Hidrometalurgia

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Hidrometalurgia

  1. 1. Universidad de Atacama 1 Por hidrometalurgia se entiende los procesos de lixiviación selectiva ( disolución ) de los componentes valiosos de las menas y su posterior recuperación de la solución por diferentes métodos. El nombre de hidrometalurgia se refiere al empleo generalizado de soluciones acuosas como agente de disolución. La hidro-electrometalurgia comprende el conjunto de procesos de lixiviación y precipitación por medio de electrólisis, donde los procesos electroquímicos son precedidos por los procesos hidrometalúrgicos. Hay tres principales etapas de los procesos hidrometalúrgicos : ( 1 ) Disolución del componente deseado presente en la fase sólida. ( 2 ) Concentración y/o purificación de la solución obtenida. ( 3 ) Precipitación del metal deseado o sus compuestos. Los reactivos químicos empleados ( agentes lixiviantes ) deben reunir muchas propiedades para poder usarse, por ejemplo : no deben ser muy caros, deben ser fácilmente recuperables y deben ser bastante selectivos para disolver determinados compuestos. Los procesos de lixiviación y purificación de la solución corresponden a las mismas operaciones que se practican en el análisis químico, solamente que a escala industrial. En estos apuntes sólo se presenta los procesos hidro-electrometalúrgicos de algunos de los metales más comunes en Chile: el cobre y el oro. Se recomienda al estudiante referirse a las varias publicaciones que se publicaron estos últimos años en el campo de la hidrometalurgia para profundizar los temas que le interesan. 1 Introducción a la hidrometalurgia
  2. 2. Universidad de Atacama 2 2.1. Reacción Química En la práctica, se acostumbra escribir una reacción química, bajo la forma : dDcCbBaA +⇔+ (1) En (1), a,b,c,d : Coeficientes estequiométricos A,B : Reactantes C,D : Productos El valor de la energía libre estándar de la reacción (∆G°) puede determinarse conociendo los potenciales químicos estándares o las energías libres de formación de los reactantes y productos : Donde νi son los coeficientes estequiométricos de la reacción. 2 Fundamentos Termodinámicos
  3. 3. Universidad de Atacama 3 En este caso : (2) En (2), ∆G° : Variación de energía libre estándar de la reacción (1) (cal/mol o joule/mol) a,b,c,d : Coeficientes estequiométricos : Energías libres estándar de formación (o potenciales químicos ) de los compuestos que participan en la reacción. En las tablas, se escriben también G° o F°. Se usa la convención de LATIMER. a 298 K ( 25°C ) Utilizando los estados estándares, la variación de energía libre (∆G) de esta reacción, puede ser expresada como : (3) En (3), ∆G° : Energía libre estándar de la reacción aA,aB,aC,aD : Actividades de los productos y reactantes T : Temperatura (K) R : Constante de los gases ( 1.987 cal/mol.K )
  4. 4. Universidad de Atacama 4 Al equilibrio, no hay variación de energía libre : ∆G = 0. Por lo tanto : (4) A 25°C ( ∆G° en cal/mol) : (5) La ecuación (4) define K, constante de equilibrio de la reacción considerada a la temperatura T : (6) En (6), a,b,c,d : Coeficientes estequiométricos aA,aB,aC,aD : Actividades de los productos y reactantes. En soluciones diluidas, las actividades de las especies disueltas se aproximan por su concentración molar (mol/litro). La actividad de un solido o líquido puro es 1.
  5. 5. Universidad de Atacama 5 Ejemplo Se considera la reacción CuO + 2H+ <=> Cu2+ + H2O (Concentraciones en mol/litro) 2.2. Reacción Electroquímica Por lo general, una reacción electroquímica (o semi reacción), es decir en que participan además electrones, se escribe en el sentido de la reducción (captación de electrones) : (7) En (7), Ox. : Especie oxidante Red. : Especie reductora n : Número de electrones que participan en la reacción
  6. 6. Universidad de Atacama 6 La condición de equilibrio para un sistema electroquímico es : (8) Ecuación de NERNST En (8), E : Potencial de la reacción electroquímica (V) R : Constante de los gases ( 1.987 cal/mol.K ) T : Temperatura ( K ) n : Número de electrones que participan en la reacción F : Constante de Faraday ( 23060 cal/volt.equival. o 96500 Coulomb ) [Ox] : Actividad de Ox. [Red] : Actividad de Red. E° : Potencial estándar de la reacción electroquímica (V) Nota : En ciertos libros, la ecuación (8) se escribe bajo la forma : Reemplazando en (8) los valores numéricos de R y F, expresando esa ecuación en términos de logaritmo decimal y a 25°C, se llega a : (9) E° es el potencial estándar de la reacción electroquímica, es decir cuando todos los compuestos que participan en la reacción están en su estado estándar ( sólidos y líquidos puros, especies disueltas en una concentración de 1 mol/litro). (10)
  7. 7. Universidad de Atacama 7 o En(10), νi : Coeficientes estequiométricos de la reacción µi : Energias libres de formación n : Número de electrones que participan en la reacción F : Constante de Faraday ( 23060 cal/volt.equivalente o 96500 Coulomb ) E° puede calcularse por la formula (10), pero en general se prefiere obtenerlo directamente en tablas (Tabla ..) y escalas de potenciales estándares ( Fig. ..). Ejemplo Se considera la semi reacción : Cu2+ + 2 e- <=> Cu Resultados para diferentes concentraciones de cobre :
  8. 8. Universidad de Atacama 8 2.3. Diagramas Eh - pH 2.3.1. Introducción La forma más conveniente de representar la termodinámica de sistemas acuosos es en forma gráfica en los diagramas de Pourbaix o diagramas potencial - pH. Estos diagramas son ampliamente utilizados por los hidrometalurgistas, por cuanto permiten visualizar posibilidades de reacciones sin tener que recurrir al cálculo termodinámico para los fenómenos que ocurren en medio acuoso. Una importante restricción en la aplicación práctica de los diagramas termodinámicos, es que predicen tendencias a que ocurran fenómenos, pero no la velocidad con que éstos puedan ocurrir. En la práctica las velocidades de reacción pueden variar desde valores tan altos que son controlados por limitaciones en la transferencia de masa, a valores tan bajos que se requieren períodos geológicos para observar en forma directa el fenómeno. La cinética extremadamente lenta en algunas reacciones conduce a que algunas fases sólidas existan en condiciones fuera de su rango de estabilidad termodinámica o que fases sólidas no se formen en condiciones termodinámicas favorables y lo hagan otras en su lugar (fases metaestables) (ejemplo : precipitación de hidróxido de hierro). En este caso, es a veces útil utilizar diagramas Eh - pH modificados que consideren las fases metaestables. Existen Atlas de diagramas Eh - pH (Pourbaix). En este curso, se pretende mostrar como interpretar y utilizar esos diagramas, por lo cual se van a construir a modo de ejemplos el diagrama Eh - pH del agua y del cobre.
  9. 9. Universidad de Atacama 9 2.3.2. Diagrama Eh - pH del agua Puesto que se está considerando el equilibrio termodinámico de especies en solución acuosa, es relevante incluir en los diagramas Eh - pH los límites de estabilidad del agua. Las semi reacciones a considerar son : En medio ácido, Oxidación 2 H2O O2 + 4 H+ + 4 e - E° = 1.23 V Reducción 2 H+ + 2 e H2 E° = 0.00 V En medio básico, Oxidación 4 OH- O2 + 2 H2O + 4 e- E° = 0.401 V Reducción 2 H2 O + 2 e- H2 +2 OH- E° = -0.83 V Para calcular un diagrama de Pourbaix, se utilizan las ecuaciones de las reacciones en medio ácido, las cuales están directamente relacionadas con la concentración en iones H+ y el pH. * Oxidación 2 H2O <=> O2 + 4 H+ + 4e- E° = 1.23 V (11) * Reducción 2 H+ + 2 e- <=> H2 E° = 0 V (12)
  10. 10. Universidad de Atacama 10 O2 H2O H+ Acido y oxidante Básico y oxidante Básico y reductor Acido y reductor pH Para PH2 = 1 atm y PO2 = 1 atm, las ecuaciones (11) y (12) se simplifican a : Estas dos ecuaciones corresponden a rectas de pendiente (-0.06) y se muestran en la figura 2.3.1 siguiente. La región entre las líneas es el área de estabilidad termodinámica del agua bajo una presión de 1 atm y para una temperatura de 25 °C. Figura 2.3.1. : Diagrama Eh - pH del agua
  11. 11. Universidad de Atacama 11 2.3.3. Construcción del diagrama Eh - pH del cobre en agua Se presenta a continuación la construcción - simplificada - y uso del diagrama Eh - pH para el caso del sistema Cu - H2O. Consideramos actividades unitarias para todas las especies metálicas en solución. Este diagrama es adecuado para analizar la lixiviación de óxidos simples como tenorita (CuO) y cuprita (Cu2O) o de cobre nativo. Tabla 2.3.1 : Especies consideradas en el diagrama Eh - pH de Cu - H2O. Especie Energia libre de formación µ° (calorias) Estado de oxidación del Cu Denominación Cu 0 0 cobre nativo Cu2O -34.950 1 cuprita (rojo) CuO -30.400 22 tenorita (negro) Cu+ 12.000 1 ion cuproso Cu2+ 15.530 2 ion cuprico HCuO 2 - -61.420 2 ion hidrogenuro de cuprato Se consideran sucesivamente las diferentes reacciones entre las especies consideradas para el diagrama Eh - pH del cobre. Cada reacción corresponde a una línea de equilibrio en el diagrama de Pourbaix.
  12. 12. Universidad de Atacama 12 2.3.3.1. Reacciones en que participan H+, pero no e- Reacciones químicas propiamente tal, dependen sólo del pH. CuO + 2 H+ <=> Cu2+ + H2O (13) En este caso, se consideran actividades unitarias para todas las especies metálicas en solución.
