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METALURGIA GENERAL
INTRODUCCIÓN.
Es un conjunto de operaciones físicas efectuadas sobre minerales extraídos de la corteza
terrestre, que tienen como fin:
1. La separación de sólido- líquido, en el se obtiene uno o más productos válidos
llamados concentrados.
2. Se descarta otro producto llamado relave que contiene la parte esteril del mineral.
3. Estas definiciones es válida para el beneficio de minerales no ferrosos, ferrosos, no
metálicos y carbones.
CLASIFICACIÓN DE LAS OPERACIONES MECÁNICAS. Se tiene
1. Trituración o chancado de minerales.
2. Concentración (separación dolido – sólido)
3. Desaguado (separación sólido – líquido)
4. Operaciones cuadyugantes de transporte y almacenamiento.
RELACIONES DE LA METALURGIA CON OTRAS RAMAS
Relave Concentrado Escoria Metales
Gases
residuales
DEFINACIÓN DE PROCESAMIENTO DE MINERALES.
Dentro de la metalurgia extractiva viene a ser el conjunto de operaciones y procesos
unitarios metalúrgicos usados para concentrar los minerales.
Se llama también preparación mecánica de los minerales porque su objeto es preparar las
menas que se obtiene en las labores mineras. Para que puedan ser pasados económicamente
a un procesamiento metalúrgico que se extraigan el metal contenidos en ellos.
Radio de concentración.-Es la relación existente entre el número de toneladas de mineral
de cabeza y él número de toneladas de concentrado promedio en el proceso total de la
concentración, se interpreta como el número de toneladas de mineral de cabeza que se
requiere para obtener una tonelada de concentrado. (Ejemplo).
BALANCE METALÚRGICO
ANÁLISIS GRANULUMETRICO
El análisis granulométrico viene a ser la distribución de tamaños a través de una serie
estándar de tamices o cedazos (pueden ser TYLER ó ASTM)
Exploración
geológica
Exploración
minera
Extracción
metalúrgica
Procesamiento
de minerales
Metalurgia
extractiva
Metalurgia
física
El análisis granulométrico, tiene por objeto estudiar la composición granular de las
mezclas de partículas, con el fin de conocer el tamaño promedio de las partículas, su
volumen y superficie, la separación de ellos de acuerdo con su tamaño, para determinar el
tamaño de liberación de un mineral y con el auxilio del análisis químico, evaluar los
resultados metalúrgicos.
En toda operación fundamental del beneficio, la granulometría juega un papel importante
(en forma fundamental en la práctica metalúrgica), en otros términos las operaciones de
concentración de minerales dependen en alto grado del tamaño o distribución de tamaño de
partículas que intervienen en estas operaciones, esto es valioso igualmente para procesos
piro metalúrgico e hidrometalurgicos.
NECESIDADES Y VENTAJAS ECONOMICAS DE LA CONCENTRACIÓN
Muy raras son las minas que obtienen un producto de laboreo que puede ser vendidos
directamente sin ningún tratamiento previo, la mecánica es que al mínimo extraiga de su
denuncio o concesión propia o arrendado un mineral con una ley mínima explotable ( cut-
off) muy mezclado con especies sin valor. Las fundiciones compran los minerales y
concentran que deben tener leyes mínimas dadas de ciertos metales para que su negocio al
fundirla incluso castigue cuando sobrepasan porcentajes de impurezas como S, arsénico,
antimonio, bismuto, manganeso etc.
Los procedimientos de concentración mecánica cuestan relativamente muy poco
comparado con los tratamientos piro metalúrgico o hidrometalurgicos, por lo tanto
económicamente justificable como una etapa intermedio y fundición, las ventajas que
ofrece la preparación mecánica son los siguientes:
a) Economía de fletes, por concepto de pago de un falso flete sobre el material estéril
que se descarta en las operaciones de concentración.
El costo de transporte de la mina a la fundición es costosos a tal punto que el flete por
transportar el mineral más pobre puede ser más elevado que el valor del contenido
metálico.
b) Reduce la perdida del metal fino en la fundición, puesto que al fundirse un mineral
pobre se produce una fuerte cantidad de escoria, que siempre arrastra una elevada
porción de valores.
c) Reducción del costo total de fundición puesto que él numero de toneladas de
concentrados mucho menos que él numero de toneladas de mineral bruto que abría
de fundirse si no se concentra.
d) Permite realizar una de la mina en forma radonada en cuanto se refiere a las leyes
de los minerales, los minerales procedentes de la mina subterránea son más ricos
que los minerales que producen del tajo, mezclando o cabeceando estos dos tipos
de minerales es posible racionar la explotación de este recurso agotable.
e) Una empresa metalúrgica que funde minerales de plomo por ejemplo:
Procura que los minerales que se alimentan al horno contengan más alto % de plomo. Así
un mineral con leyes de cabeza de 5% de Pb. Y 95 % de ganga o estéril no podrá fundirse
económicamente porque habría estéril que escorificar consumiendo excesivo
combustible, fundentes el mineral estéril que contiene 55 % de plomo y 45 % de ganga se
fundirá a un costo menor y con resultados económicos para la empresa.
En realidad existen muchas minas de gran volumen y de poca ley que más podrían ser
operativas si no se dispusieran de procedimientos baratos y eficientes para tratar y
enriquecer los minerales pobres que se obtienen como producto de la explotación de una
mina
ANÁLISIS GRANULUMETRICO Y REPRESENTACIÓN DE DISTRIBUCIÓN DE
TAMAÑOS
1. Objetivo de análisis granulométrico.- Un análisis granulométrico viene a ser la
distribución de tamaños a través de una serie estándar de tamices o cedazos (puede ser
TYLER o ASTM)
El análisis granulométrico tiene por objeto estudiar la composición granular de las
mezclas de partículas.
Con el fin de conocer el tamaño promedio de las partículas, su volumen y superficie, la
separación de ellas de acuerdo con su tamaño, para determinar el tamaño de liberación
de un mineral y con auxilio del análisis químico evaluar los resultados metalúrgicos.
En toda operación fundamental de beneficio, la granulometría juega un papel
importante, en otros términos las operaciones de concentración de minerales dependen
en alto grado del tamaño o distribución de tamaños de partículas que intervienen en
estas operaciones, esto es válido igualmente para procesos piro metalúrgicos e
hidrometalurgicos.
2. Aplicaciones importantes del análisis granulométrico.
a) La eficiencia de los equipos de chancado y molienda se estudian relacionando el
trabajo efectuado y los tamaños de los productos; cuando sé chanca o se muele en
diferentes clases de chancadoras y molinos.
b) La estimación de la potencia requerida y consumos de energía para chancar y/o
moler un mineral desde un tamaño de alimentación en un tamaño de producto
determinado se hace eficientemente a través del análisis granulumético
W
KW hr
TCS
wi
KW HR
TCS P F
W
AmpconsxvoltxFP
XKW hr
TCS
x
YTCS
hr
Donde
KW HP
XY kw
HP
KW
HP
( )
( )( )
:
.
.
-
=
-
-
=
-
=
= = =
10
80
10
80
3
100
1 1 341
1 341
1
W
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10
80
10
80
3
100
1 1 341
1 341
1
c) Él calculo de la eficiencia o performance de clasificación por tamaño de un
clasificador hidráulico, un clasificador espiral, clasificador de rastrillo o un
hidrociclon, a un tamiz, se estima con buena precisión, a partir del análisis de mallas
del alimentado y producto de tal operación.
La operación de clasificación depende fundamentalmente del tamaño de las
partículas minerales pues las fuerzas gravitacionales y centrífugas que se emplean,
para las operaciones están relacionadas con su tamaño granular.
d) En la operación de concentración es esencial el tamaño granular de las partículas. En
todas las separaciones sea gravitacionales magnéticas por flotación etc. El tamaño de
las partículas, su superficie y masa son elementos de gran importancia en el campo
de las fuerzas que las efectué,
A demás son importantes en los procesos de concentración las perdidas y el
problema de los productos medios que son descritos mediante su granulometría.
e) Las operaciones de eliminación de agua (espesado- filtrado) dependen de la
composición granulométrica de los productos por estar relacionados con la fuerza de
gravedad (espezaje) con la porosidad (filtración) o con la superficie específica (
secado)
f) El análisis granulométrico es importante es estudios de investigación:
Ejemplo estudio mineralógico, minero grafico y granulométrico de productos
intermedios de la flotación, relaves, cabeza con fines a mejorar los resultados
metalúrgicos de grados de concentración y recuperación en plantas concentradoras
g) En las operaciones de conminución ( reducción y molienda ) los problemas de
liberación para minerales valiosos que presentan amarres mineralógicos,
desimanados , solamente se pueden estudiar sobre la base del análisis granulumrtrico
y de esta forma crean condiciones optimas para el proceso de flotación.
h) Para la cuantificación de los circuitos de chancado de molienda y en la
determinación de carga circulantes
i) El propósito principal del análisis granulométrico es el de chequear la salida de la
molienda (grado de molienda) o la magnitud en que los valores se liberan de la
ganga a diversos tamaños de partículas.
j) Para determinar la malla de liberación con ayuda del análisis químico.
SERIES DE TAMICES, CEDAZOS O MALLAS
Los tamices se usan para medir el tamaño y la distribución por tamaños de las partículas.
Los cedazos son fabricados con alambres de acero o de aleaciones especiales, los que se
tejen formando una red cuadricular de agujeros de diversas dimensiones y cuidadosamente
normalizados. La “MALLA” se define como el número de hilos metálicos (o de aberturas)
por pulgada, medidos según las direcciones de ellos.
Existen diversos sistemas: Americanos, Ingleses, Francés y Alemán..
 En el sistema americano las series Tyler (casi universalmente aceptado), A.S.T.M.
Ritinger, Richards y Hover;
 En el sistema inglés tenemos la serie D.S.I,
 En el sistema Francés la serie Afnor y
 En el sistema Alemán la serie DIN.
Se hace notar que la serie I.M.M pertenece al sistema americano.
La malla 200 de la serie Tyler, ha sido adoptada casi universalmente como patrón. Esta
malla tiene 200 hilos, y por lo tanto 200 agujeros, en una pulgada lineal. Las dimensiones
del lado del cuadrado de la malla 200 son de 0.074 mm. ó 0.029 pulgadas.
El propósito del análisis granulométrico es el chequear la calidad de la molienda, la
magnitud en que los valores se liberan de la ganga a diversos tamaños de partículas y
ayuda al estudio especifico de los constituyentes de la Mena. Moderadamente, permite
racionalizar el diseño y funcionamiento de las maquinas de trituración y molienda.
