por otra parte, los ciclos de
calentamientos y enfriamientos pueden suponer un considerable gasto energético, que se
procurará eliminar en lo posible mediante el empleo de circuitos de enfriamiento
localizados en contracorriente.
Otra de las ventajas que presenta el proceso es el alto rendimiento del material oxidante
por conseguir, en las bajas condiciones de agresividad del proceso, un control de las
reacciones no deseadas y sobre todo que no se produzca oxidación de la pirita, con lo
que su presencia en el mineral no está limitada como en otros procesos.
Otra ventaja importante es la versatilidad del proceso, que permite la introducción de
múltiples variantes y de otros sistemas de recuperación de metales, que en su momento,
y a tenor de futuros informes se pueden introducir.
Una de las variaciones que se pueden considerar a priori, sería la sustitución del fango
LAN y blenda por óxidos de acería, y/o utilización de un concentrado global de Cu-Pb-
Zn, lo que proporcionaría una considerable mejora para el sector mineralúrgico, tanto en
volumen de ventas como en ahorros de costos operacionales.
30. 29
Por otra parte, no presenta en su realización dificultad tecnológica, ya que en sus
diversas fases está en la actualidad siendo utilizado en otras metalurgias.
Por otra parte, admite la posibilidad, que no hemos reflejado inicialmente en el informe,
de la valorización del hierro y el azufre elemental obtenido, lo cual puede aportar una
considerable mejora económica, no sólo al proceso metalúrgico, sino al conjunto
minero-metalúrgico.
En resumen, a partir de unos materiales de partida, que son:
- Blenda.
- Mineral complejo calcopirita-galena.
- Mineral complejo calcopirita-blenda.
- Fangos LAN de hidrometalurgia del zinc.
- Cal.
- Cloruro sódico (sal común).
- Fuel.
- Energía eléctrica.
podemos obtener los siguientes productos valorizables:
- Zinc metal electrolítico.
- Cobre metal electrolítico.
- Cadmio metal electrolítico.
- Plata metal electrolítico.
- Óxidos-carbonatos de plomo ó plomo de obra.
- Sosa caústica.
y probablemente,
- Óxidos de hierro.
- Azufre elemental.
Al mismo tiempo se producirán unos efluentes acuosos, no contaminantes, que podemos
considerar como agua del mar.
Un diagrama resumen de este circuito lo tenemos representado en la figura 7, debiendo
indicar que sólo es una indicación de lo que podría ser, ya que necesitaría más estudio,
aunque con francas posibilidades de empleo.
Antonio Ros Moreno
31. 30
FIGURA 7: ESQUEMA GENERAL
FLOTACIÓNRESIDUO
CLORACIÓN FUEL VAPOR
RECUPERACIÓN
HIERRO
CAL
ELECTRÓLISIS
CLORO-ALCALÍ
SOSA
CLORURO SÓDICOHIDRÓGENO
RECUPERACIÓN
ZINC
CLORO
RECUPERACIÓN
ZINC
MATERIA PRIMA AGUA MAR
CAL LIXIVIACIÓN
RECUPERACIÓN
ZINC-CADMIO
EXTRACCIÓN
ANIÓNICA
RECUPERACIÓN
COBRE-HIERRO
RECUPERACIÓN
PLOMO
VAPOR
RECUPERACIÓN
CADMIO
RECUPERACIÓN
PLATA
RECUPERACIÓN
COBRE
CONVERSIÓN
CLORURO PLOMO
VENTA
PLATA
METAL
COBRE
METAL
ÓXIDOS
HIERRO
ZINC
METAL
AZUFRE
ELEMENTAL
ÓX-CARB
PLOMO
VERTIDO
AGUA MARINA
CADMIO
METAL
RESIDUO
ESTÉRIL
32. 31
7.- BIBLIOGRAFÍA
- Andaluza de Piritas, S.A.; Patente ES-0436357_A1.
- Andaluza de Piritas, S.A.; Patente ES-8400677_A1.
- Andaluza de Piritas, S.A.; Patente ES-8501004_A1.
- Andaluza de Piritas, S.A. y Española del Zinc, S.A.; Patente ES-0475187_A1.
- Andaluza de Piritas, S.A. y Española del Zinc, S.A.; Patente ES-0477532_A1.
- D. Juan y A. Moreno; Proceso Hidrometalúrgico para el Tratamiento de los
Concentrados de Aznalcóllar.
- Andaluza de Piritas, S.A.; El Camino de Aznalcóllar.
- Junta de Andalucía; Dossier Informativo Mina de Aznalcóllar.
- A. Azañero, V. Aramburú y otros; Flotación de minerales polimetálicos sulfurados de
plomo, cobre y zinc.
- Z. Pereira, R. Sáez y otros; Devonian (Strunian) age of the Aznalcóllar ore deposits
(lberian Pyrite Belt) based on palinology.
- J. A. Espí, A. Rodríguez-Avello y otros; El Tratamiento Integral de los Sulfuros
Masivos: Un Reto para la Mineralogía y para la Geometalurgia, analizado a partir de la
Faja Pirítica Ibérica (FPI).
- F. Tornos; La Geología y Metalogenia de la Faja Pirítica Ibérica.
- M. López; Síntesis Metalogenética de los Depósitos de Sulfuros del Cinturón Pirítico
Ibérico.
- D. Rodríguez; El vertido minero de Aznalcóllar: Estrategias de restauración de una
catástrofe ambiental.
- Junta de Andalucía; Pliego de Prescripciones Técnicas Particulares que deben regir la
Ejecución del Contrato Resultante de la Adjudicación del Concurso de Derechos
Mineros para la Explotación de la Reserva de Aznalcóllar.
Cartagena, 5 de Mayo 2014