  13. 13. Universidad de Atacama 13 Figura 2.3.2. Representación del equilibrio químico Cu2+/CuO, cuando [Cu2+]=1mol/l. La figura 2.3.2 muestra que si la concentración de Cu2+ es de 1 mol/litro, el oxido de cobre CuO precipita a un pH igual o superior a 3.8, independientemente del Eh. CuO + H2O <=> HCuO2- + H+ ∆G° = 25670 cal A partir del ∆G°, se calcula la relación de equilibrio siguiente : Este pH es mayor que 14, el límite superior de un diagrama Eh - pH convencional. => El CuO se considera como estable hasta pH 14. CuO + H2O <=> CuO22- + 2H+ A partir del ∆G°, se calcula la relación de equilibrio siguiente : del CuO Zona de estabilidad Eh pH3.8 Zona de estabilidad del Cu(2+)
  14. 14. Universidad de Atacama 14 Este pH es mayor que 14, el límite superior de un diagrama Eh - pH convencional. => El CuO se considera como estable hasta pH 14. HCuO2- <=> CuO22- + H+ A partir del ∆G°, se calcula la relación de equilibrio siguiente : Si hay 2 especies en solución, la línea de equilibrio se define donde las actividades de las dos especies son iguales. Figura 2.3.3. Representación del equilibrio químico HCuO2- <=> CuO22- + H+ Ese equilibrio no se dibuja en el diagrama de Pourbaix porque HCuO22- no existe a pH < 18.95 ! En la construcción del diagrama, algunas líneas generadas mediante los cálculos termodinámicos deben ser eliminados total o parcialmente, ya que representan equilibrios que no tienen significado en la práctica. Eh pH13.15 HCuO2 - CuO2 2- [HCuO2(-)] >> [CuO2(2-)] [HCuO2(-)] << [CuO2
  15. 15. Universidad de Atacama 15 Cu2O + 2 H+ <=> 2 Cu+ + H2O pH = -0.85 Al equilibrio, si [Cu+] = 1 mol/l. => El Cu2O debería existir para todo pH superior a -0.85, pero no es así porque el Cu+ no existe en solución, como se muestra en el capítulo siguiente. 2.3.3.2. Reacciones en que participan e-, pero no H+ Reacciones electroquímicas propiamente tal, dependen sólo del Eh. Cu2+ + e- <=> Cu+ E = 0.15 V Cu+ + e- <=> Cu E = 0.52 V Cu2+ + 2e- <=> Cu E = 0.34 V Se puede observar el la figura 3.3.4. que hay un conflicto de equilibrios, no es posible que un especie se mantenga en 2 campos termodinámicos. El ion cuproso (Cu+) no es estable en soluciones acuosas, transformándose en Cu2+ y Cu° según la reacción de DISMUTACION : 2 Cu+ => Cu2+ + Cu° (14)
  16. 16. Universidad de Atacama 16 Figura 3.3.4. Inestabilidad del ion Cu+por dismutación 2.3.3.3. Reacciones en que participan e- y H+ Reacciones electroquímicas, dependen del Eh y del pH. Cu2+ + H2O + 2 e- <=> Cu2O + 2 H+ E = 0.20 + 0.06 pH 2 CuO + 2 H+ + 2 e- <=> Cu2O + 2 H2O E = 0.67 - 0.06 pH Cu2O + 2 H+ + 2 e- <=> 2 Cu + 2 H2O E = 0.47 - 0.06 pH Eh pH 0.52 0.34 0.15 Cu+ Cu ° Cu2+ Cu ° Cu2+ Cu+
  17. 17. Universidad de Atacama 17 Figura 2.3.5. Diagrama Eh - pH del sistema Cu - H2O ( T = 25°C, actividades = 1 ( [iones]=1 ) , P = 1 atm )
  18. 18. Universidad de Atacama 18 2.3.4. Interpretación del diagrama Eh-pH del cobre en agua 2.3.4.1. Interpretación ♦ La disolución de los óxidos simples de cobre es termodinámicamente posible en el dominio ácido y en presencia de oxidantes. La tenorita (CuO) sólo necesita condiciones de pH, mientras que en esas condiciones, la cuprita (Cu2O) necesita además la presencia de un agente oxidante ( iones Fe3+, O2, u otros ). Las reacciones son : CuO + 2 H+ <=> Cu2+ + H2O y Cu2O + 2H+ <=> 2 Cu2+ + H2O + 2 e- Ox. + 2 e- <=> Red. Cu2O + 2 H+ + Ox. <=> 2 Cu2+ + Red. + H2O en que Ox. representa un agente oxidante cualquiera. ♦ En forma inversa, al estar el Cu2+ en solución, y para poder permanecer en ella, necesita de una cierta acidez libre, evitándose de esta manera su posterior precipitación a pH >4. ♦ A través de todo el rango de pH, el cobre metálico es termodinámicamente estable estando en contacto con agua, pero en ausencia de oxigeno (u otro oxidante). ♦ La precipitación electrolítica se puede realizar aplicando al cátodo un potencial inferior a 0.34 V. De esta forma el cobre Cu2+ se reduce en el cátodo de acuerdo a : Cu2+ + 2e- <=> Cu° (cátodo)
  19. 19. Universidad de Atacama 19 2.3.4.2. Influencia de la concentración de los iones El diagrama ha sido trazado para actividades unitarias. Si se traza para otras actividades, por ejemplo 10-6 (diagramas de corrosión), aumentan el dominio de estabilidad de los iones, pero el diagrama mantiene su forma produciéndose sólo desplazamientos paralelos de las rectas que limitan a estos iones. Por ejemplo, reemplazando en (13) el valor numérico de [Cu2+]=10-6,se llega a : => pH = 6.95 En este caso, el pH de precipitación de CuO aumenta hasta 6.95; se amplia el rango de estabilidad de los iones en solución.
  20. 20. Universidad de Atacama 20 3.1. Cinética de Reacciones 3.1.1. Introducción El hecho de que una reacción sea termodinamicamente posible (∆G<0), no es suficiente para predecir si la reacción va a pasar en una escala de tiempo razonable. Eso depende de la cinética de la reacción. Este factor es muy importante para la concepción y la evaluación de la rentabilidad económica de todos los procesos hidrometalurgicos. También en las plantas en operación, optimizar la cinética resulta generalmente en un mejoramiento del proceso. De esta forma, los productos finales de una operación hidrometalúrgica van a estar condicionados generalmente por condiciones de tipo cinético. Por ejemplo, la lixiviación de la calcopirita y otros sulfuros con sulfato férrico es termodinamicamente factible ( Existen discrepancias respecto a la reacción con sulfato férrico, también occurre la reacción CuFeS2 + 4 Fe3+ => Cu2+ + 5 Fe3+ + 2 S° ) : 3 Lixiviación
  21. 21. Universidad de Atacama 21 CuFeS2 + 8 H2O => Cu2+ + Fe3+ + 2 SO4 2- + 17 e- + 16 H+ 17 Fe+3 +17 e- => 17 Fe2+ --------------------------------------------------------------------------------- ∆G<0 CuFeS2 + 16 Fe+3 + 8 H2O => Cu2+ + 17 Fe2+ + 2 SO42- + 16 H+ Pero en la práctica, después de 100 días de lixiviación, sólo se alcanza a poner en solución un 5 % de la calcopirita, 50 % de calcosina y 80% de covelina. 3.1.2. Definiciones 3.1.2.1. Reacción homogénea - heterogénea ♦ Reacción Homogénea : Reacción química u electroquímica en la cual todos los productos y reactantes pertenecen a una sola y misma fase. Ejemplo : MnO4- + 5 Fe2+ + 8 H+ <=> Mn2+ + 5 Fe3+ + 4 H2O ♦ Reacción Heterogénea : Una reacción es heterogénea si tiene lugar en dos o más fases. Ejemplo : NaCl (sólido) <=> Na+ + Cl- (solución) 3.1.2.2. Velocidad de una reacción En general, las reacciones químicas se pueden escribir : A + B => C + D o A => B o A => B => C o
  22. 22. Universidad de Atacama 22 La velocidad de una reacción (v) es el número de moles transformados por unidad de tiempo del componente i involucrado en la reacción química : . La velocidad se puede definir de varias formas : (a) Basada en la unidad de volumen de fluido reaccionante (b) Basada en la unidad de volumen del reactor (c) Basada en la unidad de superficie interfacial en un sistema de dos fluidos o basada en la unidad de superficie del sólido en los sistemas líquido - sólido (reacción heterogénea): (d) Basada en la unidad de masa del sólido en los sistemas fluido-sólido dt dNi
  23. 23. Universidad de Atacama 23 3.1.3. Etapas de una reacción En general, los sistemas hidrometalúrgicos están caracterizados por sistemas heterogéneos, es decir , sus reacciones tienen lugar en una interface en la cual ocurre transferencia de materia de una fase a la otra. Figura 3.1.1. Esquema de una reacción de lixiviación con disolución completa del mineral. Las reacciones heterogéneas son controladas por la velocidad de la reacción química propiamente tal o por la transferencia de masa de los diversos reactantes hacia la superficie de contacto de los dos fases. En la figura 3.1.1. se muestra un modelo simplificado de lixiviación, con disolución completa del mineral. Este caso representa la disolución de especies puras que no forman residuos sólidos como producto de la reacción, tales como el oro en cianuro, la chalcantita en ácido sulfúrico,...
  24. 24. Universidad de Atacama 24 Las etapas principales de una reacción son : (1) Transporte de masa de los reactantes gaseosos a través de la interfase gas - líquido y posterior disolución (cuando es el caso). (2) Transporte de masa de los reactantes a través de la capa límite solución - sólido, hacia la superficie del sólido. (3) Reacción química o electroquímica en la superficie del sólido, incluyendo adsorción y desorpción en la superficie del sólido y/o a través de la doble capa electroquímica. (4) Transporte de masa de los especies producidos a través de la capa límite hacia el seno de la solución. La etapa controlante de una reacción es la de velocidad más lenta ( R.D.S. : Rate Determining Step). El control de la reacción global puede ser : - Por transporte de masa ( etapa 1, 2 o 4 ) - Por reacción química (etapa 3) - Mixto Las reacciones homogéneas son generalmente más rápidas que las reacciones heterogéneas, ya que necesitan transporte de masa en una sola fase y que las especies en solución reaccionan rápidamente. Por otra parte, las reacciones heterogéneas implican el transporte de masa a través del límite entre dos fases, lo que a veces es la etapa controlante de las reacciones. Las reacciones más importantes en hidrometalurgía son heterogéneas, y a veces son controladas por el transporte de masa ( difusión). En la figura 3.1.2. se muestra un modelo simplificado de lixiviación, con formación de una capa de residuo poroso. Este caso es tal vez el más frecuente en lixiviación. La reacción de disolución de las especies sulfuradas de cobre con iones férricos, corresponde a este caso. La lixiviación de minerales de baja ley, en las que el material estéril o ganga constituye la fracción mayoritaria, pueden considerarse también en ese grupo. La "capa" que se forma representa el estéril del mineral, mientras la disolución se propaga hacia el interior de la partícula.
  25. 25. Universidad de Atacama 25 Figura 3.1.2. Esquema de una reacción de lixiviación con formación de una capa porosa. En este modelo, hay dos etapas adicionales : (5) Difusión del reactivo a través de la capa sólida producida por la reacción (producto poroso) (6) Transporte de masa de las especies solubles, productos de la reacción, a través de la capa sólida formada, hacia el seno de la solución. 5 6
  26. 26. Universidad de Atacama 26 3.1.4. Modelización de la cinética ¿ Que es un modelo ? Algo que se acerca a la realidad, una representación necesariamente imperfecta de ésta. La ecuación general utilizada para describir la cinética de una reacción es : (1) Ci : Concentración de la especie i (sólo reactantes) k : Constante de velocidad n : orden de la reacción (= n1 + n2 + n3 +...) En el caso de que exista sólo un reactante en solución, la ecuación (1) se simplifica a : (2) C : concentración de la especie reactante ( si hay una sola especie reactante en solución ) k : constante de velocidad n : orden de la reacción t : tiempo La velocidad de cualquier reacción es proporcional a la concentración del reactante, elevado al orden de la reacción. Esta expresión puede ser integrada para mostrar la evolución de la concentración con el tiempo para una cierta constante de velocidad y un cierto orden de reacción. La mayoría de la reacciones ( ) ( ) ( ) C C n n k dt Cd dt Cd dt CVd Vdt dN V v kv −=⇒ === −= 11
  27. 27. Universidad de Atacama 27 en hidrometalurgia son de primer orden. Si la reacción es de primer orden ( n = 1), entonces se llega a : e kte t CC − = 0 (3) o 303.2 log 0 kt C C −= La constante de velocidad ( k ) de cualquier reacción puede ser expresada por la ecuación de ARRHENIUS : (4) Ea : Energía de activación de la reacción R : Constante de los gases (8.314 J/molK) T : Temperatura absoluta (K) A : Constante relacionada con la frecuencia de colisiones de las especies en solución. Experimentalmente, el valor de Ea de una reacción puede ser determinado en un diagrama log k versus 1/T, calculando la pendiente de la recta ( Ea/R ) (fig. 3.1.3).