Usando un Rotap se debe sacudir la serie de tamices durante 15 minutos para minerales y 7
minutos para carbones.
También se puede hacer el análisis granulométrico por vía húmeda siendo esta que nos
proporciona resultados muy satisfactorios y precisos.
Para reportar los resultados obtenidos en un ensaye granulométrico es preciso estar
familiarizado con los siguientes definiciones:
% AC (+) = G(X).- Es el porcentaje acumulativo positivo. Esta constituido por todo el
mineral que tiene una granulometría mayor que una malla (X) cualquiera es decir están
constituido por todo los gruesos acumulados sobre la malla (%de rechazo).
% AC (-) = F (X) Es el porcentaje acumulativo negativo. Esta constituido por todo el
mineral que tiene una granulometría inferior a una malla (X) cualquiera, es decir es el
porcentaje acumulado del mineral fino que atraviesa tal malla (% passing)
F(X) = % PESO ó % PARCIAL.- Es el porcentaje en peso del mineral retenido en cada
malla referido al peso total del mineral tamizado.
MUESTRA REPRESENTATIVA
EJEMPLO.
Se desea realizar el análisis granulométrico de muestras de mineral cuyo resultado se tiene
en el siguiente cuadro y con los datos obtenidos realizar la representación gráfica del
examen mineralógico lineal y la curva trompo.
Serie Tyler 3 4 5
Malla
Tyler
Abertura en
Micrones
% peso
en grs
% peso
ó parcial
Porcentaje
Acumulado
G (X) (+)
Porcentaje
Acumulado
FX (-)
+ 28 595 - - -
35 420 6
48 297 12
65 210 15
100 149 20
150 105 27
200 74 28
270 53 25
325 43 18
+400 37 15
-400 - 21
T = grs
F (X) + G(X) = 100
F(X) = 100 – G(X)
La serie de los tamices se estandarizan siguiendo una reducción de 2 para la serie normal
y de 24
para la serie doble. Así para la serie normal.
La malla inmediata anterior tendrá una abertura de:
Xi – 1= Xi x 2
La malla inmediata posterior tendrá
Xi
Xi
+ =1
2
Xi = Tamaño de la abertura del tamiz
Ejemplo:
La malla 200 tiene una abertura de 74 micrones
La malla anterior = 74 2 = 105 micrones malla 150
La malla referencial = 74 micrones malla 200
Serie Tyler 3 4 5
Malla
Tyler
Abertura en
Micrones
% peso
en grs
% peso
ó parcial
Porcentaje
Acumulado
G (X) (+)
Porcentaje
Acumulado
FX (-)
+ 28 595 - - - 100
35 420 6 3.21 3.21 96.79
48 297 12 6.42 9.63 90.37
65 210 15 8.02 17.65 82.35
100 149 20 10.70 28.35 71.65
150 105 27 14.44 42.79 57.21
200 74 28 14.97 57.76 42.24
270 53 25 13.37 71.13 28.87
325 43 18 9.02 80.75 19.25
+400 37 15 8.02 88.77 11.23
-400 - 21 11.23 100.00 -
T =187 grs 100 %
PROBLEMA: Una planta concentradora trata 1400 TCS por día del mineral con una
distribución granulométrica,
x
Y = 100( -------) 0.35
193
Y una ley de plomo de 2.97 %. Del análisis garnulumetrico se tiene que el material + 150
mallas (105 micrones) ensaya 4.38 % de plomo, calcule Ud.
a) ¿La ley de plomo en el material -325 mallas?
b) ¿El respectivo tonelaje del material -150 malas + 325 mallas?
SOLUCIÓN
UNIDAD II
TRITURACION Y CONMINUCION
Concepto. Trituración llamado corrientemente circuito de chancado; de manera general se
llama trituración a la operación de desintegración mecánica, en que cada trozo de mineral
se trompe al contacto con otras partículas o por acción directa de la partes móviles de la
maquina trituradora. La finalidad principal e inmediata de la trituración es la obtención de
un producto que satisfaga las condiciones y especificaciones sobre tamaño máximo o
mínimo.
Es una operación en el procesamiento de minerales que consiste en la preparación
mecánica de minerales y se define como la OPERACIÓN UNITARIA a desintegrar un
material un material sólido aplicando fuerzas de compresión y en menor proporción fuerza
de fricción, flexión, sisallamiento y otros hasta fragmentos de ¼ a 3/8 de pulgada.
El contenido de humedad en sólido (en el alimento) es importante en la reducción de
tamaños cuando es inferior a 4% no hay dificultad, en cambio reduce la presencia de
polvos pero cuando es mayor al 4% atasca la chancadora (primaria).
CONMINUCIÓN
El término conminución es aplicado a la reducción de trozos grandes a fragmentos
pequeños de rocas.
La conminución usualmente se lleva a cabo en dos pasos separados que son:
 Chancado y
 Molienda
FRED BOND, en el año sesenta es que da mayores aportes definiendo como “El
proceso en el cual la energía cinética mecánica de una maquina u objeto de
transferencia a un mineral producido en él, fricciones internas y calor que originan su
ruptura.
Como el material es impactado con suficiente fuerza, mediante un solo contacto
masivo o por varios impactos pequeños, la resistencia crítica del material llega a
excederse y el material se rompe. Durante y después del impacto, la energía original se
considera como:
 La energía cinética de traslación, tanto del cuerpo impactado así como del cuerpo
impactante.
 La energía cinética de vibración de los componentes del cuerpo impactante
 La energía potencial almacenada como energía de deformación, en los
componentes del sistema.
 El calor generado por fricción durante la deformación, ó por amortiguamiento del
movimiento ondulatorio.
 La nueva energía superficial del material fracturado ó quebrado.
La importancia de esta operación para el procesamiento de minerales, radica en que
mediante ella, es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las
superficies y el tamaño de las partículas para procesos posteriores de concentración.
En el proceso de conminución se requiere un elevado consumo de energía, que
representa el 60 % de los costos operativos de las plantas concentradoras.
En el presente solamente se revisará la teoría de Conminución de Fred Bond, que
consiste en relaciones entre la energía consumida y el tamaño de materiales
producidos, por tener mayor aceptación y la que tiene mayor validez en la Industria.
LA TEORÍA DE FRED C BOND.
La base del razonamiento de Fred C. Bond es de que el tamaño inicial de una
partícula antes de ser reducida debe estar ya cargado de una cierta cantidad de
energía superficial acumulada mientras fuera reducida a un tamaño teóricamente a
este tamaño inicial.
Para partículas de formas similares el trabajo total impuesto para romper una
cantidad de volumen será proporcional a 1/ P donde P en el tamaño de la
partícula. Este es el principio fundamental en que se basa la 3ra. Teoría de Bond,
postulando que el trabajo útil total en fraccionar una partícula de cualquier tamaño
es inversamente proporcional a la raíz cuadrada de la partícula.
En este sentido al reducir un tamaño inicial de alimentación X1 a otro tamaño de
producto X2 la energía impuesta envuelta en la operación será la diferencia entre el
trabajo total impuesto absorbido en cada uno de estos tamaños de partículas.
La amalla expresada en micrones que de un producto pasa el 80% del peso es de
valor tomado como media del tamaño de partícula (X1 X2 en la ecuación de Bond.
La ecuación básica de la 3ra. Teoría de comunicación es:
10 10
W = Wi ( ---- x ---- ) (1)
X2 X1
Donde Wi = Es el Word Index, o el parámetro que expresa la resistencia del
material para ser reducido. Numéricamente el “Work Index” representa los
kilowatts – hora por tonelada corta que se requiere para reducir un material de un
tamaño teóricamente infinito a un tamaño de 80% menos 100 micrones.
Para determinar el Wi. De un mineral en el laboratorio existen métodos estándar
desarrollados por Bond y usando equipo estándar diseñado también por el mismo.
Sin embargo existen formulas desarrolladas por Bond que incluyen la
moliendabilidad del mineral o sea los gramos netos por revolución molidos y pasan
la malla que se esta haciendo la prueba. Una de estas fórmulas es la siguiente
Para un molino de bolas de laboratorio:
Wi x
P F
Pi Grp= = -
62 10
80
10
80
0 23
062
.
Donde:
44.5 : Es una constante cuando se usa el equipo standard de Bond
Pi : Es el tamaño de malla en micrones a que se esta haciendo la determinación.
Gbp : Es la moliendabilidad
X1 : tamaño en micrones que pasa 80% de la mena
X2 : Tamaño en micrones que pasa 80% del producto ( carga o sea el alimento).
Formula para determinar el WORK INDEX en un molino de ejes en el laboratorio
es el siguiente:
Wi
Grp
P
=
16 6 1
100
0 625
.
.
Donde:
Gbp : Es la moliendabilidad en un molino de ejes
Pi : Tamaño de malla en micrones a la que se hace la determinación.
Formula para un molino de bolas:
Wi
Grp
P
=
16 1
100
0 82.
Es muy simple calcular el Word Index en la operación en forma directa. Usando la
formula básica de Bond (1) y leyendo directamente el medidor de Kwh / Ton, del
molino o calculando por medio de la lectura de los amperios consumidos en ese
circuito de molienda se puede calcular el Wi. haciendo un análisis de malla
representativo del alimento y de la salida a ese circuito de reducción. Haciendo un
grafico en papel logarítmico del porcentaje que pasa versus el tamaño de malla en
micrones. Se puede extrapolar el tamaño que pasa 80% tanto para el alimento
como para la descarga ( X1, X2)
Así mismo:
Kwh/Tn = W
X F1 80=
X P2 80=
w Wi
P F
= -( )
10
80
10
80
USO DEL WORD INDEX
El uso cotidiano del Wi. de un mineral nos da la indicación de la calidad del
mineral en cuanto a su moliendabilidad. Si se trata de un mineral de exploración,
inmediatamente nos da una idea de los futuros gastos de molienda.
Otras veces los gastos de energía de molienda suben en una planta sin razón
aparente, entonces mediante determinaciones diarias del Wi. podemos ver si en
realidad la dureza del mineral ha cambiado comparado con meses anteriores.
Es importante señalar, que el de mayor consumo de energía en un molino de bolas
acompañado del aumento en el Wi. son una indicación de que una gran cantidad de
energía está siendo implicado con los mecanismos de transmisión y/o en calor
producido por los motores. Por lo tanto es recomendable revisar las condiciones
mecánicas de estos molinos y de los motores, ya que el Wi. en una indicación de la
eficiencia de conversión de energía en molienda.
TRITURACIÓN
Concepto.-Trituración llamado también chancado es una operación en el procesamiento de
minerales que consiste en la preparación mecánica de minerales y se define como la
OPERACIÓN UNITARIA a desintegrar un material un material sólido aplicando fuerzas
de compresión y en menor proporción fuerza de fricción, flexión, sisallamiento y otros
hasta fragmentos de ¼ a 3/8 de pulgada.
