Hidrometalurgia

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

2.1. 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

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 )

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.

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

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 )
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)

o
En(10), νi : Coeficientes estequiométricos de la reacción
µi : Energias libres de formación
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 :

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.

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)

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

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.

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.

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+
del CuO
Zona de
estabilidad
Eh
pH3.8
Zona de
estabilidad
del Cu(2+)

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+
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

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)

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+

Figura 2.3.5. Diagrama Eh - pH del sistema Cu - H2O
( T = 25°C, actividades = 1 ( [iones]=1 ) , P = 1 atm )

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)

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.

3.1. Cinética de Reacciones
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

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

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

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,...

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.

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

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

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).

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

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 )

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

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

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.

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.

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.

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.

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.

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

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.

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

Figura3.7,Sistemasdemineríadesoluciones

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.

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.

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, ...)

Figura3.10,Esquemadelixiviaciónenpila

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.

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

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..

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.

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.

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

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)

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).

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.

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.

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)

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)

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

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.

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).

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

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.

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).

Figura 3.22, Efecto de la agitación en la velocidad de lixiviación
Figura 3.23, Varios diseños de turbinas.

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

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,

3.5. Separación sólido-líquido
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

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.

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

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 :

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%.

Figura 3.22, Lavado de un mineral en un filtro de tambor.
Pulpa
Succión de
aire y agua
Sólido seco
Lavado

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

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

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

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

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+

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.

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

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,...)

4.6. Extracción por solventes
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

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.

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.

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.

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

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

Figura 4.8, Configuración 3 E - 2 S

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.

(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 =

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).

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

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)

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.

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.

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)

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)

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 .

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.

Figura 4.16, Estructura de los complejos formados.

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.

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.

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)

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.

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.

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).
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Electrometalurgia

Hidrometalurgia

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