  28. 28. Universidad de Atacama 28 Figura 3.1.3. Determinación experimental de la energía de activación de una reacción. ♦ Control químico <=> Ea > 40 kJ/mol ♦ Control difusional <=> Ea = 5 a 20 kJ/mol Practicamente, eso implica que la velocidad de una reacción controlada químicamente se multiplica por 2 cuando la temperatura aumenta de 10 °C. Ejemplo : Una reacción química a 20 °C tiene una constante de velocidad k1=v [mol/s.cm2 ], y a 40°C la constante de velocidad aumenta a k2 = 4v (v=const). Determinar su energía de activación. T (°C) T(K) K ln K 1/T -Ea/R 20 293 v ln v 0.00341 40 313 4v ln 4 + ln v 0.00319 - 6,300 => Ea = 6300 * 8.314 [J/molK] / 1000 [J/kJ] = 52.3 kJ/mol => Control químico (Ea > 40 kJ/mol) Se puede determinar cual es la etapa limitante de una reacción estudiando el efecto de las variaciones de las condiciones experimentales en las cuales se desarrolla la reacción, como lo muestra la tabla 3.1.1. ln k 1/T Ea/R
  29. 29. Universidad de Atacama 29 Tabla 3.1.1, Pruebas experimentales para determinar la etapa limitante de una reacción sólido-líquido. Resultado esperado para Factor Control químico(etapa 3) Control difusional en los poros (etapa 5) Control por transporte de masa externo (etapa 2) Aumento de la velocidad de la fase líquida Sin efecto Sin efecto Aumenta la velocidad de reacción Energía de activación ( Ea ) 40 - 400 kJ/mol 5 - 20 kJ/mol 5 - 20 kJ/mol Cambio de tamaño de las partículas (D) Si las partículas no son porosas al principio, v # 1/D.Si las partículas son muy porosas, no influye. v # 1/D2 v # 1/Dndonde 1 < n < 2 Tabla 3.1.2, Energías de Activación y etapas limitante de algunos procesos de la hidrometalurgia del oro. Proceso Energía de activación( kJ/mol ) Etapa limitante (Rate limiting step) Disolución de oro - Presión atmosférica 8 - 20 Transporte de masa del O2 o del CN -, dependiendo de la concentración de estos y de la temperatura Disolución de oro - Intensiva ( PO2 >>) 60 Reacción química Adsorpción de oro en carbón activado 11 - 16 Difusión en los poros y transporte de masa del Au(CN)2 - Precipitación con Zinc 13 - 16 Transporte de masa del Au(CN)2 - Oxidación de los sulfuros con O2 30 - 70 Reacción Química ( baja T° )Transporte de masa del O2 ( T° elevada )
  30. 30. Universidad de Atacama 30 3.1.5. Difusión 3.1.5.1. Introducción La difusión en fase homogénea es la etapa limitante más común en una reacción hidrometalurgica. Básicamente, la difusión es un proceso que tiende a igualar concentraciones dentro de una fase. El potencial que provoca la difusión es el gradiente de concentración dentro de la fase, tal como, por ejemplo, el potencial que provoca la transferencia de calor es el gradiente de temperatura. Cuando empieza una reacción (por ejemplo consumo de un reactante en la superficie de un sólido), un perfil de concentración se desarrolla poco a poco cerca de la interfase sólido - líquido (ver fig. 3.1.4 ). C = C( t, x ) En reacciones de disolución o precipitación de un sólido, la difusión a través de una zona adyacente a la interfase sólido - líquido puede ser controlante de la velocidad. En condiciones de agitación constante, el espesor de esta zona permanece constante y pronto se obtiene una condición de estado estacionario en la cual la cantidad de material que entra en la zona es igual a la que deja la zona. vconsumo del reactivo = vaporte por difusión y C = C( x ) Figura 3.1.4, Perfil de concentración de un reactante ( que se consume) cerca de la interfase sólido - líquido en función del tiempo y de la distancia. Concentració Reactante Distancia de la interfase 0 0 Sólido C° t=0 t Cs
  31. 31. Universidad de Atacama 31 3.1.5.2. Primera ley de FICK La primera ley de FICK relaciona la cantidad de material que difunde por unidad de tiempo en una dirección perpendicular a un plano de referencia de área unitaria con el gradiente de concentración de este: (5) J : Flujo de material a través de un plano de referencia. [ moles cm-2 s-1 ] C : Concentración de la especie disuelta [ moles cm-3 ] x : Coordenada de posición (medida perpendicularmente al plano de referencia) D : Coeficiente de difusión de la especie considerada en solución acuosa. En el sistema CGS, D tiene las dimensiones [cm2/s]. En la mayoría de los sistemas hidrometalúrgicos se introduce poco error al considerar el coeficiente de difusión constante e independiente de la concentración. ( Valor aprox. = 10-6 cm2/s ) 3.1.5.3. Capa de difusión La capa de difusión es una delgada capa de líquido adyacente a la interfase sólido - líquido y que prácticamente se adhiere al sólido, debido a que es necesario que la velocidad de la solución sea nula en la interfase con el sólido. El transporte de masa de especies disueltas a través de esa capa de líquido adherido al sólido se hace por difusión. NERNST propone la siguiente aproximación de la ecuación de Fick (5), por linearización en x=0 : (6) C0 : Concentración de la especie en el seno de la solución Cs : Concentración de la especie en la superficie del sólido δx : Espesor de la capa de difusión de Nernst
  32. 32. Universidad de Atacama 32 Figura 3.1.5, Gradiente de concentración en la vecindad de una interfase sólido - líquido. La figura 3.1.5 representa la capa de difusión adyacente a la superficie del sólido (δx) con la concentración ( línea de puntos ) variando linealmente de acuerdo a la ecuación (6). La concentración verdadera se indica por la línea continua, lo que da una idea de las simplificaciones hechas. Si la etapa limitante es la difusión, entonces la especie llega a la superficie y se consume inmediatamente; su concentración es nula en la superficie del sólido ( Cs=0 ). La ecuación (6) se reduce a : (7) o v = k x C0 (8) Donde K = -D/δx, es el coeficiente de transporte de masa, equivalente a la constante de velocidad de una reacción de primer orden ( Ver ecuación (1) ). Eso es generalmente válido cuando las concentraciones de especies reactivos y productos son bajas.
  33. 33. Universidad de Atacama 33 El transporte de masa a través de la capa de difusión puede ser aumentado : (1) Reduciendo el espesor de la capa de difusión. (2) Aumentando el gradiente de concentración, esto es aumentando la concentración de la solución (C0) . (3) Aumentando la temperatura de la solución. (4) Aumentando la superficie de contacto. El espesor de la capa de difusión depende de la rugosidad del sólido, de la viscosidad de la solución, de la velocidad de agitación y del grado de turbulencia y fuerzas de cizalle. δx disminuye cuando aumenta el grado de turbulencia. Pobre agitación => δx > 0.5 mm ( ej.: lixiviación en pilas ) Buena agitación => δx = +/- 0.01 mm Un aumento de temperatura no necesariamente aumenta la velocidad de un proceso global ya que , por ejemplo, la solubilidad de los gases disminuye con la temperatura.
  34. 34. Universidad de Atacama 34 3.1.5.4. Difusión a través de un producto poroso La difusión a través de la capa de sólido que se va formando como producto de la reacción sobre el núcleo reaccionante y/o a través de la capa de partículas inertes es un factor importante en prácticamente todos los procesos heterogéneos. Cuando los poros son grandes, que es el caso que interesa en sistemas hidrometalúrgicos, es válida la ley de Fick expresada en este caso como : (9) Donde C es la concentración en la solución y Df es el COEFICIENTE DE DIFUSIÓN EFECTIVO, dado por : (10) D : Coeficiente de difusión de la especie considerada en solución acuosa E : Porosidad de la capa de producto (varia de 0 a 1) τ : Tortuosidad de la capa de producto ( En general, fluctúa entre 2 y 10 ) 3.1.6. Transporte de masa en el seno de la solución Si el sistema es bien agitado (agitador, convección,...), el transporte de masa es muy eficiente y no limita la velocidad de la reacción. La solución se considera homogénea ( C, pH, ... ). Sin embargo, algunos procesos, como la lixiviación en pila, no pueden siempre ser operados para mantener una solución homogénea.
  35. 35. Universidad de Atacama 35 3.1.7. Absorpción de gases en líquidos La termodinámica determina la concentración de un gas disuelto en solución después de un tiempo de contacto gas - líquido suficiente para alcanzar el equilibrio. Por ejemplo, si PO2 = 0.21 atm, [O2]disuelto = 8 mg/l (25 °C). La absorción de los gases en líquidos puede ser la etapa limitante si hay un gran consumo de oxigeno y cuando la cinética de reacción sólido - solución es rápida ( ej. : Oxidación de los sulfuros a presión o biológicamente ). La velocidad de absorción de gases en un líquido depende de : (1) Superficie de contacto gas - líquido efecto positivo (Mayor cuando hay muchas burbujas pequeñas ) (2) Velocidad relativa de las burbujas efecto positivo (3) Presión parcial del gas efecto positivo (4) Grado de agitación efecto positivo (5) Temperatura efecto negativo 3.1.8. Influencia de las características de las partículas 3.1.8.1. Tamaño de las partículas La superficie de reacción aumenta cuando disminuye el tamaño de las partículas. 3.1.8.2. Forma y textura de las partículas El efecto de la forma de las partículas es poco importante en hidrometalurgía, y muy difícil de modelizar.
  36. 36. Universidad de Atacama 36 3.1.8.3. Factores mineralógicos La reactividad de los granos de minerales es fuertemente afectada por factores tales que orientación cristalina, inclusiones, dislocaciones e impurezas. 3.1.8.4. Porosidad La velocidad de cualquier reacción aumenta con la porosidad, ya que la difusión es más fácil y/o hay una mayor superficie de reacción. 3.1.8.5. Efectos galvánicos Cuando dos minerales conductores están en contacto eléctrico en una solución, el de potencial más electronegativo se va a disolver preferentemente. Figura 3.1.6. Efecto galvánico en la disolución de arsenopirita en contacto con pirita. 3.1.8.6. Efecto de las especies que compiten con la especie valiosa Minerales otros que el mineral valioso, si están presentes en la mena, pueden eventualmente consumir los reactivos de lixiviación, disminuyendo sus concentraciones y la velocidad de reacción. Por ejemplo, los carbonatos consumen el ácido sulfúrico en la lixiviación de cobre y los sulfuros consumen el cianuro en la disolución de oro.
  37. 37. Universidad de Atacama 37 3.2. Práctica de la lixiviación 3.2.1. Sistemas de lixiviación En general, la práctica industrial de la lixiviación presenta diferentes sistemas de operación que se seleccionan de acuerdo a factores técnicos y económicos en el análisis de un proyecto, algunos de los cuales son : - ley de la especie de interés a recuperar - reservas de mineral - caracterización mineralógica y geológica - comportamiento metalúrgico - capacidad de procesamiento - costos de operación y de capital - rentabilidad económica, ... Una forma de clasificar los métodos de lixiviación es : Lixiviación de lechos fijos : - in situ, in place - en botaderos - en pilas - en bateas Lixiviación de pulpas : - por agitación, a presión ambiente - en autoclaves
  38. 38. Universidad de Atacama 38 Tabla 3.3, Resumen de diferentes técnicas de lixiviación de minerales Rangos de Aplicación y resultados Métodos de Lixiviación En Botaderos En Pilas Percolación Agitación Ley del mineral Baja ley Baja-media Media-alta Alta ley Tonelaje grande Gran a mediano Amplio rango Amplio rango Inversión mínima media Media a alta alta Granulometría Corrido de mina Chancado grueso Chancado medio Molienda húmeda Recuperaciones típicas 40 a 50 % 50 a 70% 70 a 80% 80 a 90 % Tiempo de tratamiento Varios años Varias semanas Varios días horas Calidad de soluciones Diluidas (1-2 gpl Cu) Diluidas (1-6 gpl Cu) Concentradas (20-40 gpl Cu) Medianas (5-15 gpl Cu) Problemas principales en su aplicación -recuperación incompleta, -reprecipitación de Fe y Cu, -canalizaciones, -evaporación - pérdidas de soluciones - soluciones muy diluidas. -recuperación incompleta, -requiere de grandes áreas, - canalizaciones, - reprecipita ciones, - evaporación. - bloqueo por finos, - requiere de más inversión, - manejo de materiales, -necesidad de mayor control en la planta. - molienda, - lavado en contracorriente, - tranque de relaves, - inversión muy alta, - control de la planta es más sofisticado.
  39. 39. Universidad de Atacama 39 3.2.2. Lixiviación in situ - in place La lixiviación IN PLACE se refiere a la lixiviación de residuos fragmentados dejados en minas abandonadas, mientras la lixiviación IN SITU se refiere a la aplicación de soluciones directamente a un cuerpo mineralizado. Por lo general, estas operaciones presentan actualmente un gran interés por los bajos costos de inversión y operación que se requieren, y que posibilitan recuperar valores metálicos que de otra manera no podrían ser extraídos. Los bajos costos son consecuencia de evitar o al menos disminuir los costos de extracción minera, el transporte del mineral a la planta y de los desechos finales del proceso, y la construcción de una planta de lixiviación. Generalmente, la recuperación es baja ( < 50% ). Dependiendo de la zona a lixiviar, que puede ser subterránea o superficial, se distinguen tres tipos de lixiviación in situ, como se puede visualizar desde Fig 3.7. Tipo I : Se trata de la lixiviación de cuerpos mineralizados fracturados situados cerca de la superficie, sobre el nivel de las aguas subterráneas. Puede aplicarse a minas en desuso, en que se haya utilizado el "block caving", o que se hayan fracturado hidráulicamente o con explosivos (IN PLACE LEACHING). Tipo II : Son lixiviaciones IN SITU aplicadas a yacimientos situados a cierta profundidad bajo el nivel de aguas subterránea, pero a menos de 300 - 500 m de profundidad. Estos depósitos se fracturan en el lugar y las soluciones se inyectan y se extraen por bombeo. Tipo III : Se aplica a depósitos profundos, situados a más de 500 m bajo el nivel de aguas subterráneas
  40. 40. Universidad de Atacama 40 Figura3.7,Sistemasdemineríadesoluciones
  41. 41. Universidad de Atacama 41 3.2.3. Lixiviación en botaderos (Dump leaching) Esta técnica consiste en lixiviar lastres, desmontes o sobrecarga de minas de tajo abierto, los que debido a sus bajas leyes (por ej. < 0.4% Cu) no pueden ser tratados por métodos convencionales. Este material, generalmente al tamaño "run of mine" es depositado sobre superficies poco permeables y las soluciones percolan a través del lecho por gravedad. Normalmente, son de grandes dimensiones, se requiere de poca inversión y es económico de operar, pero la recuperación es baja (por ej. 40-60 % Cu) y necesita tiempos excesivos para extraer todo el metal. Las soluciones se alimentan generalmente por aspersión. Normalmente la lixiviación en botaderos es una operación de bajo rendimiento (pero también de bajo costo). Entre las diferentes razones para ello se puede mencionar : - Gran tamaño de algunas rocas (> 1 m). - Baja penetración de aire al interior del botadero. - Compactación de la superficie por empleo de maquinaria pesada. - Baja permeabilidad del lecho y formación de precipitados (yeso, ...) - Excesiva canalización de la solución favorecida por la heterogeneidad de tamaños del material en el botadero. Figura 3.8, Botaderos.