El contenido de humedad en sólido (en el alimento) es importante en la reducción de
tamaños cuando es inferior a 4% no hay dificultad, en cambio reduce la presencia de
polvos pero cuando es mayor al 4% atasca la chancadora (primaria).
CLASIFICACION DE LAS ETAPAS DE TRITURACION
Los materiales alimentados a circuitos de trituración pueden ser tan grandes como de 5
pies y los productos tan finos como de malla 10. Para logar estas reducciones se requiere
de varias etapas que en forma simplificada se indican en la tabla siguiente
ETAPAS DE TRITURACIÓN
ETAPA TIPO DE TRITURACION TAMAÑO DE
ALIMENTADOR
TAMAÑO DE
PRODUCTO
RADIO DE
REDUCCIÓN
Primaria De mandíbula giratoria 5 pies 6 – 4 pulgadas 6 – 8
Secundaria Cono Standard
Short Heat
12 pulgadas 4-3/4 pulgadas 6 – 8
Terciaria Short Heat 6 pulgadas 1 – 1/8
pulgadas
4 – 6
Cuaternaria Gyradisc 3 pulgadas ½ pug a 20 m
Estas clasificaciones es totalmente arbitraria ya que en plantas de pequeña minería
generalmente se tiene solo dos ò tres etapas. Aplicándose la cuaternaria cuando el mineral
tiene un contenido de humedad lo suficientemente bajo para no producir obstrucciones.
Igualmente los tamaños de alimentación y productos varias para cada planta.
LIXIVIACIÓN
INTRODUCCIÓN
Este trabajo describe un reactivo nuevo y perfeccionado (LIX- 64N) que tiene
un peso molecular de 339, para la recuperación y concentración de Cobre en licores ácidos
de lixiviación como comúnmente se trabaja en la Industria del Cobre, para usar en
reemplazo del reactivo Acorga P-5100 de peso molecular 263 que actualmente se esta
usando en la planta de agua de Mina de Centromin Perú de Cerro de Pasco.
En esta oportunidad solamente se mencionará los aspectos generales sobre el
reactivo a reemplazar, dejándola parte de investigación y fundamentación para el
reemplazo de dicho reactivo en el próximo cursillo.
La ganancia del LIX-64N es tal, que el proceso hidrometalúrgico en la flotación de
concentrado de sulfato de cobre con la subsecuente recuperación de cobre por el LIX-64N
que está siendo técnica y económicamente factible.
Las propiedades y performances del reactivo con actuales licores de lixiviación
para varios productos del S.O. que son discutidos. Los rangos de esté licor de lixiviación
fluctúan entre 1,930 g/l de Cu y de 1 a 10 g/l de ácido (H2SO4).
La aceptación de este producto en la industria ha sido muy placentera. Un buen
número de plantas pilotos y plantas comerciales han sido operados en la actualidad por lo
tanto este reactivo puede extraer cobre en soluciones de mayor ácidos y exhibe superiores
características de separación de fases.
INTERCAMBIO IÓNICO
CONSIDERACIONES PREVIAS
La hidrometalurgia en los últimos tiempos está usando procedimientos novedosos
para la recuperación de metales industriales tales como el cobre, molibdeno, cobalto, zinc,
níquel, vanadio, tungsteno y otros.
La extracción por solvente empleado en agua de Mina se refiere al proceso en la cual la
solución rica en cobre "COSECHA" que además de contener iones de diferentes elementos
disueltos en el licor lixiviado al ser mezclado en contracorriente con una fase inmicible
orgánica LIX-64N puede extraer cobre de la acuosa sin mayores problemas.
La secuencia de extracción y reextracción se puede llevar a cabo de está manera.
- Purificación y producción de solución de alta concentración de cobre en la fase
acuosa.
- La regeneración del reactivo orgánico en la etapa de reextracción.
-13-
También se puede decir que la extracción por solvente hoy en día es un proceso
versátil para tratar soluciones que contengan elementos económicos valiosos cuyos iónes
muestran relaciones de comportamiento en las etapas de extracción por solvente. Por
consiguiente en este trabajo se describe conceptos usados en extracción por solvente a nivel
Industrial.
COMENTARIOS DEL REACTIVO ORGANICO
En la planta de intercambio iónico para la extracción por solvente empleando LIX-
64N para la recuperación, purificación y concentración del cobre en los licores de lixiviación
procedentes de los tres pads que contienen de 4 a 5 grs/lt de cobre y 1.9 a 2 grs/lt de H2sO4.
El Lix-64N es una mezcla de derivados de oximas del grupo OC-HIDROXIOXIMAS
que se generan por sustitución y además es insoluble en agua, con los cationes metálicos
forman complejos insolubles en agua especialmente con el catión cúprico. Este solvente
orgánico tiene la particularidad de ceder fácilmente sus iones hidrógeno, cuando se mezcla
con soluciones de baja acidez (etapa de extracción) y recuperar con suma facilidad el ión
hidrógeno cuando se mezcla con soluciones ácidos concentrados. Ósea que opera en el ácido
del ión hidrógeno.
El lix-64N es altamente efectivo en la extracción por solvente por ser selectivo del
cobre aunque es limitado por las fluctuaciones del PH, que determina la buena o mala
extracción, además, el LIX-64N tiene la propiedad de separarse con facilidad de la fase
acuosa y con menor cuantía de atrapamiento y adhesiones de hierro que son nocivos para la
etapa de electrowining.
COMPORTAMIENTO QUÍMICO DEL LIX-64N
a.- ETAPA DE EXTRACCIÓN.- Los licores de lixiviación procedentes de los pads se
mezclan con el reactivo orgánico de alto grado de afinidad por otros iones
contaminantes (Fe+++, Mo, Mg, Al, SiO2, Mn y otros).
El orgánico trabaja en un ciclo del ión hidrógeno donde los iones cuprosos son
transferidos a través de las interfases de las soluciones no misibles tal como se explica
por la siguiente reacción.
(Cu++ + SO4) aq + (2RH) org ---> (R2Cu) org + <--- (H2SO4) aq
Donde: RH es el extractante activo disuelto en kerosene. La extracción del cobre se
efectúa en tres etapas y en contracorriente.
--P1 --P2 --P3
E1 F2 E3
Q1-- Q2-- Q3-- S---
Donde:
-14-
F = Solución de cosecha rica en cobre
S = Orgánico descargado en cobre
P1, P2, P3 = Solución acuosa agotado en cobre.
Q1, Q2, Q3 = Solución orgánica cargado de cobre.
E1, E2, E3 = Celdas de extracción por etapas.
b.- ETAPA DE RE-EXTRACCIÓN.- Esta etapa consiste en que la solución orgánica
cargada en cobre se mezcla con una solución altamente concentrada en ácido sulfúrico
llamada strip ó electrólito agotado (con 170-200 grs/lt) según la siguiente reacción:
(R2Cu) org+(2H++SO4
+) aq ---> (2RH) org + <---- (Cu++ + SO4
-)aq-
De esta forma el reactivo es regenerado y regresa a la etapa de extracción para
continuar el ciclo de captación de moléculas de cobre.
Por otra parte la solución ácida de sulfato de cobre libre de impurezas pasa a electro
deposición para obtener cátodos de cobre de alta ley.
La reextracción se efectúa en dos etapas y en contracorriente.
E E1 L.S
R2 R1
S- S.O-- Q.L-
Donde:
E, E1 = Solución acuosa, con alta concentración de ácido (strip).
L.S = Solución acuosa, con alta concentración en cobre.
Q1 = Orgánico cargado en cobre.
S.Q, S = Orgánico descargado en cobre.
R1, R2 = Celdas de rextracción.
El objetivo principal de esta etapa es conseguir un extracto con alta saturación de cobre, por
medio de una solución ácida, para los propósitos de reextracción la mayor concentración de
ácido es la solución y elevación de temperatura.
TIEMPO DE REACCIÓN Y SEPARACIÓN DE FASES
TIEMPO DE REACCIÓN.- Está dado por el tiempo de mezclado que se considera como
una variable dependiente del proceso de intercambio Iónico, que consiste en proporcionar al
medio una mayor distribución de las fases inicialmente separadas e inmisibles, para darles la
mayor o menor extracción del ión cobre de la fase acuosa, este mezclado se hace con los
siguientes fines:
a.- Tener una buena mezcla homogénea entre las 2 fases.
b.- Favorecer la mejor transferencia de iones.
-15-
c.- Mantener en suspensión los flujos y garantizar que la velocidad de circulación sea
adecuada.
SEPARACIÓN DE FASES.- La separación gravitacional de mezclas de los líquidos
inmisibles, se consigue en la planta industrial, introduciendo una mezcla de ellos, a un
recipiente de sección transversal suficiente como para permitir la separación de las fases.
El orgánico que es más liviano se obtiene al final del sidimentador en su parte superior y
descargado por el vertedero, mientras el acuoso más pesado por su parte inferior y
descargado por el vertedero. El proceso de separación de fases se realiza mediante dos
mecanismos.
Sedimentación y coalescencia en la interfase, como el tiempo de retención en la planta que
puede ser de 10 a 15 minutos, la coalescencia de la dispersión se encuentra controlada
principalmente por la tensión interfacial, por otra parte la separación de fases está garantizada
por el uso de los siguientes accesorios.
a.- Bastidores con red de mallas para romper las uniones trifásicos, orgánico-acuosa-
interfase y suciedades.
b.- Baflos para disminuir la velocidad de flujo, de turbulento laminar.
Estos accesorios hacen de la banda de dispersión en función del flujo esté adecuado más o
menos que de 9" de altura y que los atrapamientos de orgánico y acuosa sean admisibles.
PH OPTIMO DE COSECHA.- Como el valor del PH es un número que sirve de medida de
la fuerza de ácidos y de bases, de tal manera que cada solución tiene un valor de PH
determinado, que permite dar una idea clara del carácter de la disolución.
Según estadísticas de datos de operación y controles diarios de transferencia se indica que el
HP óptimo de la cosecha fresca debe estar entre los rangos 1.8 a 2, queda demostrado que a
menor acidez la extracción del cobre es mayor, en conclusión el LIX-64N trabaja con buenos
rendimiento dentro del rango antes mencionado.
CONTINUIDAD DE FASES EN EXTRACCIÓN Y REEXTRACCION
CONTINUIDAD DE FASES EN EXTRACCIÓN.- La continuidad de fases en esta etapa
están dados por la relación O/A en los mezcladores.