  42. 42. Universidad de Atacama 42 3.2.4. Lixiviación en batea (por percolación) Esta técnica consiste en contactar un lecho de mineral con una solución acuosa que percola e inunda la batea o estanque. Un esquema de equipo empleado en lixiviación en batea se presenta en Fig. 3.9. Los minerales a tratar por este método deben presentar contenidos metálicos altos o muy altos, debiendo ser posible lixiviar el mineral en un período razonable (3 a 14 días) y en trozos de tamaño medio con tonelajes suficientes de mineral percolable en el yacimiento que permitan amortizar la mayor inversión inicial que requiere este tipo de proceso. Ya que esos minerales no existen más, es una tecnología antigua actualmente en desuso. Figura 3.9, Equipos de lixiviación en batea.
  43. 43. Universidad de Atacama 43 3.3. Lixiviación en pilas (heap leaching) 3.3.1. Descripción El esquema general del proceso se puede observar en la Fig. 3.10. El mineral procedente de la explotación, a cielo abierto o subterránea, debe ser ligeramente preparado en una planta de chancado y/o aglomeración, para conseguir una granulometría controlada que permita un buen coeficiente de permeabilidad. Una vez preparado el mineral, se coloca en montones de sección trapezoidal y altura calculada para proceder a su riego con la solución lixiviante. Tras percolar a través de toda la pila, se recolectan los líquidos enriquecidos (solución rica) que se llevan a la planta de proceso de recuperación de la sustancia mineral (sal o metal). Las aguas sobrantes del proceso vuelven a ser acondicionadas para ser recicladas hacia las pilas. También en algunos casos es preciso añadir agua nueva, para reponer las fuertes pérdidas de evaporación del circuito. Se denomina cancha de lixiviación a la superficie de apoyo de la pila donde se coloca la impermeabilización. Cuando la cancha es recuperada para reutilizarla con un nuevo mineral se trata de lixiviación en PILAS DINAMICAS, mientras que si el terreno no es recuperado y, por lo tanto, el mineral agotado queda en el depósito como nueva base para otra pila, se está en la lixiviación en PILAS ESTATICAS o PERMANENTES. La solución rica (S.R. o P.L.S. : pregnant leach solution) es generalmente impura y diluida y debera ser purificada y concentrada antes de recuperar el metal. En la hidrometalurgia del cobre, eso se realiza mediante la extracción por solvente seguida por la electrodepositación del cobre. La solución rica sólo contiene 4 - 6 g/l Cu y 1 - 2 g/l H2SO4 y es impura ( 5 g/l Fe, SiO2, Al2O3 coloides, sólidos en suspensión, ...)
  44. 44. Universidad de Atacama 44 Figura3.10,Esquemadelixiviaciónenpila
  45. 45. Universidad de Atacama 45 3.3.2. Construcción de las pilas El diseño de las pilas debe tener en cuenta los siguientes factores : - La calidad del patio o base de apoyo (impermeable) - Las facilidades de riego y recolección o drenaje del efluente. - La estabilidad de la pila seca y saturada en agua - Los tanques (piscinas) de soluciones ricas y pobres - La forma de apilamiento o deposición del material lixiviable (Compactación, homogeneidad, ...) 3.3.2.1. Preparación de la base de las pilas Se necesita disponibilidad de amplias superficies de terreno relativamente llanas ( menos de 10% de pendiente ). La cancha debe ser considerada con su sistema de impermeabilización, para controlar las pérdidas de soluciones y evitar contaminaciones del medio ambiente. El sistema consiste en : - Una base firme y consolidada, debidamente preparada - Una capa de lecho granular sobre el que apoyar suavemente la lámina - La lámina o capa de impermeabilización - Un conjunto de drenaje o capa de recolección de líquidos - Una capa protectora del sistema Generalmente, las membranas o láminas de impermeabilización del patio son geomembranas de origen sintético (láminas de plástico : polietileno de alta densidad o PVC de 1 a 1.5 mm o polietileno de baja densidad de 0.2 a 0.3 mm de espesor) pero también pueden ser materiales arcillosos compactados sobre el propio terreno, hormigón, asfalto, etc.. Se pueden disponer de membranas o sellados simples, dobles o triples, de acuerdo con el número de capas impermeables o membranas que se hayan utilizado. Una parte importante de la construcción de la pila es el sistema de recolección de la solución rica, que, en general consta de grava o material filtrante sobre la lámina y tuberías perforadas drenantes de plástico.
  46. 46. Universidad de Atacama 46 3.3.2.2. Técnicas de apilamiento del mineral El uso de cargadores frontales y camiones (Fig. 3.12a) a sido desplazado, en los últimos proyectos, por apiladores autopropulsados de bajo perfil de carga, como en el caso de Lince, para tonelajes de 5000 a 10000 tpd (Fig. 3.12b). Para tonelajes mayores, 17500 tpd en Quebrada Blanca por ejemplo, se ha adoptado el sistema de correas cortas y móviles (grass hoppers) que se articulan flexiblemente en secuencia para transportar el mineral desde el aglomerador hasta el apilador móvil que construye la pila (Fig. 3.12c). Para tonelajes aún mayores, como en El Abra 125000 tpd, se implementaron otros tipos de equipos (apiladores sobre orugas, ...). La altura de la pila fluctúa entre 2.5 m para sistemas de camión y cargador frontal, hasta 10 m para apiladores. 3.3.2.3. Riego de la pila El riego de las pilas se puede realizar fundamentalmente por dos procedimientos : por aspersión o por distribución de goteo, este último siendo recomendable en caso de escasez de líquidos y bajas temperaturas (Fig 3.13 a y b). En la industria, se utiliza generalmente una tasa de riego del orden de 10 - 20 litros/h.m2. El riego tiene que ser homogeneo. (a) Por aspersión (b) Por goteo Figura 3.13, Técnicas de irrigación de las pilas
  47. 47. Universidad de Atacama 47 Figura 3.12, Técnicas de apilamiento del mineral. Chancado Aglomeración Correa Camión Cargador frontal Pila (a) Producciones pequeñas, baja inversión Apilador Mobil Chancado Aglomeración Correa Camión Chancado Pila (b) Producciones pequeñas - medianas. Mejora la permeabilidad de la pila. Apilador Mobil Chancado Aglomeración Correa Chancado Correa fija Correas mobiles Correas mobiles Pila (c) Producciones medianas - grandes. Menor costo operación..
  48. 48. Universidad de Atacama 48 3.3.3. Operación de las pilas Al inicio de la operación, se deben disponer como mínimo de dos pilas, comenzándose con el riego de la primera de ellas. En un principio se obtendrá una alta concentración (Cmx) en la solución, que irá descendiendo hasta un valor por debajo de la concentración media (Cmd) de diseño. En este momento se pone simultáneamente en operación la segunda pila, con dos sistemas posibles : a) Lixiviación de las dos pilas con obtención de una única solución rica final. b) Lixiviación de la primera pila con producción de solución intermedia (pobre), que se recicla a la segunda pila nueva en donde se obtiene la solución rica (Fig. 3.15). Este segundo sistema se generalizo, ya que permite alargar el tiempo de lixiviación de las pilas y/o disminuir el caudal de solución rica y entonces el tamaño de la planta de SX. Cuando la primera pila alcanza el valor mínimo económico, se procede al lavado con agua fresca y drenaje hasta el agotamiento, yendo esta solución al depósito o piscina de solución estéril para recirculación al sistema. Al mismo tiempo se pone en operación una nueva pila. Según las disponibilidades de área, la pila agotada se puede cargar y transportar a un vertedero cercano (PILA DINAMICA o REMOVIBLE) o puede servir de base para la formación de una nueva pila (PILA PERMANENTE). La tendencia se desplaza al uso de pilas permanentes, para evitar los costos asociados a los movimientos de materiales residuales y aminorar las perdidas de solución por filtración a través de la lámina de plástico. Por ejemplo, en Mantos Verde, se planea subir hasta 6 pisos de 3 m cada uno. Si el tiempo de lixiviación no es suficiente, la recuperación baja. Es un problema, porque no es posible aumentar el tiempo sin aumentar el area de la cancha de lixiviación.
  49. 49. Universidad de Atacama 49 Figura 3.14, Esquema de un sistema de lixiviación en pilas. SX 0.5 g/l Cu [ácido] élevada Ultimos días Piscina refino ácido Piscina solución intermedia 3 g/l Cu [ ácido ] debil Primeros días 6 g/l Cu Piscina solución rica SX Pila Figura 3.15, Reciclage de la solución lixiviante en contra - corriente.
  50. 50. Universidad de Atacama 50 3.3.4. Chancado del mineral El chancado del mineral debe cumplir con tres objetivos : (1) Ser lo suficiente fino para que la mayoría de la especie metálica valiosa este expuesta a la acción de la solución lixiviante. Por ej. : 100 % bajo 3/4" (2) No puede producir demasiado partículas finas para no alterar la permeabilidad de la pila. ( Por convención, se llama fina toda partícula bajo 100 mallas) “Material arcilloso” Por ej. : partículas finas < 10% (3) El mineral chancado debe ser el más homogéneo posible, todas las partículas siendo comprendidas en un estrecho rango de tamaño (Fig. 3.16). Tabla 3.4 , Escala de tamaños de partículas, en pulgadas, mallas Tyler y mm. 16/16" 8/8" 4/4" 2/2" 1" 25.4 mm 3/4" 19.0 mm FRACCION 8/16" 4/8" 2/4" 1/2" 12.7 mm 3/8" 9.5 mm GRUESA 4/16" 2/8" 1/4" 6.4 mm 3/16" 4.8 mm 2/16" 1/8" 3.2 mm FRACCION . . . MEDIA 4 mallas 4.75 mm . . . FRACCION FINA 100 mallas 150 mm
  51. 51. Universidad de Atacama 51 Figura 3.16, Curvas de distribución granulométrica de un producto de la etapa de chancado. La curva (1) es más homogénea que la curva (2). Figura 3.17 , Concepto de la lixiviación TL (capa delgada). (1) (2)
  52. 52. Universidad de Atacama 52 3.3.5. Aglomeración 3.3.5.1. Lixiviación TL (Thin Layer) Este concepto revolucionó la industria de lixiviación del cobre (Pudahuel 1980). Consiste en impedir la acumulación de solución en la pila. Al contrario de la lixiviación en bateas, la pila no se inunda. La solución escurre sobre las partículas de minerales, formando una capa delgada de líquido (Fig. 3.17) 3.3.5.2. Permeabilidad del lecho Se necesita que el lecho de partículas que conforman la pila sea bien permeable, para asegurar una buena percolación y dispersión de la solución lixiviante en la pila, sin escurimiento preferencial. También, las pilas podrían derrumbarse si había acumulación de agua en la pila. La permeabilidad del lecho de mineral es mayor si : - Las partículas son de tamaño suficientemente grande - No hay acumulación de partículas finas - El tamaño de las partículas es homogéneo en la pila - No hay compactación de la pila por maquinaria pesada 3.3.5.3. Proceso de aglomeración De lo anterior, se deduce que se tiene que reducir la cantidad de partículas finas en la pila para aumentar su permeabilidad. Hoy en día, el proceso más empleado para solucionar el problema de los finos es la aglomeración. El procesos de aglomeración consiste en esencia en la adhesión de partículas finas a las gruesas, que actúan como núcleos o la aglomeración de los finos con los finos, a partir de la distribución de tamaños en la alimentación (Fig. 3.18).
  53. 53. Universidad de Atacama 53 Figura 3.18, Concepto de aglomeración. Aglomeración por humedad El proceso más simple de aglomeración es humedecer el mineral con líquido, hasta alcanzar un contenido de agua que origine una tensión superficial suficiente, para que al colisionar las partículas entre sí, los finos se adhieran a los tamaños gruesos. Se forma un puente líquido entre las partículas. El cálculo teórico de la humedad óptima es casi imposible y depende de muchos factores como la mineralogía del mineral, contenido de finos, arcillas, ... Puede ser de 6 - 8 % para minerales muy limpios, hasta un 10-15 % H2O para materiales normales. Aglomeración por adherentes Existen ciertos materiales que pueden mejorar la adherencia de las partículas finas a las gruesas, prolongando esta unión tanto en la manipulación como en la operación de lixiviación.