O 0.8
Extracción 1 = --- = ---------- acuoso continuo
A 1
O 1
Extracción 2 = --- = --- acuoso continuo
A 1
O 1.2 1.5
Extracción 3 = --- = --- a --- = orgánico continuo
A 1 1
-16-
CONTINUIDAD DE FASES EN REEXTRACION.-
O 1.5
Reextracción 1 = --- = --- orgánico continuo
A 1
O 0.8
Reextracción 1 = --- =--- acuoso continuo
A 1
La relación O/A en el mezclador, tiene su incidencia notoria en la extracción quedando
demostrado por nuestra experiencia que cuanto menos sea el volumen de orgánico respecto al
volumen acuoso, más bajo será la extracción.
CONCENTRACIÓN DEL REACTIVO ORGÁNICO.- La concentración del reactivo
LIX-64N se considera como una variable importante en relación con el grado de extracción
del cobre, a más alta concentración de orgánico mayor será la transferencia, en los procesos
de SX la concentración de la mezcla orgánica juega un rol importante puesto a mayor
concentración y más alto PH la capacidad del orgánico será mayor, pero a medida que
aumenta la concentración de LIX-64N la separación de las fases, acuoso y orgánico se hacen
cada vez más difíciles debido a que aumenta la viscosidad de esta última, es por estas razones
que la planta de SX se emplea la siguiente proporción de mezcla.
LIX-64N = 30% En volumen
Kerosene = 70% En volumen
Carga máxima = 27.5%
CONTENIDO DE COBRE EN LAS SOLUCIONES ACUOSAS Y ORGÁNICO
COBRE Y ACIDO EN SOLUCIONES ACUOSAS
Descripción cobre grs/lt ácido grs/lt ATD
Cosecha 4.50 2.00 9.00
E. cargado 46.00 140.00 210.00
E. descargado 30.00 164.00 210.00
Reffinato 0.80 8.00 9.00
COBRE Y ACIDO EN SOLUCIONES ORGÁNICOS
Descripción Cobre grs/lt ácido grs/lt.
org. cargado 4.10 -
org. descargado 0.40 -
ELECTRODEPOSICIÓN
-17-
Es la última etapa del complejo hidrometalúrgico donde se obtiene cobre electrolítico con
grado de explotación de 99.98% de pureza.
OTROS PARÁMETROS.- Se considera lo siguiente:
PUREZA.- Descarga de electrólito agotado al tanque de reff. con la finalidad de eliminar
impurezas como Fe, Al, SiO, Ca, Pb y otros contaminantes.
- Agregado de agua desionizada para disolución de impurezas +, -12 gal/minuto según
la purga.
- El efecto beneficioso de añadir a la solución electrolítico no es solo bajar velocidad de
corrosión del ánodo del plomo debido al oxígeno, si no también en la naturaleza de la
deterioración del ánodo.
REMOCIÓN DEL GUNK.- El gunk es una masa fluida húmeda cohesiva que se forma
dentro del circuito, la composición exacta del gunk no ha sido determinado; en verdad, su
composición puede variar de una posición de la planta a la siguiente. En general está
compuesta de la mezcla LIX-64N, Kerosene, productos de reacción del orgánico, emulsiones
extremadamente finos y (estables), materiales inorgánicos coloidales, polvo del aire y
posibles crecimientos de bacterias y hongos bacterias. El gunk tiene una gravedad específica
que se encuentra entre el acuoso y la del orgánico en el Mixer Settler, por donde, al buscar su
camino en la interfase, si se permite que el gunk se acumula en la interfase, el eventualmente
extenderá bajo la compuerta de acuoso del sidementador. Cuando esto suceda en la última
etapa de extracción, el orgánico en el gunk será transportado en el reffinato. Aumentando las
perdidas de orgánico en varias veces lo que deberá ser.
ELECTRODEPOSICION.- Es la última etapa del complejo hidrometalúrgico en la
producción de Cu de alta pureza de 99.89% de minerales de desechos lixiviados. El paso de
electricidad a través de las celdas contaminado sulfato de cobre, en solución purificado
proveniente de la extracción por solventes, causa la deposición de cobre metálico sobre
cátodos.
Electrodeposición se diferencia de electrorefinación debido a que la primera de estas, tiene
presente la reacción de descomposición del agua, lo que como consecuencia da un mayor
consumo de energía.
REACCION EN EL CATODO
Cu++ + 2e- = Cu
REACCION EN EL ANODO
H2O = 2H+ + 2'O2 (8) + 2e-
REACCION TOTAL DE LA CELDA
Cu++ + SO4 = H2O = Cu2 + 1 O2 (g) + H2OSO4
E = -0.89N.
PRINCIPIO DE FUNDICIÓN Y REFINERÍA
INTRODUCCIÓN. Presenta las tecnologías de obtención de los metales Cobre, Plomo y
Estaño como ejemplo de los metales no-ferrosos que se producen en el Perú y se analizan los
problemas de polución ambiental que se presentan en estas industrias. A continuación de la
descripción de los procesos de fundición y refinación de estos metales, se enfocan los
problemas de impacto ambiental respectivo. Se analizan a continuación las técnicas del
tratamiento de gases y depuración de polvos metalúrgicos y también se enseñan los
fundamentos de cálculo de circuito de aspiración de gases para controlar las fuentes de
emisiones difusas. Los principales gases contaminantes que emiten las fundiciones, tales
como el arsénico y el anhídrido sulfuroso son tratados en capítulos especiales y se indican las
tecnologías existentes para depurar estos gases. Otros productos que se producen en las
fundiciones, como es el caso de las escorias y precipitados del tratamiento de efluentes, su
manejo y disposición, tienen también un capítulo especial. Finalmente se muestran ejemplos
de monitoreo de la emisión e inmisión de SO2 con alta tecnología, ejemplo de estudio de
impacto ambiental de una fundición de cobre, los métodos de auditoria ambiental para una
fundición y los aspectos económicos de la implantación de medidas ambientales. Se ofrece
además una conferencia especial a cargo de un experto alemán sobre técnicas modernas de
depuración de gases metalúrgicos y, a modo de practica, visitas a importantes plantas de
fundición.
FUNDICIÓN DE COBRE DEL PROCESO MITSUBISHI DE FUNDICIÓN Y
CONVERSIÓN CONTINUA.
INTRODUCCIÓN. El proceso Mitsubishi de Fundición y Conversión de Cobre (“proceso
Mitsubishi2) fue puesto en operación comercial en marzo de 1974 en la fundición Naoshima
de la Mitsubishi Metal Corporatión. Desde entonces, varias mejoras y modificaciones han
sido incorporadas en el Proceso para establecer la actual operación estable.
Operaciones del proceso Mitsubishi. Las características del proceso mitsubishi y de la
planta Naoshima fueron publicadas en varias ocaciones, pero para un mejor entendimiento se
resume a continuación las partes esenciales.
El proceso Continuo de Refinación y Conversión de Cobre es un proceso para producir cobre
blister en forma continua a partir de materia prima con contenido de cobre mediante una
serie de hornos: para fundición, limpieza de escorias y de conversión, los cuales están todos
conectados. La capacidad de diseño de la planta es de 4,000 TM de cobre por mes. Figura 1
Hornos para fundición (horno). El Horno es de 8.25 m de diámetro y 3.3 m de altura,
ambos medidos al interior de los ladrillos y con una profundidad del baño de 1.1 m, revestido
con ladrillos de cromo- magnesita con unión directa y ladrillo de cromo – magnesita
moldeados por fusión en varias áreas de desgaste severo. Está provisto de seis o siete lanzas
que penetran perpendicularmente al techo del horno. El concentrado es secado y
continuamente alimentado a su tasa constante de 25-27 toneladas por hora, y al mismo
tiempo, se mezcla tanto el fundente de sílice y caliza, la escoria de convertidor y el polvo de
retorno en una proporción adecuada. La carga de mezcla de sólidos es alimentada
reumáticamente a través de tolvas alimentadoras dentro de tubos internos de las lanzas.
El aire enriquecido con oxigeno es introducido a través de tubos externos de las lanzas vía
cabezas de lanza. Tanto el aire de lanza, como la carga de sólidos son mezclados en la parte
inferior de las lanzas e inyectados a alta velocidad en el baño fundido. El suministro de aire y
oxígeno es adaptado para mantener el grado de mata al 65% de cobre. Como la mata y la
escoria producidas son retiradas por el rebose. La capa de escoria en el horno es muy
delgada, y el baño de fundido está compuesto principalmente de mata, la cual es rica en
azufre no oxidado y en hierro, y altamente reactiva para el oxígeno. Como resultado, las
reacciones de la fundición prosiguen rápidamente, y la eficiencia de la utilización de oxígeno
en el aire de la lanza es muy alta a pesar de que las lanzas no están sumergidas en el baño.
Recientemente cierta cantidad de carbón pulverizado es mezclado con concentrado para
reemplazar una de petróleo combustible el cual es quemado a través de los quemadores
instalados en la pared lateral. La temperatura del horno es controlada ajustando el consumo
de petróleo. El aire de combustión no es precalentado.
Horno para limpieza de escorias (Hornos – CL). Los productos del horno de fundición, la
escoria y la mata, rebosan a través de un agujero común y son transferidas al horno de
limpieza de escoria mediante un canal calentado.
El horno para limpieza de escorias es un horno eléctrico de 4.2 m de longitud y 2.2 m de
altura al interior de los ladrillos, provisto de tres electrodos pre-horneados de grafito en
hilera.
La capacidad del transformador es de 1,200 KVA. La escoria es separada de la mata,
limpiada A 0.5 – 0.6 % de cobre mientras es retenida por aproximadamente una hora, luego
se produce rebose a una tasa equivalente a la de transferencia desde el horno de fundición. La
escoria es finalmente granulada con agua y descarga. La mata es extraída mediante sifón y
transferencia al convertidor mediante un canal calentado.
Horno convertidor (Horno C) El horno –C es de 6.65 m de diámetro, 2.9 de altura, ambos
al interior de los ladrillos, y una profundidad de baño de 0.75 m. Varias características del
horno convertidor son esencialmente las mismas que aquellas del horno de fundición con
excepción de las dimensiones y la disposición de los agujeros de colada.
En el horno convertidor, la mata se convierte continuamente a cobre blister soplado aire al
baño fundido mediante lanzas. La cantidad de aire es ajustada para oxidar no sólo todo el
hierro y el Azufre, Sino también una parte del cobre de la mata a óxido de cobre.
Una pequeña cantidad de caliza se añade mediante lanzas, formando de este modo una
escoria de convertidor especial que comprende un sistema ternario de Cu2O-CaO-Fe3O4. El
CaO en la escoria de convertidor es controlado a aproximadamente 15%, y el Cu a 15-20%.