  54. 54. Universidad de Atacama 54 En el caso de la lixiviación del cobre, la aglomeración (o curado) se realiza con el mismo lixiviante ácido en un tambor rotatorio (Fig. 3.19). Primero, se humecta el mineral (+/- 4%) con agua o solución pobre (refino). Después, se agrega ácido sulfúrico concentrado (+/- 30 kg/t o 3%), este ácido ataca el mineral y genera compuestos cementantes entre las partículas. Además de la aglomeración, ocurren reacciones químicas conduciendo a la formación de sulfatos de cobre y hierro (curado propiamente tal). Estas reacciones son exotérmicas y generan mucha calor. Por ejemplo : CuO + H2SO4 => CuSO4 + H2O CuSiO3 + H2SO4 => CuSO4 + SiO2 + H2O ........ Después de la aglomeración en el tambor rotatorio, se deja reposar el mineral durante 24 h en la pila, para que se completen las reacciones químicas y que se adhieren entre sí las partículas en la misma pila. En el caso de la aglomeración de minerales de oro y plata, los aglomerantes son normalmente el cemento y la cal. Estos reactivos mejoran la adhesión de las partículas entre sí, y también aumentan el pH del mineral para su posterior cianuración. Equipos El equipo más común es el tambor aglomerador. Consiste en un cilindro inclinado girando a baja velocidad, ocasionando el deslice (cascada) y la aglomeración del mineral previamente mojado con agua y/o adherentes (Fig 3.19). Se practica también la aglomeración en depósitos (stock), en cintas transportadoras y en platos.
  55. 55. Universidad de Atacama 55 Figura 3.19, Aglomeración en tambor rotatorio. 3.3.6. Variables del proceso Se pueden estudiar el efecto de varias variables operacionales sobre la recuperación del metal valioso y la cinética realizando pruebas de laboratorio en columnas. Las principales variables son : ♦ La granulometría ♦ La altura de la pila ♦ La tasa de riego [l/h.m2 ] o [l/h.T] ♦ La concentración en ácido de la solución de riego ♦ El tiempo de lixiviación Depende de la cinética (lix. química : 1 a 2 meses; lix. bacterial : 3 a 12 meses)
  56. 56. Universidad de Atacama 56 Todos estos factores están relacionados entre si. Por ejemplo, si se aumenta la altura de la pila, la concentración en ácido del primer metro es buena, pero baja a medida que la solución percola en la pila y el cobre de los estratos inferiores no se lixivia bien. Se puede aumentar la concentración en ácido de la solución de lixiviación, para salir de la pila con +/- 3 g/l [H+], pero más ácido se da a la ganga y más se come, así que se va a incrementar el consumo de ácido. Otra posibilidad es aumentar la tasa de riego,pero existe un riesgo de inundar la pila. 3.3.7. Diseño de las pilas En este párrafo, se considera el diseño de una operación mediana de lixiviación de óxidos de cobre, por ejemplo Mantos Verde (III región). 3.3.7.1. Datos Capacidad de la planta : 48000 tCu/año = 4000 tCu/mes = 133 tCu/día Ley del mineral : 0.95 % CuT (0.80% Cu soluble + 0.15% Cu insoluble) Fierro : 5% Consumo de ácido : 3.5 kg ácido/kg Cu producido Recuperación en la pila : 80% CuT en 2 meses (le da las pruebas piloto) Granulometría : 100% < 3/8" Altura de la pila : 5 m (parámetro de diseño) Densidad aparente del mineral en la pila : 1.45 t/m3 (material chancado)
  57. 57. Universidad de Atacama 57 3.3.7.2. Capacidad de la planta de chancado Se recupera 80% x 9.5 kg Cu/TMS = 7.6 kg Cu/TMS (TMS = Tonelada Métrica Seca). Entonces, se tiene que procesar Figura 3.20 , Diagrama de flujo simplificado de una planta de lixiviación de cobre. Planta recup=80% 17500TM S/día 0.95%C u M ineral Abotadero 17367T M S/día C átodos 133T M C u/día
  58. 58. Universidad de Atacama 58 3.3.6.2. Superficie de terreno El ciclo de lixiviación de una pila de mineral es de 2 meses. Entonces, el stock de mineral en la planta es de 17500 TMS/día x 60 días = 1.050.000 TMS. Si se consideran pilas rectangulares (aproximación) de 5 metros de altura, se puede almacenar 1.45 TMS/m3 x 5 m = 7.25 TMS/m2. La superficie de las pilas en funcionamiento es de Pero todos los días, hay por lo menos una pila en carga, otra en descarga y se necesita espacio para el movimiento de las máquinas. La práctica indica que esos espacios ocupan un 10% de la superficie de las pilas en funcionamiento. Se necesita entonces una superficie total de terreno de 144827 m2 x 110% = 159310 m2. Eso corresponde a una área de 400 m x 400 m, o 200 m x 800 m, o 100 m x 1600 m.
  59. 59. Universidad de Atacama 59 3.4. Lixiviación por agitación 3.4.1. Descripción La lixiviación por agitación se utiliza en los minerales de leyes más altas, cuando los minerales generan un alto contenido de finos en la etapa de chancado, o cuando el mineral deseado está tan bien diseminado que es necesario molerlo para liberar sus valores y exponerlos a la solución lixiviante. Es también el tipo de técnica que se emplea para lixiviar calcinas de tostación y concentrados. Se recurre a la agitación mediante burbujeo o bien a la agitación mecánica para mantener la pulpa en suspensión hasta que se logra la disolución completa, siendo el tiempo de contacto de los sólidos con la solución del orden de horas comparado con el proceso de lixiviación en pilas que requiere meses. Los agitadores mecánicos son simplemente impulsores colocados en el interior del tanque (Fig. 3.21a), mientras que los tanques agitados con aire son a menudo tanques de tipo "Pachuca" (Fig. 3.21b). Sus ventajas comparativas con otros métodos de lixiviación son : - Alta extracción del elemento a recuperar - Tiempos cortos de procesamiento (horas) - Proceso contínuo que permite una gran automatización - Facilidad para tratar menas alteradas o generadoras de finos Sus desventajas son : - Un mayor costo de inversión y operación - Necesita una etapa de molienda y una etapa de separación sólido- líquido (espesamiento y filtración) En la región de Atacama, Chile, se puede mencionar la planta "La Coipa", propiedad de Minera Mantos de Oro y mayor productora de plata del mundo. Utiliza el proceso de cianuración de oro y plata por agitación en ocho tanques en serie. Procesa 16000 t/día de mineral para producir 8214 kg/año de oro y 3315 t/año de plata (1993).
  60. 60. Universidad de Atacama 60 Figura 3.21, Equipos de lixiviación por agitación 3.4.2. Variables del proceso El análisis de las variables de la lixiviación por agitación en sistemas industriales, para la definición y optimización del proceso, debe necesariamente hacer confluir aspectos técnico, operacionales y económicos. 3.4.2.1. Granulometría El grado de molienda debe ser lo suficiente para exponer, por lo menos partialmente, la superficie del mineral valioso a la acción de la solución lixiviante. Depende del tipo de mineral y de sus caracteristicas mineralogicas. Debera considerarse un tamaño tal que no contenga un exceso de gruesos (> 2 mm) que produzca problemas en la agitación (embancamiento, aumento de la potencia del agitador) y que por otra parte, no contenga un exceso de finos (menos de 40% < 75 micrones) , que dificulten la separación sólido-líquido posterior de la pulpa
  61. 61. Universidad de Atacama 61 lixiviada. Debido a lo anterior, y además, para disminuir los consumos de energía por concepto de molienda y los costos de filtración y decantación, la agitación se deberá tratar de realizarla al mayor tamaño que la operación lo permita. Tabla 3.5, Tamaño de algunos minerales para la lixiviación por agitación Tamaño de lixiviación Mineral (mm) (mallas ASTM) Cobre oxidado 0.83 20 Oro 0.25 60 Conc. de oro (sulfuros) 0.044 325 Calcinados de zinc 0.074 200 3.4.2.2. Tiempo de lixiviación La economía del proceso de lixiviación es función del grado de disolución o porcentaje de extracción del mineral valioso. Sin embargo, esto no es tan importante como el tiempo necesario para una extracción aceptable, es decir la velocidad de disolución. Figura 3.21, Porcentaje de extracción en función del tiempo.
  62. 62. Universidad de Atacama 62 La figura 3.21 muestra una curva típica entre estos dos parámetros. Existe al principio una extracción rápida, que decrece posteriormente al máximo obtenible para un tamaño dado de partícula. Esta curva se puede obtener de pruebas de lixiviación en botellas en el laboratorio. 3.4.2.3. Mineralogía del mineral El tamaño y la disposición de la especie valiosa influye el grado de molienda necesario para exponer esta especie a la solución lixiviante (Tabla 3.5). La arcillas son una familia de minerales, alumino-silicatos, existen en todos las menas y producen partículas muy finas (algunos micrones). La presencia de muchas arcillas puede impedir una buena filtración del relave. 3.4.2.4. Otras variables La lixiviación se realiza a temperatura ambiente (o en autoclaves). La concentración de reactivos debe ser optimizada según el tipo de operación. El porcentaje de sólidos debe ser en la mayoría de los casos lo más alto posible para alcanzar una alta concentración del ion metálico en la solución de lixiviación, minimizar los costos de inversión en el circuito de lixiviación por menor capacidad volumétrica y reducir el tamaño y costo subsecuente de espesamiento y filtración. El porcentaje de sólidos en la pulpa varia entre 20 y 50%. El porcentaje de sólidos se calcula por el peso del mineral en la pulpa. Por ejemplo, si una pulpa es constituida por 1 kg de mineral en 2 litros de agua, su La velocidad de agitación debe ser lo suficiente alta para mantener los sólidos en suspención, para que no decanten. Una velocidad de agitación alta tiende a favorecer la cinética de la reacción, pero tiene un costo energetico apreciable (Fig. 3.22). Favorece también la disolución de gases en la solución. Existen varios diseños de agitadores (Fig. 3.23).
  63. 63. Universidad de Atacama 63 Figura 3.22, Efecto de la agitación en la velocidad de lixiviación Figura 3.23, Varios diseños de turbinas.
  64. 64. Universidad de Atacama 64 3.4.3. Diseño Se considera como ejemplo un sistema de lixiviación contínua industrial constituido de varios estanques en serie (Fig. 3.24). Datos Número de estanques : 8 Capacidad : 15000 t/d = 625 t/h % sólidos : 33.33% grado de molienda : 100% < 60 mallas ASTM densidad real del mineral : 2.8 g/cm3 = 2.8 t/m3 Tiempo de lixiviación : 24h (determinado por la curva grado de lixiviación/tiempo) sólido - líquido de separación Mineral molido Solución Pulpa Pulpa a etapa Figura 3.24, Esquema de un sistema contínuo industrial
  65. 65. Universidad de Atacama 65 Cálculo de la cantidad de agua en la pulpa : Cálculo del flujo de pulpa (sólidos + agua) : Cálculo del volumén de cada uno de los 8 estanques (Fig. 3.24) : Volumén de un estanque cilíndrico : Entonces, si consideramos 8 estanques cilindricos tales que h = 1.5d,
  66. 66. Universidad de Atacama 66 3.5. Separación sólido-líquido 3.5.1. Introducción En una planta de lixiviación en pilas, la solución que escurre de las pilas es bastante clara y contiene muy pocos sólidos en suspensión. En la mayoría de los casos, no hay etapa específica de separación sólido - líquido. La solución rica se almacena en piscinas donde pueden decantar los pocos sólidos que contiene. Al contrario, la lixiviación por agitación produce una pulpa consistente en pequeñas partículas sólidas en suspensión en la solución. Una etapa de separación sólido - líquido es absolutamente necesaria para sacar los sólidos de la solución y enviarlos al tranque de relaves, mientras la solución clarificada puede pasar una posterior etapa de recuperación de valores. Hay dos métodos de separación sólido - líquido : - El espesamiento (hasta 55% sólidos) - La filtración (hasta 92% sólidos) Alimentación (Pulpa) Solución claraSolución clara Pulpa más concentrada (40 - 60 % sólidos) Solución Decantación sólidos Figura 3.25, Esquema de un espesador
  67. 67. Universidad de Atacama 67 3.5.2. Espesadores Los espesadores son equipos que efectúan la separación líquido - sólido por decantación de los sólidos en un estanque grande. Un esquema se presenta en la figura 3.25. 3.5.3. Lavado en circuitos de decantación en contracorriente (DCC) El sólido (barro decantado) siempre viene acompañado de solución de impregnación (+/- 40 %), y está contiene valores, por lo cual es imperativo recuperarla. Después de la lixiviación dinámica, la pulpa que se obtiene del último agitador debe pasar por etapas de separación sólido - líquido y lavado, antes de desechar los sólidos lixiviados. El lavado se puede realizar en varios espesadores, en los cuales el agua de lavado y la pulpa fluyen en contracorriente (Fig. 3.26). Del primer espesador sale la solución exenta de sólidos que continua el proceso y del último, el mineral agotado o relave. A las operaciones de lavado de los sólidos en contracorriente, se les denomina como etapas DCC, que significa decantación en contracorriente. Figura 3.26 Circuito de decantación en contra corriente DCC.