Bajo estas condiciones de operación, el contenido de azufre del cobre blister puede ser
reducido a 0.1 – 0.5 %, que es mucho menor que la saturación.
El cobre blister es extraído mediante un sifón, almacenado temporalmente en un horno de
retención, luego enviado al horno de ánodo mediante un vagón porta cuchara, refinado y
moldeado en ánodos. La escoria de convertidor es extraída un agujero de escoria, granulada
en agua, secada y regresada al horno de fundición.
Todos los mismos de proceso son monitoreados y controlados por el sistema de computo. Se
toma muestras de los productos fundidos cada hora y se analiza automáticamente. los
resultados son retroalimentados al sistema de control para ajustar las tasas de alimentación de
insumos de proceso.
Los gases provenientes del horno de fundición y del convertidor son enfriados a
aproximadamente a 350°C en los calderos. Los reguladores de tiro respectivos para los
hornos de fundidos y conversión se encuentran a la salida de los calderos. El vapor
recuperados es enviado a una planta de energía construida recientemente. Los gases son
luego introducidos en precipitadores electrostáticos, y el gas que ha sido limpiado es enviado
desde los precipitadores hasta la planta de ácido. La concentración de SO2 del gas
combinado es de 10-11 % a la entrada de la planta de ácido.
CONCLUSIONES
El proceso Mitsubishe ha mostrado una productividad significativamente más alta y una vida
del horno más prolongada de lo que originalmente se diseño.
El proceso Mitsubishe fue puesto en operación, por segunda vez en el mundo, en la fundición
Timmins de Texasgulf, Canadá en junio de 1981. La capacidad de diseño de esta nueva
planta es de 6500 TM de cobre por mes.
RIESGOS EN LA FUNDICIÓN DE METALES
Se tiene tecnologías de obtención de los metales, cobre, plomo y estaño y los metales no
ferrosos que se producen en el Perú y se analizan los problemas de la polución ambiental
que se presentan en la Industria entre ellos se tiene los riesgos siguientes:
 Problemas de polución ambiental que presentan las industrias.
 Se analizan las técnicas del tratamiento de gases.
 Depuración de polvos metalúrgicos
 Los principales gases contaminantes que emiten las fundiciones tales como arsénico y el
anhídrido sulfuroso
 Escorias y precipitados de efluentes
OBJETIVOS
a) Enseñar los procesos de refinación de los metales no ferrosos.
b) Ilustrar los problemas de impacto ambiental que presenta la industria metalúrgica.
c) Hacer conocer las técnicas de mitigación del impacto ambiental de las fundiciones.
d) Impartir los conocimientos que implican las operaciones piro metalúrgicas.
PROCEDIMIENTOS PIROMETALÚRGICOS Y ELECTROMETALÚRGICOS
Introducción.
Los minerales más abundantes de cobre son los sulfuros presentes en yacimientos de diversos
tipos con leyes de 0.5 a 2% Cu. Su procedimiento se inicia en las plantas concentradoras:
Trituración, molienda y flotación.
El proceso pirometalúrgico de obtención de cobre constante:
 Tostación, que es una etapa opcional.
 Fundición, para la producción de mata líquida: en hornos vertical, reverbero, eléctrico o
Flash.
 Conversión, para la producción de cobre blister. Las principales ventajas de este método
son:
a) Procesa directamente minerales de sulfuro de cobre para obtener cobre metálico con un
consumo relativamente bajo la energía.
b) El cobre producido a una alta tasa.
Las principales desventaja del método es que produce contaminación del ambiente con el gas
de SO2.
La tostación a la extracción de cobre, es una oxidación parcial de los concentrados de
sulfuros de cobre con el aire se lleva a cabo por 2 razones principales:
a) extracción hidrometalúrgica
Los minerales de sulfuro de cobre no son lixiviados fácilmente, pero sus sulfuros son
solubles en agua y sus óxidos en ácido sulfúrico diluido. Así una tostación controlada de
sulfuros pueden producir una calcina fácilmente lixiviable.
b) Extracción pirometalurgico
La tostación sé práctica frecuentemente antes de la fundición en reverbero y horno eléctrico.
En este caso los propósitos son:
1) Utilizar el calor de la tostación para secar y calentar la carga antes de que sea
añadida al horno de fundición y
2) Incrementar la concentración de cobre en el producto de fundición, es decir la
mata líquida.
FUNDICIÓN DE MATA
La fundición de mata consiste en fundir a 1150 – 1250°C , concentrados parcialmente
tostados para la producción dos fases líquidas inamisibles fáciles de separar escoria (óxidos)
y mata rica en cobre (sulfurado). El principal producto del proceso de fundición es una mata
de Cu2S – fEs (35-65 % de Cu) que va directamente al proceso de conversión para la
producción de cobre blister.
REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DE COBRE
El cobre se procesa de forma en forma electrolítica por refinación electrolítica de ánodos o
por electrodeposición a partir de soluciones provenientes de lixiviación y extracción por
solvente.
En la refinación electrolítica se produce una disolución electrolítica de cobre de los ánodos
impuros, mientras que los iones de cobre puestos en solución se depositan selectivamente en
los cátodos.
Mediante este proceso se consigue:
Separar todos las impurezas que afectan las propiedades eléctricas y mecánicas del cobre,
consiguiendo un producto de 99.99 + % Cu. Las impurezas metálicas no llegan al 0.005 %
para separar los metales preciosos como subproductos.
a) Comportamiento de las impurezas
b) CASA DE CELDAS
c) Laminas de arranque
d) Celdas comerciales
e) Electrolito.
TECNOLOGÍA AMBIENTAL EN LA FUNDICIÓN DE MINERALES
1) Principales fuentes de contaminación; controles termoeléctricas. En algunos
países en la fundición del cobre.
2) Fundiciones antiguas tienen tecnología absoluta; no hay fijación de SO2, que se
descarga a la atmósfera.
3) Tecnologías modernas: mejor rendimiento energético usan calor inherente de
sulfuros, producen gases con alto SO2 para producir ácido sulfúrico o azufre
elemental (cero) fijan > 90 % S.
4) Ubicación, tecnológica y mercado inciden en costo para decidir en modificar o
construir una nueva fundición.
5) Otros desechos; polvos , yeso, lodo de As deben ser minimizados.
REFINACIÓN Y FUSIÓN DE MINERALES
Consiste en que se puede recuperar otros metales que están incluidos como impurezas,
obteniendo una mayor refinación en las distintos minerales que se tratan.
Para su comercialización deben tener un grado alto de pureza a fin de tener un costo tambien
alto.
CONTROL Y PREVENCIÓN DE LA CONTAMINACIÓN DEL AIRE O POLVO
La producción de aire en minería es debido a distintas sustancias que, siguen su estado físico,
pueden clasificarse en:
a) Partículas sólidas y líquidas y
b) Gases y vapores
Las partículas contaminantes en estado sólido, más conocidos es el polvo que comprende
diámetros de 1 y 1.000 µ m . Se depositan por acción de la gravedad, que son conocidas
como materia sedimentaria
ELIMINACIÓN DE POLVOS METALÚRGICOS
Polvos. Son partículas sólidas aerotransportadas en los gases
TIPOS DE POLVOS METALÚRGICOS:
 Polvos primarios o de arrastre mecánico: Partículas sólidas de materia prima o cualquier
otro material que no ha experimentado cambios de fase.
 Humos o polvos secundarios: Sólidos formados de los gases o polvos condensados a la
temperatura de salida de los gases
CARACTERIZACIÓN DE POLVOS
Identificar y medir propiedades de los polvos para:
 Determinar sus orígenes
 Diseñar métodos para su captación
 Cumplir con regulaciones gubernamentalesCARACTERÍSTICAS DE LOS POLVOS PARA SU
SEPARACIÓN DE LOS GASES
 Geometría: forma y tamaño de los polvos
 Propiedades físicas: peso especifico, dureza, resistividad eléctrica
 Composición química y estructura
 Parámetros hidrodinámicos
RECUPERACIÓN DE POLVOS
Objetivos de la recuperación de los polvos.