  68. 68. Universidad de Atacama 68 3.5.3.1. Determinación de la eficiencia de lavado por balance másico en circuitos DCC. Operacionalmente, el balance másico del sistema permite determinar la eficiencia de lavado en sistemas DCC. Su aplicación se visualizará a través del siguiente ejemplo (Fig. 3.27). Bases : 1000 t/d mineral 55% sólidos en la descarga de los espesadores Razón de lavado RL = 2.5 (agua de lavado / flujo de solución de lix. acompañando a los sólidos) 55% sólidos en la alimentación Figura 3.27, Balance de masa en un circuito DCC. Volumen de líquidos, m3/d: Alimentación A = 1000 x (100 - 55)% = 818 Descarte D = 818 Agua de lavado W = 818 x 2.5 = 2000 Solución rica SF = 2000
  69. 69. Universidad de Atacama 69 Cálculo de las concentraciones : o 800 C0 + 2000 C2 = 2800 C1 2 C0 + 5 C2 = 7 C1 800 C1 + 2000 C3 = 2800 C2 2 C1 + 5 C3 = 7 C2 800 C2 + 2000 C4 = 2800 C3 2 C2 + 5 C4 = 7 C3 800 C3 + 2000 x 0 = 2800 C4 2 C3 + 0 = 7 C4 Por lo tanto, La eficiencia de lavado queda dada por :
  70. 70. Universidad de Atacama 70 3.5.3.2. Ecuación de PAGE para cálculos DCC PAGE ha desarrollado y comprobado una ecuación generalizada, definida en términos de razón de lavado y número de etapas, para el caso más simple, pero más común en DCC (Fig. 3.26), asumiendo que no hay disolución en los espesadores y que la mezcla de la pulpa y solución de lavado es completa en cada etapa. Cn : concentración metal en la etapa n CL : concentración metal en la alimentación al primer espesador CW : concentración metal en el agua o solución de lavado RL : razón de lavado = Qw / QL n : número de etapas de lavado QW : flujo de la solución de lavado QL : flujo de la solución de lixiviación (alimentación) 3.5.4. Filtros El empleo de filtros en hidrometalurgia permite recuperar una cantidad adicional de líquido retenido a partir de precipitados o de pulpas de 55-60% en sólidos procedentes de espesamiento como también tratar directamente soluciones de lixiviación, a objeto de disminuir la cantidad de sólidos en suspensión que pueden afectar procesos posteriores de tratamiento. Filtros de vacío : - de tambor (Fig. 3.28) - de discos (o cerámica) - horizontal, de cinta Filtros de presión : - prensa - stellar - de arena El lavado del sólido es posible en los filtros de tipo vacío, como lo muestra la figura 3.28. Se rocía agua sobre el sólido filtrado para desplazar a la solución que contiene. Se alcanza fácilmente una eficiencia de lavado del orden de 70%.
  71. 71. Universidad de Atacama 71 Figura 3.22, Lavado de un mineral en un filtro de tambor. Pulpa Succión de aire y agua Sólido seco Lavado
  72. 72. Universidad de Atacama 72 4.1. Introduccion En un proceso de purificación o de concentración, siempre hay dos fases en contacto ( líquido - sólido o líquido - líquido). Se trata de un proceso de : Purificación si la impureza va a la otra fase Concentración si el elemento deseado va a la otra fase Los procesos de purificación y/o concentración son muy variados y dependen de : - la naturaleza del elemento deseado - las impurezas presentes en la solución - el tipo de proceso de recuperación - el grado de pureza deseado para el producto final Los procesos de purificación y/o concentración se pueden dividir en varias categorías : - Hidrólisis - Cementación - Precipitación de un compuesto específico - Extracción por solventes - Resinas de intercambio iónico 4 Purificación y concentración de la solución
  73. 73. Universidad de Atacama 73 Para evaluar un proceso de separación, los criterios son la selectividad de la separación, la recuperación (o grado de remoción) y el consumo de reactivos (o de energía). Obviamente, esos tres parámetros están intercorrelados y se necesita hacer la evaluación económica del proceso que se desea utilizar. Figura 4.1, Esquema general del tratamiento hidrometalúrgico de un mineral. Mineral Solución de lixiviación Lixiviación Separación sólido-líquido Purificación Concentración Recuperación especie valiosa Solución impura y diluida Sólido agotado Tranque de relaves obotadero Solución casi pura ymás concentrada Metal o compuesto puro Impurezas Solución agotada
  74. 74. Universidad de Atacama 74 En este capítulo, se mostrarán como ejemplos las etapas de purificación de una solución de zinc en ácido sulfúrico antes de su electroobtención. El proceso se muestra en la figura 4.2. Figura 4.2, Esquema de purificación de una solución para electroobtención de zinc. Tabla 4.2, Impurezas en la solución de lixiviación del zinc. Antes de purificación (mg/l) Después de purificación (mg/l) Fe mucho - Cu 1000 <0.1 Cd 1000 0.1 - 0.2 Co 30 - 50 0.1 - 0.2 Ni 30 - 50 trazas Sb, As 0.1 < 0.01 Ge < 0.1 <0.01 Solución impura Hidrolisis Cementación Precipitación Compuestos Solución pura a electroobtención Fe Coprecipitación de Ge y As Cu y Cd Ni y Co
  75. 75. Universidad de Atacama 75 4.2. Hidrolisis 4.2.1. Precipitación de hidroxidos Los diagramas Eh - pH muestran que los iones metálicos existen en soluciones acuosas sólo dentro de ciertos límites de pH. La manera más sencilla de separar un metal de su solución es mediante la alcalinización de la solución, dando lugar a su precipitación como hidóxido. Por ejemplo : Fe3+ + 3 OH- => Fe(OH)3 (floculos café / rojos) La tabla 4.1 muestra el pH de precipitación de los hidróxidos de algunos metales en agua. Los fosfatos y arseniatos básicos, si se encuentran en la solución, precipitan, a veces, más rápidamente que los hidróxidos y con pH más bajo. Tabla 4.1, pH de precipitación de algunos hidróxidos (C. EK). Concentración del ion metálico 10-2 mol/l 10-5 mol/l Fe3+ 2.2 3.2 Al3+ 3.6 4.6 Fe2+ 5.5 7.2 Cu2+ 5.6 7.3 Zn2+ 6.6 8.3 Ni2+ 6.7 8.4 Co2+ 6.8 8.5 Cd2+ 7.0 8.7 Pb2+ 7.4 8.9 Mn2+ 8.4 10.1 Mg2+ 9.7-10.8 11.2 - 12.3
  76. 76. Universidad de Atacama 76 4.2.2 Hidrolisis Los procesos de hidrólisis se basan fundamentalmente en el mismo tipo de reacción de precipitación de hidróxido, con la diferencia de que en la mayor parte de los casos no se termina la reacción en un hidróxido sino en una sal básica, en una sal doble o hasta en un óxido. Dentro de este tipo de reacciones, la que tiene mayor interés industrial es la hidrólisis del hierro, utilizado comúnmente como un método de eliminación de esta impureza en circuitos hidrometalúrgicos. 4.2.3 Hidrolisis del fierro Existen básicamente tres tipos de procesos para la eliminación del hierro acuoso : precipitación como jarosita, goetita y hematita. Estos dos últimos procesos producen precipitados más fácil de filtrar y decantar. Jarositas Las jarositas son compuestos que tienen la siguiente formula : MFe3(SO4)2(OH)6, en la que M puede ser Na+, K+, NH4+, Ag+, Rb+, Pb2+ y H+. La precipitación del Fe como tal se consigue entre 80 y 100 °C, con adición de un álcali y con control de la acidez. Para la formación de jarosita de amonio, la siguiente reacción tiene lugar : 3 Fe3+ + 2 SO4 2- + NH4+ + 6 H2O => NH4Fe3(SO4)2(OH)6 + 6 H+ Con la exposición a la intemperie en los tranques de relaves, la jarosita se transforma gradualmente en hematita y debido a sus propiedades de adsorción y retención de agua, se produce una eliminación (disolución) de metales solubles que ocasionan un problema ecológico. Goetita La precipitación del hierro como goetita se realiza mediante la siguiente reacción general : Fe3+ + 2 H2O => FeOOH + 3 H+
  77. 77. Universidad de Atacama 77 La temperatura de la precipitación oscila entre 20 y 100 °C, el pH entre 2 y 4 y el potencial debe ser oxidante con el fin de mantener el hierro en forma férrica. La cinética de precipitación es lenta, dependiendo de la concentración de Fe inicial y del nivel de la impureza a eliminar. El tipo de cristal que se obtiene es de mejores características para la separación sólido - líquido. Hematita La precipitación del hierro como hematita se fundamenta en la siguiente reacción : 2 Fe3+ + 3 H2O => Fe2O3 + 6H+ Los factores de mayor importancia en este método son la temperatura, concentración de hierro y la concentración de ácido. Dependiendo de estos factores se pueden formar una serie de compuestos, pudiéndose señalar en general, que las hematitas tienden a formarse sobre 140 °C. 4.3. Cementacion La cementación de un metal a partir de una solución, depende de una reacción de desplazamiento en la cual un metal menos noble reduce a los iones del metal por precipitar al estado metálico. Entonces, éste sale de la solución, y los iones del metal menos noble entran en la solución para substituirlos. Por ejemplo : Cu2+ + Zn => Cu + Zn2+ El metal utilizado debe tener un potencial de electrodo inferior al potencial del metal que se desea precipitar. La reacción se produce a la superficie del metal, que se agrega habitualmente en forma de polvo a la solución impura (Fig. 4.3). Para alcanzar velocidades de reacción aceptables con impurezas que se encuentran en bajas concentraciones, se tiene que agregar un exceso de metal, lo que conduce a la obtención de cementos impuros. Ademas, estos cementos contienen todos los metales de potencial superior al metal agregado.
  78. 78. Universidad de Atacama 78 Cu Zn Zn 2+ Cu 2+ e - Figura 4.3, Cementación de cobre en la superficie de una partícula de zinc. El mejor metal utilizado para cementar las impurezas de una solución es generalmente el mismo metal que se desea recuperar desde la solución pura. Así, no se agrega otra impureza a la solución. Por ejemplo, el cadmio y el cobre contenidos en las soluciones de lixiviación de concentrados de zinc se cementan con polvo de zinc. Ademas de utilizarse como método de purificación de soluciones, la cementación puede utilizarse para recuperar el metal valioso a partir de soluciones diluidas ( ej : cementación de cobre por chatarra de hierro). 4.4. Precipitacion de un compuesto especifico Cuando otros métodos no son aplicables, se pueden usar reactivos específicos de precipitación. Estas reacciones son generalmente complejas, necesitan condiciones de trabajo estrictas y consumen reactivos costosos. Por ejemplo, se usa el nitrosobetanaphtol para precipitar el cobalto contenido en las soluciones de electroobtención de zinc. Se puede aplicar todas las reacciones que estudiaron en el ramo de química en la enseñanza media tales como precipitación de sulfuros, formación de sales, ... Por ejemplo : AgNO3 + NaCl => AgCl (precipitado) + NaNO3 Es importante el fenómeno de envejecimiento de un precipitado, favorecido por una temperatura alta y un tiempo de contacto solución-precipitados largo. El
  79. 79. Universidad de Atacama 79 envejecimiento consiste en la disolución de las partículas más finas y formación de precipitados más gruesos, generalmente acompañado por un cambio en la estructura cristalina de estos. Mejora la insolubilidad del precipitado y su posterior filtración. 4.5. Fenomeno de coprecipitación La coprecipitación es cuando hay precipitación de dos o más elementos al mismo tiempo. El elemento minoritario puede ser disuelto en la matriz cristalina del elemento mayoritario, o absorbido en su superficie. Esto puede ser ventajoso, ya que la la concentración del elemento minoritario en la solución puede bajar a niveles mucho más bajos que por precipitación de este elemento en forma pura. Por ejemplo, en la hidrometalurgia del zinc, impurezas como el Ge y el As coprecipitan con un "hidróxido" (*) de hierro , probablemente por absorción en la superficie de los floculos de "hidróxido" de hierro. ( (*): Existen varias formas de precipitar el hierro : como jarosita, goetita,...)
  80. 80. Universidad de Atacama 80 4.6. Extracción por solventes 4.6.1. Introducción Uno de los métodos de purificación que ha tenido un espectacular desarrollo en este último tiempo, ha sido el proceso de extracción por solventes o proceso SX. Ello se ha traducido en la instalación de numerosas plantas que operan actualmente en el mundo en la separación, purificación y concentración de más de una treintena de elementos químicos, como cobre, niquel, cobalto, zinc, uranio, molibdeno, tungsteno, vanadio, tierras raras, zirconio, hafnio, niobio, tantalio, boro, germanio, arsénico, renio, torio, el grupo de los metales del platino, berilio y otros. En estos apuntes, para más claridad, se tomará como ejemplo la extracción por solventes del cobre, de uso masivo en Chile. 4.6.2. Proceso SX - EW de Cobre El proceso de extracción por solventes, conocido en la hidrometalurgia del cobre también como SX (del inglés Solvent Extracction), consiste en la extracción selectiva del cobre contenido en las soluciones de lixiviación mediante un solvente orgánico, para luego transferirlo a una solución de sulfato de cobre pura y concentrada, denominada electrolito rico. 4.6.2.1. Descripción general La planta SX recibe la solución rica generada en la etapa de lixiviación en pilas de minerales de cobre. Esta solución se caracteriza por tener una baja concentración de cobre disuelto, junto con impurezas como el Fe, Cl, Al, Mn, Mg, Na y otros disueltos durante el proceso (Figura 4.4). El objetivo del proceso SX es extraer selectivamente el cobre contenido en esta solución rica impura, mediante intercambio ionico entre la fase acuosa (solución rica) y el reactivo orgánico. Este reactivo es capaz de descargar el cobre en una
  81. 81. Universidad de Atacama 81 etapa posterior del proceso a una solución de alta pureza y concentración de cobre y ácido, formando un electrolito apto para ser electrodepositado en el sector EW (Figura 4.5). Figura 4.4, Planta extracción por solventes en una operación de lixiviación de cobre. Extracción (Extraction) La solución rica proveniente de las pilas es mezclada con la fase orgánica (orgánico descargado), para extraer SELECTIVAMENTE el cobre obteniendo una solución pobre en cobre, llamada refino, que es reciclada a la etapa de lixiviación en pilas. Se obtiene en esta etapa una fase orgánica cargada, que es avanzada a la siguiente etapa.
  82. 82. Universidad de Atacama 82 Reextracción (Stripping) El orgánico cargado se pone en contacto con electrolito pobre proveniente del proceso de electroobtención, de alta acidez (150-200 gpl H2SO4). El cobre pasa de la fase orgánica a la fase acuosa, obteniendose una fase orgánica descargada que se recicla a la etapa de extracción y un electrolito rico que avanza hacia la electroobtención. EN RESUMEN, LA EXTRACCIÓN POR SOLVENTES TRANSFIERE EL COBRE DESDE LA SOLUCIÓN RICA AL ELECTROLITO, POR INTERMEDIO DE LA FASE ORGÁNICA. Figura 4.5, Esquema cíclico (Concepto de anillos) del proceso lixiviación - extracción por solventes - electroobtención de Cu.
  83. 83. Universidad de Atacama 83 4.6.2.2. Mecanismo de la transferencia de cobre El proceso SX se basa en la siguiente reacción REVERSIBLE de intercambio ionico : Cu2+(A) + 2 RH(O) <=> R2Cu(O) + 2 H+(A) en la cual el sentido de reacción está controlado por la acidez o pH de la solución acuosa. En la etapa de extracción, el reactivo orgánico se contacta con la solución acuosa impura de lixiviación y extrae selectivamente desde la fase acuosa los iones de cobre, incorporandolos en la fase orgánica. El ion cúprico reacciona con el extractante formando un compuesto organometálico insoluble en agua, totalmente soluble en el solvente orgánico (Kerosene, ...), con la cual se produce la extracción del cobre desde la fase acuosa a la orgánica. Mediante este mecanismo, cada ion de cobre se intercambio con dos iones de hidrogeno que pasan a la fase acuosa donde se regenera ácido sulfúrico en una proporción de 1.54 (kg de ácido / kg de cobre). Figura 4.6, Esquema de un mezclador – sedimentador para operaciones de extracción y reextracción.
  84. 84. Universidad de Atacama 84 La etapa de reextracción ocurre por efecto del cambio de acidez en la fase acuosa, revertiendo la reacción y generando un electrolito de alta pureza y alta concentración en cobre. R2Cu(O) + 2 H+(A) <=> Cu2+(A) + 2 RH(O) 4.6.2.3. Configuración de plantas SX Las plantas de extracción por solventes, tanto en la extracción como en la reextracción, están configuradas en UNA, DOS O TRES ETAPAS DE CONTACTO de las fases acuosa y orgánica, con el objeto de aumentar el tiempo de contacto entre ambas fases y mejorar la transferencia de cobre. El contacto de las fases orgánica y acuosa se realiza EN CONTRACORRIENTE. Además, en algunos casos, se debe incorporar una etapa de lavado del orgánico cargado, con el objeto de eliminar impurezas dañinas en la electroobtención, por ejemplo el cloro. Se presenta en la figura 4.7 una configuración típica de una planta de extracción por solventes, compuesta por 2 etapas de extracción y 1 etapa de reextracción (2 E-1S). La figura 4.8 representa una planta 3 E-2 S. Figura 4.7, Configuración 2 E - 1 S (o 2 E - 1 R E). Lixiviación Electro-obt. E1 E2 S1 Extracción Reextracción SR RFOSC SRFOC OD ED EC OC
  85. 85. Universidad de Atacama 85 Tabla 4.3, Soluciones, concentraciones y acidez. Nombre Definición [Cu] típica(g/l) [ácido]( g/l) Solución Rica (SR) Solución proveniente de la etapa de lixiviación, que alimenta a la planta SX. 6 5pH=1.8 Refino (RF) Solución diluida en cobre que sale de la planta SX 0.5 12 Orgánico Mezcla en volumen de un extractante orgánico y un diluyente ( 8 a 25 % v/v). Extractante Es un reactivo orgánico especial que forma un complejo con el cobre en la fase orgánica. Es bastante viscoso. Diluyente Es un solvente orgánico, de tipo parafina, que sirve para diluir el extractante organico y reducir su viscosidad. Orgánico descargado (OD) Es el orgánico con una menor concentración de cobre, que sale de la etapa de reextracción. 4 Orgánico cargado (OC) Es el orgánico cargado con cobre. Transfiere el cobre de la etapa de extracción a la etapa de reextracción. 10 Electrolito Es la solución de sulfato de cobre de la planta de ElectroObtención. Electrolito Descargado (ED) Es el electrolito que viene de la etapa de electroobtención. 35 180 Electrolito Cargado (EC) Es el electrolito que se cargo de cobre en la etapa de reextracción. 50 160 (OSC) Orgánico semi-cargado 6 (SRF) Semi-refino 2
  86. 86. Universidad de Atacama 86 Figura 4.8, Configuración 3 E - 2 S
  87. 87. Universidad de Atacama 87 4.6.3. Conceptos Fundamentales 4.6.3.1. Coeficiente de distribución Un sistema de extracción por solventes implica una transferencia de masa del elemento acuoso desde una fase a otra. La extracción o la reextracción se produce por la dispersión de una fase en la otra en forma de pequeñas gotitas, que favorece la transferencia de materia y se realiza por medio de agitación mecánica. Al contactar una solución acuosa que contiene al elemento M que interesa extraer con una fase orgánica inmiscible, el elemento se distribuirá entre las dos fases hasta alcanzar el equilibrio. La concentración del elemento en el equilibrio dependerá de su afinidad relativa (o solubilidad) por ambas fases. La razón entre la concentración del metal en la fase orgánica y acuosa, en el equilibrio, define al coeficiente de distribución D (o coeficiente de extracción EaO) : (4.1) El coeficiente de re-extracción (stripping) se define del mismo modo : (4.2) 4.6.3.2. Selectividad La existencia de más de una especie química en solución dará lugar a que dichas especies se distribuyan entre las fases acuosa y orgánica de acuerdo a sus respectivas solubilidades. Las diferencias en las solubilidades entre ambas fases se pueden aprovechar para extraer las especies más solubles y separarlas de las menos solubles. de este modo, se puede establecer el concepto de factor de separación como la relación de los coeficientes de distribución de dos especies distintas (DM y DN), que realmente mide la posibilidad de separación de las especies M y N y que se conoce con el nombre de selectividad.
  88. 88. Universidad de Atacama 88 (4.3) 4.6.3.3. Influencia del pH En el caso de agentes de extracción que formen especies químicas con iones de cobre en solución, la reacción de extracción por solventes se puede escribir como: Cu2+(A) + 2 RH(O) <=> R2Cu(O) + 2 H+(A) (4.4) Con una constante de reacción definida por : (4.5) Reemplazando (4.1) en (4.5) se tiene la siguiente expresión para la constante K : (4.6) D : Coeficiente de distribución F : Producto de los coeficientes de actividad K es una característica del sistema y sólo depende de la temperatura. Aplicando logaritmos a esta última expresión, resulta : 0)log(22log HRpH F K D ++= (4.7) que relaciona el coeficiente de distribución con el pH e indica que la extracción esta afectada por el pH de la solución. En la figura 4.9 se puede observar este efecto y su importancia para la extracción individual de los elementos como para la separación de varios metales acuosos. Por ejemplo, se aprecia que en la N M D D S =
  89. 89. Universidad de Atacama 89 extracción de cobre con una oxima comercial, a pH =2, ni el Co2+ ni el Ni2+ podrían ocasionar problemas de pureza en la solución a obtener. La ecuación (4.4) es una reacción reversible, dependiente de la acidez de las soluciones contactadas. En la extracción del metal acuoso, y para obtener una alta transferencia de masa de M a la fase orgánica, el pH de la solución debe ser moderadamente alto para que D aumente. Por el contrario, en la recuperación del metal desde la fase orgánica, el coeficiente de distribución debe ser bajo, lo cual se consigue contactando la fase orgánica cargada con una solución acuosa de alta acidez (150-200 gpl H2SO4), es decir, disminuyendo drásticamente el pH de la solución. En este caso, de la reacción (4. ) se observa que no solo el metal es devuelto a otra fase acuosa, sino también se regenera el reactivo orgánico, el que se recicla a la sección de extracción. Figura 4.9, Extrabilidad de elementos metálicos disueltos, en función del pH, con una oxima comercial (LIX 84).