 Recuperar materiales procesables
 Remover sustancias dañinas a los procesos, a las instalaciones y al ambiente en general
PRINCIPIOS EN QUE SE BASAN LAS OPERACIONES DE SEPARACIÓN DE
POLVOS
 Por la fuerza de gravedad
 Por inercia
 Por fuerza centrífuga
 Por filtración
 Por separación electrostática
 Otros: Términos, sónicos

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Metalurgia general

  • 1. METALURGIA GENERAL INTRODUCCIÓN. Es un conjunto de operaciones físicas efectuadas sobre minerales extraídos de la corteza terrestre, que tienen como fin: 1. La separación de sólido- líquido, en el se obtiene uno o más productos válidos llamados concentrados. 2. Se descarta otro producto llamado relave que contiene la parte esteril del mineral. 3. Estas definiciones es válida para el beneficio de minerales no ferrosos, ferrosos, no metálicos y carbones. CLASIFICACIÓN DE LAS OPERACIONES MECÁNICAS. Se tiene 1. Trituración o chancado de minerales. 2. Concentración (separación dolido – sólido) 3. Desaguado (separación sólido – líquido) 4. Operaciones cuadyugantes de transporte y almacenamiento. RELACIONES DE LA METALURGIA CON OTRAS RAMAS Relave Concentrado Escoria Metales Gases residuales DEFINACIÓN DE PROCESAMIENTO DE MINERALES. Dentro de la metalurgia extractiva viene a ser el conjunto de operaciones y procesos unitarios metalúrgicos usados para concentrar los minerales. Se llama también preparación mecánica de los minerales porque su objeto es preparar las menas que se obtiene en las labores mineras. Para que puedan ser pasados económicamente a un procesamiento metalúrgico que se extraigan el metal contenidos en ellos. Radio de concentración.-Es la relación existente entre el número de toneladas de mineral de cabeza y él número de toneladas de concentrado promedio en el proceso total de la concentración, se interpreta como el número de toneladas de mineral de cabeza que se requiere para obtener una tonelada de concentrado. (Ejemplo). BALANCE METALÚRGICO ANÁLISIS GRANULUMETRICO El análisis granulométrico viene a ser la distribución de tamaños a través de una serie estándar de tamices o cedazos (pueden ser TYLER ó ASTM) Exploración geológica Exploración minera Extracción metalúrgica Procesamiento de minerales Metalurgia extractiva Metalurgia física
  • 2. El análisis granulométrico, tiene por objeto estudiar la composición granular de las mezclas de partículas, con el fin de conocer el tamaño promedio de las partículas, su volumen y superficie, la separación de ellos de acuerdo con su tamaño, para determinar el tamaño de liberación de un mineral y con el auxilio del análisis químico, evaluar los resultados metalúrgicos. En toda operación fundamental del beneficio, la granulometría juega un papel importante (en forma fundamental en la práctica metalúrgica), en otros términos las operaciones de concentración de minerales dependen en alto grado del tamaño o distribución de tamaño de partículas que intervienen en estas operaciones, esto es valioso igualmente para procesos piro metalúrgico e hidrometalurgicos. NECESIDADES Y VENTAJAS ECONOMICAS DE LA CONCENTRACIÓN Muy raras son las minas que obtienen un producto de laboreo que puede ser vendidos directamente sin ningún tratamiento previo, la mecánica es que al mínimo extraiga de su denuncio o concesión propia o arrendado un mineral con una ley mínima explotable ( cut- off) muy mezclado con especies sin valor. Las fundiciones compran los minerales y concentran que deben tener leyes mínimas dadas de ciertos metales para que su negocio al fundirla incluso castigue cuando sobrepasan porcentajes de impurezas como S, arsénico, antimonio, bismuto, manganeso etc. Los procedimientos de concentración mecánica cuestan relativamente muy poco comparado con los tratamientos piro metalúrgico o hidrometalurgicos, por lo tanto económicamente justificable como una etapa intermedio y fundición, las ventajas que ofrece la preparación mecánica son los siguientes: a) Economía de fletes, por concepto de pago de un falso flete sobre el material estéril que se descarta en las operaciones de concentración. El costo de transporte de la mina a la fundición es costosos a tal punto que el flete por transportar el mineral más pobre puede ser más elevado que el valor del contenido metálico. b) Reduce la perdida del metal fino en la fundición, puesto que al fundirse un mineral pobre se produce una fuerte cantidad de escoria, que siempre arrastra una elevada porción de valores. c) Reducción del costo total de fundición puesto que él numero de toneladas de concentrados mucho menos que él numero de toneladas de mineral bruto que abría de fundirse si no se concentra. d) Permite realizar una de la mina en forma radonada en cuanto se refiere a las leyes de los minerales, los minerales procedentes de la mina subterránea son más ricos que los minerales que producen del tajo, mezclando o cabeceando estos dos tipos de minerales es posible racionar la explotación de este recurso agotable. e) Una empresa metalúrgica que funde minerales de plomo por ejemplo: Procura que los minerales que se alimentan al horno contengan más alto % de plomo. Así un mineral con leyes de cabeza de 5% de Pb. Y 95 % de ganga o estéril no podrá fundirse económicamente porque habría estéril que escorificar consumiendo excesivo combustible, fundentes el mineral estéril que contiene 55 % de plomo y 45 % de ganga se fundirá a un costo menor y con resultados económicos para la empresa.
  • 3. En realidad existen muchas minas de gran volumen y de poca ley que más podrían ser operativas si no se dispusieran de procedimientos baratos y eficientes para tratar y enriquecer los minerales pobres que se obtienen como producto de la explotación de una mina ANÁLISIS GRANULUMETRICO Y REPRESENTACIÓN DE DISTRIBUCIÓN DE TAMAÑOS 1. Objetivo de análisis granulométrico.- Un análisis granulométrico viene a ser la distribución de tamaños a través de una serie estándar de tamices o cedazos (puede ser TYLER o ASTM) El análisis granulométrico tiene por objeto estudiar la composición granular de las mezclas de partículas. Con el fin de conocer el tamaño promedio de las partículas, su volumen y superficie, la separación de ellas de acuerdo con su tamaño, para determinar el tamaño de liberación de un mineral y con auxilio del análisis químico evaluar los resultados metalúrgicos. En toda operación fundamental de beneficio, la granulometría juega un papel importante, en otros términos las operaciones de concentración de minerales dependen en alto grado del tamaño o distribución de tamaños de partículas que intervienen en estas operaciones, esto es válido igualmente para procesos piro metalúrgicos e hidrometalurgicos. 2. Aplicaciones importantes del análisis granulométrico. a) La eficiencia de los equipos de chancado y molienda se estudian relacionando el trabajo efectuado y los tamaños de los productos; cuando sé chanca o se muele en diferentes clases de chancadoras y molinos. b) La estimación de la potencia requerida y consumos de energía para chancar y/o moler un mineral desde un tamaño de alimentación en un tamaño de producto determinado se hace eficientemente a través del análisis granulumético
  • 4. W KW hr TCS wi KW HR TCS P F W AmpconsxvoltxFP XKW hr TCS x YTCS hr Donde KW HP XY kw HP KW HP ( ) ( )( ) : . . - = - - = - = = = = 10 80 10 80 3 100 1 1 341 1 341 1 W KW hr TCS wi KW HR TCS P F W AmpconsxvoltxFP XKW hr TCS x YTCS hr Donde KW HP XY kw HP KW HP ( ) ( )( ) : . . - = - - = - = = = = 10 80 10 80 3 100 1 1 341 1 341 1 c) Él calculo de la eficiencia o performance de clasificación por tamaño de un clasificador hidráulico, un clasificador espiral, clasificador de rastrillo o un hidrociclon, a un tamiz, se estima con buena precisión, a partir del análisis de mallas del alimentado y producto de tal operación. La operación de clasificación depende fundamentalmente del tamaño de las partículas minerales pues las fuerzas gravitacionales y centrífugas que se emplean, para las operaciones están relacionadas con su tamaño granular. d) En la operación de concentración es esencial el tamaño granular de las partículas. En todas las separaciones sea gravitacionales magnéticas por flotación etc. El tamaño de las partículas, su superficie y masa son elementos de gran importancia en el campo de las fuerzas que las efectué, A demás son importantes en los procesos de concentración las perdidas y el problema de los productos medios que son descritos mediante su granulometría. e) Las operaciones de eliminación de agua (espesado- filtrado) dependen de la composición granulométrica de los productos por estar relacionados con la fuerza de gravedad (espezaje) con la porosidad (filtración) o con la superficie específica ( secado) f) El análisis granulométrico es importante es estudios de investigación:
  • 5. Ejemplo estudio mineralógico, minero grafico y granulométrico de productos intermedios de la flotación, relaves, cabeza con fines a mejorar los resultados metalúrgicos de grados de concentración y recuperación en plantas concentradoras g) En las operaciones de conminución ( reducción y molienda ) los problemas de liberación para minerales valiosos que presentan amarres mineralógicos, desimanados , solamente se pueden estudiar sobre la base del análisis granulumrtrico y de esta forma crean condiciones optimas para el proceso de flotación. h) Para la cuantificación de los circuitos de chancado de molienda y en la determinación de carga circulantes i) El propósito principal del análisis granulométrico es el de chequear la salida de la molienda (grado de molienda) o la magnitud en que los valores se liberan de la ganga a diversos tamaños de partículas. j) Para determinar la malla de liberación con ayuda del análisis químico. SERIES DE TAMICES, CEDAZOS O MALLAS Los tamices se usan para medir el tamaño y la distribución por tamaños de las partículas. Los cedazos son fabricados con alambres de acero o de aleaciones especiales, los que se tejen formando una red cuadricular de agujeros de diversas dimensiones y cuidadosamente normalizados. La “MALLA” se define como el número de hilos metálicos (o de aberturas) por pulgada, medidos según las direcciones de ellos. Existen diversos sistemas: Americanos, Ingleses, Francés y Alemán..  En el sistema americano las series Tyler (casi universalmente aceptado), A.S.T.M. Ritinger, Richards y Hover;  En el sistema inglés tenemos la serie D.S.I,  En el sistema Francés la serie Afnor y  En el sistema Alemán la serie DIN. Se hace notar que la serie I.M.M pertenece al sistema americano. La malla 200 de la serie Tyler, ha sido adoptada casi universalmente como patrón. Esta malla tiene 200 hilos, y por lo tanto 200 agujeros, en una pulgada lineal. Las dimensiones del lado del cuadrado de la malla 200 son de 0.074 mm. ó 0.029 pulgadas. El propósito del análisis granulométrico es el chequear la calidad de la molienda, la magnitud en que los valores se liberan de la ganga a diversos tamaños de partículas y ayuda al estudio especifico de los constituyentes de la Mena. Moderadamente, permite racionalizar el diseño y funcionamiento de las maquinas de trituración y molienda. Usando un Rotap se debe sacudir la serie de tamices durante 15 minutos para minerales y 7 minutos para carbones. También se puede hacer el análisis granulométrico por vía húmeda siendo esta que nos proporciona resultados muy satisfactorios y precisos. Para reportar los resultados obtenidos en un ensaye granulométrico es preciso estar familiarizado con los siguientes definiciones: % AC (+) = G(X).- Es el porcentaje acumulativo positivo. Esta constituido por todo el mineral que tiene una granulometría mayor que una malla (X) cualquiera es decir están constituido por todo los gruesos acumulados sobre la malla (%de rechazo).
  • 6. % AC (-) = F (X) Es el porcentaje acumulativo negativo. Esta constituido por todo el mineral que tiene una granulometría inferior a una malla (X) cualquiera, es decir es el porcentaje acumulado del mineral fino que atraviesa tal malla (% passing) F(X) = % PESO ó % PARCIAL.- Es el porcentaje en peso del mineral retenido en cada malla referido al peso total del mineral tamizado. MUESTRA REPRESENTATIVA EJEMPLO. Se desea realizar el análisis granulométrico de muestras de mineral cuyo resultado se tiene en el siguiente cuadro y con los datos obtenidos realizar la representación gráfica del examen mineralógico lineal y la curva trompo. Serie Tyler 3 4 5 Malla Tyler Abertura en Micrones % peso en grs % peso ó parcial Porcentaje Acumulado G (X) (+) Porcentaje Acumulado FX (-) + 28 595 - - - 35 420 6 48 297 12 65 210 15 100 149 20 150 105 27 200 74 28 270 53 25 325 43 18 +400 37 15 -400 - 21 T = grs F (X) + G(X) = 100 F(X) = 100 – G(X) La serie de los tamices se estandarizan siguiendo una reducción de 2 para la serie normal y de 24 para la serie doble. Así para la serie normal. La malla inmediata anterior tendrá una abertura de: Xi – 1= Xi x 2 La malla inmediata posterior tendrá Xi Xi + =1 2 Xi = Tamaño de la abertura del tamiz Ejemplo: La malla 200 tiene una abertura de 74 micrones La malla anterior = 74 2 = 105 micrones malla 150 La malla referencial = 74 micrones malla 200
  • 7. Serie Tyler 3 4 5 Malla Tyler Abertura en Micrones % peso en grs % peso ó parcial Porcentaje Acumulado G (X) (+) Porcentaje Acumulado FX (-) + 28 595 - - - 100 35 420 6 3.21 3.21 96.79 48 297 12 6.42 9.63 90.37 65 210 15 8.02 17.65 82.35 100 149 20 10.70 28.35 71.65 150 105 27 14.44 42.79 57.21 200 74 28 14.97 57.76 42.24 270 53 25 13.37 71.13 28.87 325 43 18 9.02 80.75 19.25 +400 37 15 8.02 88.77 11.23 -400 - 21 11.23 100.00 - T =187 grs 100 % PROBLEMA: Una planta concentradora trata 1400 TCS por día del mineral con una distribución granulométrica, x Y = 100( -------) 0.35 193 Y una ley de plomo de 2.97 %. Del análisis garnulumetrico se tiene que el material + 150 mallas (105 micrones) ensaya 4.38 % de plomo, calcule Ud. a) ¿La ley de plomo en el material -325 mallas? b) ¿El respectivo tonelaje del material -150 malas + 325 mallas? SOLUCIÓN UNIDAD II TRITURACION Y CONMINUCION Concepto. Trituración llamado corrientemente circuito de chancado; de manera general se llama trituración a la operación de desintegración mecánica, en que cada trozo de mineral se trompe al contacto con otras partículas o por acción directa de la partes móviles de la maquina trituradora. La finalidad principal e inmediata de la trituración es la obtención de un producto que satisfaga las condiciones y especificaciones sobre tamaño máximo o mínimo. Es una operación en el procesamiento de minerales que consiste en la preparación mecánica de minerales y se define como la OPERACIÓN UNITARIA a desintegrar un material un material sólido aplicando fuerzas de compresión y en menor proporción fuerza de fricción, flexión, sisallamiento y otros hasta fragmentos de ¼ a 3/8 de pulgada. El contenido de humedad en sólido (en el alimento) es importante en la reducción de tamaños cuando es inferior a 4% no hay dificultad, en cambio reduce la presencia de polvos pero cuando es mayor al 4% atasca la chancadora (primaria). CONMINUCIÓN
  • 8. El término conminución es aplicado a la reducción de trozos grandes a fragmentos pequeños de rocas. La conminución usualmente se lleva a cabo en dos pasos separados que son:  Chancado y  Molienda FRED BOND, en el año sesenta es que da mayores aportes definiendo como “El proceso en el cual la energía cinética mecánica de una maquina u objeto de transferencia a un mineral producido en él, fricciones internas y calor que originan su ruptura. Como el material es impactado con suficiente fuerza, mediante un solo contacto masivo o por varios impactos pequeños, la resistencia crítica del material llega a excederse y el material se rompe. Durante y después del impacto, la energía original se considera como:  La energía cinética de traslación, tanto del cuerpo impactado así como del cuerpo impactante.  La energía cinética de vibración de los componentes del cuerpo impactante  La energía potencial almacenada como energía de deformación, en los componentes del sistema.  El calor generado por fricción durante la deformación, ó por amortiguamiento del movimiento ondulatorio.  La nueva energía superficial del material fracturado ó quebrado. La importancia de esta operación para el procesamiento de minerales, radica en que mediante ella, es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el tamaño de las partículas para procesos posteriores de concentración. En el proceso de conminución se requiere un elevado consumo de energía, que representa el 60 % de los costos operativos de las plantas concentradoras. En el presente solamente se revisará la teoría de Conminución de Fred Bond, que consiste en relaciones entre la energía consumida y el tamaño de materiales producidos, por tener mayor aceptación y la que tiene mayor validez en la Industria. LA TEORÍA DE FRED C BOND. La base del razonamiento de Fred C. Bond es de que el tamaño inicial de una partícula antes de ser reducida debe estar ya cargado de una cierta cantidad de energía superficial acumulada mientras fuera reducida a un tamaño teóricamente a este tamaño inicial. Para partículas de formas similares el trabajo total impuesto para romper una cantidad de volumen será proporcional a 1/ P donde P en el tamaño de la partícula. Este es el principio fundamental en que se basa la 3ra. Teoría de Bond, postulando que el trabajo útil total en fraccionar una partícula de cualquier tamaño es inversamente proporcional a la raíz cuadrada de la partícula.
  • 9. En este sentido al reducir un tamaño inicial de alimentación X1 a otro tamaño de producto X2 la energía impuesta envuelta en la operación será la diferencia entre el trabajo total impuesto absorbido en cada uno de estos tamaños de partículas. La amalla expresada en micrones que de un producto pasa el 80% del peso es de valor tomado como media del tamaño de partícula (X1 X2 en la ecuación de Bond. La ecuación básica de la 3ra. Teoría de comunicación es: 10 10 W = Wi ( ---- x ---- ) (1) X2 X1 Donde Wi = Es el Word Index, o el parámetro que expresa la resistencia del material para ser reducido. Numéricamente el “Work Index” representa los kilowatts – hora por tonelada corta que se requiere para reducir un material de un tamaño teóricamente infinito a un tamaño de 80% menos 100 micrones. Para determinar el Wi. De un mineral en el laboratorio existen métodos estándar desarrollados por Bond y usando equipo estándar diseñado también por el mismo. Sin embargo existen formulas desarrolladas por Bond que incluyen la moliendabilidad del mineral o sea los gramos netos por revolución molidos y pasan la malla que se esta haciendo la prueba. Una de estas fórmulas es la siguiente Para un molino de bolas de laboratorio: Wi x P F Pi Grp= = - 62 10 80 10 80 0 23 062 . Donde: 44.5 : Es una constante cuando se usa el equipo standard de Bond Pi : Es el tamaño de malla en micrones a que se esta haciendo la determinación. Gbp : Es la moliendabilidad X1 : tamaño en micrones que pasa 80% de la mena X2 : Tamaño en micrones que pasa 80% del producto ( carga o sea el alimento). Formula para determinar el WORK INDEX en un molino de ejes en el laboratorio es el siguiente: Wi Grp P = 16 6 1 100 0 625 . . Donde: Gbp : Es la moliendabilidad en un molino de ejes Pi : Tamaño de malla en micrones a la que se hace la determinación. Formula para un molino de bolas: Wi Grp P = 16 1 100 0 82.
  • 10. Es muy simple calcular el Word Index en la operación en forma directa. Usando la formula básica de Bond (1) y leyendo directamente el medidor de Kwh / Ton, del molino o calculando por medio de la lectura de los amperios consumidos en ese circuito de molienda se puede calcular el Wi. haciendo un análisis de malla representativo del alimento y de la salida a ese circuito de reducción. Haciendo un grafico en papel logarítmico del porcentaje que pasa versus el tamaño de malla en micrones. Se puede extrapolar el tamaño que pasa 80% tanto para el alimento como para la descarga ( X1, X2) Así mismo: Kwh/Tn = W X F1 80= X P2 80= w Wi P F = -( ) 10 80 10 80 USO DEL WORD INDEX El uso cotidiano del Wi. de un mineral nos da la indicación de la calidad del mineral en cuanto a su moliendabilidad. Si se trata de un mineral de exploración, inmediatamente nos da una idea de los futuros gastos de molienda. Otras veces los gastos de energía de molienda suben en una planta sin razón aparente, entonces mediante determinaciones diarias del Wi. podemos ver si en realidad la dureza del mineral ha cambiado comparado con meses anteriores. Es importante señalar, que el de mayor consumo de energía en un molino de bolas acompañado del aumento en el Wi. son una indicación de que una gran cantidad de energía está siendo implicado con los mecanismos de transmisión y/o en calor producido por los motores. Por lo tanto es recomendable revisar las condiciones mecánicas de estos molinos y de los motores, ya que el Wi. en una indicación de la eficiencia de conversión de energía en molienda. TRITURACIÓN Concepto.-Trituración llamado también chancado es una operación en el procesamiento de minerales que consiste en la preparación mecánica de minerales y se define como la OPERACIÓN UNITARIA a desintegrar un material un material sólido aplicando fuerzas de compresión y en menor proporción fuerza de fricción, flexión, sisallamiento y otros hasta fragmentos de ¼ a 3/8 de pulgada. El contenido de humedad en sólido (en el alimento) es importante en la reducción de tamaños cuando es inferior a 4% no hay dificultad, en cambio reduce la presencia de polvos pero cuando es mayor al 4% atasca la chancadora (primaria). CLASIFICACION DE LAS ETAPAS DE TRITURACION
  • 11. Los materiales alimentados a circuitos de trituración pueden ser tan grandes como de 5 pies y los productos tan finos como de malla 10. Para logar estas reducciones se requiere de varias etapas que en forma simplificada se indican en la tabla siguiente ETAPAS DE TRITURACIÓN ETAPA TIPO DE TRITURACION TAMAÑO DE ALIMENTADOR TAMAÑO DE PRODUCTO RADIO DE REDUCCIÓN Primaria De mandíbula giratoria 5 pies 6 – 4 pulgadas 6 – 8 Secundaria Cono Standard Short Heat 12 pulgadas 4-3/4 pulgadas 6 – 8 Terciaria Short Heat 6 pulgadas 1 – 1/8 pulgadas 4 – 6 Cuaternaria Gyradisc 3 pulgadas ½ pug a 20 m Estas clasificaciones es totalmente arbitraria ya que en plantas de pequeña minería generalmente se tiene solo dos ò tres etapas. Aplicándose la cuaternaria cuando el mineral tiene un contenido de humedad lo suficientemente bajo para no producir obstrucciones. Igualmente los tamaños de alimentación y productos varias para cada planta.