  90. 90. Universidad de Atacama 90 4.6.4. Determinación del número de etapas de extracción y re-extracción 4.6.4.1 Isoterma de Distribución La ISOTERMA DE DISTRIBUCIÓN es un gráfico de la concentración de la especie extraída en la fase orgánica versus la concentración de la misma en fase acuosa, en el equilibrio y a una temperatura dada, y puede ser preparada para extracción como para reextracción. Normalmente la forma más utilizada para construir la isoterma de extracción es contactar en diferentes proporciones el acuoso y el orgánico, y analizar por el elemento metálico una vez logrado el equilibrio. La fases orgánicas y acuosas se ponen en contacto en un embudo decantador (250 cc) y se agita durante 3 minutos. Luego se deja decantar las fases. Generalmente se emplean razones O/A de 10/1, 5/1, 2/1, 3/2, 1/1, 1/2 y 1/5. La figura 4.11 muestra la construcción de una isoterma de distribución cuando se ponen en contacto A ml de solución rica conteniendo X0 g/l de metal disuelto con O ml de orgánico fresco. Despues de la puesta en equilibrio, el refino contiene X1 g/l y el orgánico Y1 g/l de metal. El balance de masa se puede expresar como : y para cada razón existe un coeficiente de distribución diferente : PUNTO DE SATURACIÓN : Composición del extractante dónde el a alcanzado su capacidad máxima de carga (a la derecha del gráfico). Isotermas de extracción y de re-extracción pueden ser generados de manera similar (ver laboratorio). Los isotermas son válidos solamente para condiciones similares al las condiciones que se emplearon para su determinación. Por ejemplo, si cambia la concentración de reactivo en el orgánico, la concentración de metal en solución en la fase acuosa u orgánica, el pH de la solución rica, la
  91. 91. Universidad de Atacama 91 concentración de ácido del electrolito descargado, etc...., entonces habrá que generar otra isoterma de distribución. Figura 4.11, Construcción una isoterma de extracción. 4.6.4.2. Recta de operación Como se ha se señalado, la mayoría de los procesos industriales de SX operan con un sistema de contacto múltiple en contra corriente. La figura 4.10 representa esquemáticamente la operación de la parte extracción de una planta de SX para lo cual se han supuesto n etapas de extracción. En un proceso de extracción en contra corriente, la solución acuosa y la solución orgánica fluyen en direcciones opuestas. Entonces, el orgánico descargado se contacta con el refino, pobre en Cu, mientras que el orgánico cargado está en contacto con la solución rica en Cu. El proceso de extracción en contra corriente permite tener una buena extracción del metal contenido en la solución acuosa, y a la vez usar eficientemente el reactivo orgánico. [Me] en orgánico (g/l) [Me] en el acuoso (g/l)
  92. 92. Universidad de Atacama 92 Etapa N°1 Etapa N°2 Etapa N°3 Etapa N°n A, X0 O, Y1 A, X1 O, Y2 A, X2 O, Y3 A, X3 O, Y4 A, X(n-1) O, Y(n) A, X(n) O, Y(n+1) A : Flujo de acuoso (m3/h) O : Flujo de orgánico (m3/h) X(n) : Concentración de metal en el acuoso que sale de la etapa n (g/l) Y(n) : Concentración de metal en el orgánico que sale de la etapa n (g/l) Figura 4.10, Esquema de una extracción en contra corriente El balance de masa para la primera etapa es : y para la etapa N° n : (4.8) El balance de masa global para n etapas es : (4.9) La composición de la fase orgánica que entra en la etapa n es una función lineal de la composición de la fase acuosa que abandona la nsima etapa, y vise versa. La ecuación (4.9) es la ecuación de una linea recta llamada RECTA DE OPERACIÓN en el diagrama de McCabe-Thiele, el cual se describe en el parafo posterior.
  93. 93. Universidad de Atacama 93 4.6.4.3. Diagrama de McCabe-Thiele. La combinación de la isoterma de distribución y la linea de operación constituye el DIAGRAMA DE OPERACIÓN o DIAGRAMA DE MCCABE-THIELE, el que es utilizado para ESTIMAR EL NÚMERO TEÓRICO DE ETAPAS o pisos en un sistema SX. La isoterma de distribución es fija, y depende sólo de la química de sistema (concentración de reactivos, pH, ...). La linea de operación se basa en el balance de masa, varia con la razón A/O y las concentraciones de metal en la entrada y salida del sistema. Un diagrama típico de operación se presenta en la figura 4.12. Se supone que el orgánico descargado que entra en la última etapa de extracción contiene 1.80 g/l Cu y que los flujos del orgánico y del acuoso son iguales (razón A/O =1). Conociendo eso, una recta de operación puede ser determinada, partiendo del punto dónde el orgánico descargado intercepta a la isoterma de extracción y dibujando la recta hacia arriba y la derecha con una pendiente igual a la razón A/O (=1 en este caso). Para determinar el número de etapas de extracción, se dibuja una linea vertical representando la concentración de la solución rica (feed = 2.50 g/l Cu) hasta que intercepte la recta de operación. Después, se traza una recta horizontal hasta la isoterma de extracción y de ahí una recta vertical hasta la recta de operación, creando de esa forma un escalón correspondiente a la primera etapa de extracción. Se repite este procedimiento para crear un segundo escalón correspondiente a la segunda etapa de extracción. En este sistema, un refino de 0.22 g/l Cu y un orgánico cargado de 4.24 g/l Cu se predicen para una extracción en dos etapas. Aunque el diagrama de McCabe-Thiele que se muestra en la figura 4.12 representa solamente una aproximación del sistema, resulta muy útil para determinar el número de etapas necesarias para alcanzar una cierta extracción. Un diagrama de McCabe-Thiele más preciso podría dibujarse a partir de la figura 4.12, dibujando la recta de operación a partir de un punto situado a igual distancia de la isoterma de extracción y de la recta vertical representando la composición del refino. Entonces, se hace de nuevo el diagrama de McCabe-Thiele, y se obtienen valores de 0.15 g/l Cu en el refino y 4.17 g/l Cu en el electrolito cargado. La construcción de un verdadero diagrama de McCabe-Thiele es un proceso iterativo.
  94. 94. Universidad de Atacama 94 Figura 4.12, Diagrama de McCabe-Thiele para una extracción en 2 étapas de cobre contenido en una solución rica de 2.5 g/l Cu . E1 E2 A/O =1/(O/A) (SR,OC ) (Ref,OD) (SRef,OSC)
  95. 95. Universidad de Atacama 95 En los mezcladores industriales, no se alcanza la concentraciones de cobre en el orgánico y el acuoso al equilibrio, pero solamente un 90% de extracción respecto del equilibrio, como lo muestra la figura 4.13, que representa las etapas de una operación industrial. Figura 4.13, Extracción de cobre en una planta industrial, dónde no se alcanza el equilibrio (isoterma de distribución)
  96. 96. Universidad de Atacama 96 Figura 4.14, Diagrama de McCabe-Thiele para una reextracción en 1 étapa de cobre contenido en un orgánico cargado de 3.9 g/l Cu .
  97. 97. Universidad de Atacama 97 4.6.5. Reactivos utilizados en SX de cobre 4.6.5.1. Química de los extractantes Los extractantes se disuelven en un solvente orgánico tipo parafina, generalmente en una proporción de 8 a 25 % v/v (% en volumen). Los extractantes industriales forman complejos de Cu solubles en la fase orgánica. Actuan según un mecanismo de chelación : toman el ion de cobre entre sus " pinzas " (Fig. 4.16). Cu2+(A) + 2 RH(O) <=> R2Cu(O) + 2 H+(A) Figura 4.15, Estructura química general de las Oximas utilizadas comercialmente para la recuperación de cobre.
  98. 98. Universidad de Atacama 98 Figura 4.16, Estructura de los complejos formados.
  99. 99. Universidad de Atacama 99 4.6.5.2. Tipos y características de reactivos Reactivos extractantes Los tipos más usados son : LIX 984N (Henkel), PT 5050 (Acorga) y MOC 45 (Allied Signal). Sus características principales son (en promedio) : Densidad : 0.91 g/cc Color : ámbar Punto de inflamación : 70 °C Selectividad Cu/Fe : > 2000 Carga máxima (a 10% v/v) : 5.2 g/l de Cu a pH =2 Transferencia neta (10% v/v) : 3.0 g/l de Cu Separación de fases : < 90 segundos Cinética de extracción : > 95% en 60 segundos Diluyentes Los tipos de diluyentes más usados son : ESCAID 103 (Exxon) y OXIMIN (Oxiquim). Sus características principales son : Densidad : 0.81 g/cc Punto de inflamación : 79 °C Modificadores Los modificadores son compuestos que aumentan la solubilidad del extractante orgánico y del metal en la fase orgánica. Mejoran la velocidad de separación de fases y extracción de cobre, favoreciendo la coalescencia. Los modificadores más usados son el TRIDECANOL y el ESTER.
  100. 100. Universidad de Atacama 100 4.6.5.3. Tipos de extractantes Ketoximas Las KETOXIMAS fueron los primeros reactivos usados comercialmente para la extracción de cobre desde soluciones diluidas y fueron usados exclusivamente durante 12 años. Sus principales propiedades eran : excelente separación de fases, bajas pérdidas de orgánico por arrastre y baja formación de crud. Su uso, sin embargo fue limitado, debido a dos desventajas principales : Extractante moderados de cobre y cinética lenta a bajas temperaturas. El reactivo típico fue el LIX 64N. Salicilaldoximas Para superar estas desventajas se desarrollaron las SALICILALDOXIMAS, lo que permitió reducir circuitos 4E+3S o 3E +2S a 2E+2S o 2E + 1S, incluso para altas concentraciones de cobre y bajo pH (40 gpl Cu y pH 1.5). Sin embargo, estos reactivos son extractantes tan fuertes que requieren un modificador para realizar eficientemente la reextracción. El uso de modificadores (tridecanol o nonifenol) presentan las siguientes desventajas : hidrólisis y degradación del reactivo, mayor transferencia de Fe al electrolito, mayor pérdida de orgánico por arrastre físico y mayor formación de crud. Reactivos típicos son el LIX 860 y el Acorga PT-5050. Mezclas Salicilaldoximas - Ketoximas. Estas mezclas no contienen modificadores. El LIX 984, por ejemplo, es una mezcla de LIX 860 (salicilaldoximas) y LIX 84 (Ketoxima). Combina la capacidad extractiva y cinética rápida de la salicilaldoxima con la estabilidad y propiedades físicas de las Ketoximas. Una lista de los reactivos actualmente en uso se indica en la tabla 4.4.
  101. 101. Universidad de Atacama 101 Tabla 4.4, Reactivos en uso actualmente (Revista Mineria Chilena, sept. 1994) Reactivo Extractante Modificador Acorga PT5100 Aldoxima Nonil Fenol PT5050 Aldoxima Tridecanol M5640 Aldoxima Ester LIX 84 Ketoxima No 984 Mezcla No 622 Aldoxima Tridecanol 860 Aldoxima No MOC 45 Ketoxima No 55 Aldoxima No 4.6.6. Arrastres 4.6.6.1. Continuidad Al mezclarse en un mixer 2 fases inmiscible, una de ellas debe encontrarse dispersa en la otra. Se presentan dos casos : (1) Cuando la fase acuosa está dispersa en la fase orgánica, se habla de continuidad orgánica, y (2) cuando la fase orgánica está dispersa en la fase acuosa, se habla de continuidad acuosa (Fig. 4.17)
  102. 102. Universidad de Atacama 102 O A A O orgßnica Figure 4.17, Tipos de continuidad. 4.6.6.2. Recuperación del orgánico El principal costo de operación en una planta de SX es la reposición de extractante, el cual se pierde por arrastre físico en el refino y electrolito. Diferentes sistemas han sido implementados para reducir estas pérdidas. Electrolito El mayor énfasis se ha puesto en el electrolito, puesto que el orgánico afecta la calidad de los cátodos. La práctica normal es pasar el electrolito por filtros rellenos con sílice, granate y antracita, el cual ha demostrado ser insuficiente por sí solo. Por lo tanto, se han desarrollado e implementado diferentes combinaciones para reducir la transferencia del orgánico al electrolito, por ejemplo : • Uso de post-decantadores o columnas de flotación convencionales o Jameson antes de los filtros. • Uso de celdas de sacrificio en electroobtención. Refino El método normal es recuperar el orgánico arrastrado desde la piscina de refino.
  103. 103. Universidad de Atacama 103 4.6.6.3. Remoción de acuoso De manera similar a los arrastres de orgánico, existen arrastres de acuoso en la fase orgánica, los que constituyen la principal fuente de contaminación del electrolito. El Cl y Mn, además de Fe, son actualmente las mayores impurezas. El método normal de remoción de acuoso es el diseño del estanque de orgánico con tiempo suficiente y facilidades para eliminar periódicamente el acuoso acumulado. Este método puede ser suficiente para el Fe, pero no así para el Cl y Mn, cuyas concentraciones permisibles en el electrolito son muy inferior a las de Fe (30 ppm Cl y 100 ppm Mn vs 1.5-2.0 gpl Fe). En este caso se pueden implementar los siguientes métodos : • Uso de una o más etapas de LAVADO. • Diseño del estanque de orgánico como post-decantador. • Uso de coalescedor del tipo desarrollado por Chuquicamata. • Combinación de cualquiera de las alternativas anteriores, dependiendo de la concentración de las impurezas presentes. 4.6.6.4. Diseño alternativo de Mezcladores Decantadores Además de los diseños de Krebs y CMS de Davy, recientemente Outokumpu ha propuesto el VSF (agitación muy suave). Las principales ventajas atribuidas a este diseño son : • Menores arrastres de orgánico y acuoso. • Menor formación de crud.
  104. 104. Universidad de Atacama 104 5.1. Introducción 5.1.1. Definición La ELECTROMETALURGIA consiste en la producción de depósitos metálicos mediante la aplicación de la ENERGIA ELECTRICA. Se distingue : • La electrometalurgia en solución acuosa : Aplicada fundamentalmente a la producción de Cu, Zn, Ni, Co, Pb, Ag, Au y otros metales menores ( Cd, Cr, Mn, Ga, Ti, Te ). • La electrometalurgia en sales fundidas : Aplicada principalmente a la producción de Al, Li, Mg, Na, K y otros metales menores (Tierras raras, Ti, V, W, Zr, Th). 5 Electrometalurgia

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