  • 12. LIXIVIACIÓN INTRODUCCIÓN Este trabajo describe un reactivo nuevo y perfeccionado (LIX- 64N) que tiene un peso molecular de 339, para la recuperación y concentración de Cobre en licores ácidos de lixiviación como comúnmente se trabaja en la Industria del Cobre, para usar en reemplazo del reactivo Acorga P-5100 de peso molecular 263 que actualmente se esta usando en la planta de agua de Mina de Centromin Perú de Cerro de Pasco. En esta oportunidad solamente se mencionará los aspectos generales sobre el reactivo a reemplazar, dejándola parte de investigación y fundamentación para el reemplazo de dicho reactivo en el próximo cursillo. La ganancia del LIX-64N es tal, que el proceso hidrometalúrgico en la flotación de concentrado de sulfato de cobre con la subsecuente recuperación de cobre por el LIX-64N que está siendo técnica y económicamente factible. Las propiedades y performances del reactivo con actuales licores de lixiviación para varios productos del S.O. que son discutidos. Los rangos de esté licor de lixiviación fluctúan entre 1,930 g/l de Cu y de 1 a 10 g/l de ácido (H2SO4). La aceptación de este producto en la industria ha sido muy placentera. Un buen número de plantas pilotos y plantas comerciales han sido operados en la actualidad por lo tanto este reactivo puede extraer cobre en soluciones de mayor ácidos y exhibe superiores características de separación de fases. INTERCAMBIO IÓNICO CONSIDERACIONES PREVIAS La hidrometalurgia en los últimos tiempos está usando procedimientos novedosos para la recuperación de metales industriales tales como el cobre, molibdeno, cobalto, zinc, níquel, vanadio, tungsteno y otros. La extracción por solvente empleado en agua de Mina se refiere al proceso en la cual la solución rica en cobre "COSECHA" que además de contener iones de diferentes elementos disueltos en el licor lixiviado al ser mezclado en contracorriente con una fase inmicible orgánica LIX-64N puede extraer cobre de la acuosa sin mayores problemas. La secuencia de extracción y reextracción se puede llevar a cabo de está manera. - Purificación y producción de solución de alta concentración de cobre en la fase acuosa. - La regeneración del reactivo orgánico en la etapa de reextracción.
  • 13. -13- También se puede decir que la extracción por solvente hoy en día es un proceso versátil para tratar soluciones que contengan elementos económicos valiosos cuyos iónes muestran relaciones de comportamiento en las etapas de extracción por solvente. Por consiguiente en este trabajo se describe conceptos usados en extracción por solvente a nivel Industrial. COMENTARIOS DEL REACTIVO ORGANICO En la planta de intercambio iónico para la extracción por solvente empleando LIX- 64N para la recuperación, purificación y concentración del cobre en los licores de lixiviación procedentes de los tres pads que contienen de 4 a 5 grs/lt de cobre y 1.9 a 2 grs/lt de H2sO4. El Lix-64N es una mezcla de derivados de oximas del grupo OC-HIDROXIOXIMAS que se generan por sustitución y además es insoluble en agua, con los cationes metálicos forman complejos insolubles en agua especialmente con el catión cúprico. Este solvente orgánico tiene la particularidad de ceder fácilmente sus iones hidrógeno, cuando se mezcla con soluciones de baja acidez (etapa de extracción) y recuperar con suma facilidad el ión hidrógeno cuando se mezcla con soluciones ácidos concentrados. Ósea que opera en el ácido del ión hidrógeno. El lix-64N es altamente efectivo en la extracción por solvente por ser selectivo del cobre aunque es limitado por las fluctuaciones del PH, que determina la buena o mala extracción, además, el LIX-64N tiene la propiedad de separarse con facilidad de la fase acuosa y con menor cuantía de atrapamiento y adhesiones de hierro que son nocivos para la etapa de electrowining. COMPORTAMIENTO QUÍMICO DEL LIX-64N a.- ETAPA DE EXTRACCIÓN.- Los licores de lixiviación procedentes de los pads se mezclan con el reactivo orgánico de alto grado de afinidad por otros iones contaminantes (Fe+++, Mo, Mg, Al, SiO2, Mn y otros). El orgánico trabaja en un ciclo del ión hidrógeno donde los iones cuprosos son transferidos a través de las interfases de las soluciones no misibles tal como se explica por la siguiente reacción. (Cu++ + SO4) aq + (2RH) org ---> (R2Cu) org + <--- (H2SO4) aq Donde: RH es el extractante activo disuelto en kerosene. La extracción del cobre se efectúa en tres etapas y en contracorriente. --P1 --P2 --P3 E1 F2 E3 Q1-- Q2-- Q3-- S--- Donde:
  • 14. -14- F = Solución de cosecha rica en cobre S = Orgánico descargado en cobre P1, P2, P3 = Solución acuosa agotado en cobre. Q1, Q2, Q3 = Solución orgánica cargado de cobre. E1, E2, E3 = Celdas de extracción por etapas. b.- ETAPA DE RE-EXTRACCIÓN.- Esta etapa consiste en que la solución orgánica cargada en cobre se mezcla con una solución altamente concentrada en ácido sulfúrico llamada strip ó electrólito agotado (con 170-200 grs/lt) según la siguiente reacción: (R2Cu) org+(2H++SO4 +) aq ---> (2RH) org + <---- (Cu++ + SO4 -)aq- De esta forma el reactivo es regenerado y regresa a la etapa de extracción para continuar el ciclo de captación de moléculas de cobre. Por otra parte la solución ácida de sulfato de cobre libre de impurezas pasa a electro deposición para obtener cátodos de cobre de alta ley. La reextracción se efectúa en dos etapas y en contracorriente. E E1 L.S R2 R1 S- S.O-- Q.L- Donde: E, E1 = Solución acuosa, con alta concentración de ácido (strip). L.S = Solución acuosa, con alta concentración en cobre. Q1 = Orgánico cargado en cobre. S.Q, S = Orgánico descargado en cobre. R1, R2 = Celdas de rextracción. El objetivo principal de esta etapa es conseguir un extracto con alta saturación de cobre, por medio de una solución ácida, para los propósitos de reextracción la mayor concentración de ácido es la solución y elevación de temperatura. TIEMPO DE REACCIÓN Y SEPARACIÓN DE FASES TIEMPO DE REACCIÓN.- Está dado por el tiempo de mezclado que se considera como una variable dependiente del proceso de intercambio Iónico, que consiste en proporcionar al medio una mayor distribución de las fases inicialmente separadas e inmisibles, para darles la mayor o menor extracción del ión cobre de la fase acuosa, este mezclado se hace con los siguientes fines: a.- Tener una buena mezcla homogénea entre las 2 fases. b.- Favorecer la mejor transferencia de iones.
  • 15. -15- c.- Mantener en suspensión los flujos y garantizar que la velocidad de circulación sea adecuada. SEPARACIÓN DE FASES.- La separación gravitacional de mezclas de los líquidos inmisibles, se consigue en la planta industrial, introduciendo una mezcla de ellos, a un recipiente de sección transversal suficiente como para permitir la separación de las fases. El orgánico que es más liviano se obtiene al final del sidimentador en su parte superior y descargado por el vertedero, mientras el acuoso más pesado por su parte inferior y descargado por el vertedero. El proceso de separación de fases se realiza mediante dos mecanismos. Sedimentación y coalescencia en la interfase, como el tiempo de retención en la planta que puede ser de 10 a 15 minutos, la coalescencia de la dispersión se encuentra controlada principalmente por la tensión interfacial, por otra parte la separación de fases está garantizada por el uso de los siguientes accesorios. a.- Bastidores con red de mallas para romper las uniones trifásicos, orgánico-acuosa- interfase y suciedades. b.- Baflos para disminuir la velocidad de flujo, de turbulento laminar. Estos accesorios hacen de la banda de dispersión en función del flujo esté adecuado más o menos que de 9" de altura y que los atrapamientos de orgánico y acuosa sean admisibles. PH OPTIMO DE COSECHA.- Como el valor del PH es un número que sirve de medida de la fuerza de ácidos y de bases, de tal manera que cada solución tiene un valor de PH determinado, que permite dar una idea clara del carácter de la disolución. Según estadísticas de datos de operación y controles diarios de transferencia se indica que el HP óptimo de la cosecha fresca debe estar entre los rangos 1.8 a 2, queda demostrado que a menor acidez la extracción del cobre es mayor, en conclusión el LIX-64N trabaja con buenos rendimiento dentro del rango antes mencionado. CONTINUIDAD DE FASES EN EXTRACCIÓN Y REEXTRACCION CONTINUIDAD DE FASES EN EXTRACCIÓN.- La continuidad de fases en esta etapa están dados por la relación O/A en los mezcladores. O 0.8 Extracción 1 = --- = ---------- acuoso continuo A 1 O 1 Extracción 2 = --- = --- acuoso continuo A 1 O 1.2 1.5 Extracción 3 = --- = --- a --- = orgánico continuo A 1 1
  • 16. -16- CONTINUIDAD DE FASES EN REEXTRACION.- O 1.5 Reextracción 1 = --- = --- orgánico continuo A 1 O 0.8 Reextracción 1 = --- =--- acuoso continuo A 1 La relación O/A en el mezclador, tiene su incidencia notoria en la extracción quedando demostrado por nuestra experiencia que cuanto menos sea el volumen de orgánico respecto al volumen acuoso, más bajo será la extracción. CONCENTRACIÓN DEL REACTIVO ORGÁNICO.- La concentración del reactivo LIX-64N se considera como una variable importante en relación con el grado de extracción del cobre, a más alta concentración de orgánico mayor será la transferencia, en los procesos de SX la concentración de la mezcla orgánica juega un rol importante puesto a mayor concentración y más alto PH la capacidad del orgánico será mayor, pero a medida que aumenta la concentración de LIX-64N la separación de las fases, acuoso y orgánico se hacen cada vez más difíciles debido a que aumenta la viscosidad de esta última, es por estas razones que la planta de SX se emplea la siguiente proporción de mezcla. LIX-64N = 30% En volumen Kerosene = 70% En volumen Carga máxima = 27.5% CONTENIDO DE COBRE EN LAS SOLUCIONES ACUOSAS Y ORGÁNICO COBRE Y ACIDO EN SOLUCIONES ACUOSAS Descripción cobre grs/lt ácido grs/lt ATD Cosecha 4.50 2.00 9.00 E. cargado 46.00 140.00 210.00 E. descargado 30.00 164.00 210.00 Reffinato 0.80 8.00 9.00 COBRE Y ACIDO EN SOLUCIONES ORGÁNICOS Descripción Cobre grs/lt ácido grs/lt. org. cargado 4.10 - org. descargado 0.40 - ELECTRODEPOSICIÓN
  • 17. -17- Es la última etapa del complejo hidrometalúrgico donde se obtiene cobre electrolítico con grado de explotación de 99.98% de pureza. OTROS PARÁMETROS.- Se considera lo siguiente: PUREZA.- Descarga de electrólito agotado al tanque de reff. con la finalidad de eliminar impurezas como Fe, Al, SiO, Ca, Pb y otros contaminantes. - Agregado de agua desionizada para disolución de impurezas +, -12 gal/minuto según la purga. - El efecto beneficioso de añadir a la solución electrolítico no es solo bajar velocidad de corrosión del ánodo del plomo debido al oxígeno, si no también en la naturaleza de la deterioración del ánodo. REMOCIÓN DEL GUNK.- El gunk es una masa fluida húmeda cohesiva que se forma dentro del circuito, la composición exacta del gunk no ha sido determinado; en verdad, su composición puede variar de una posición de la planta a la siguiente. En general está compuesta de la mezcla LIX-64N, Kerosene, productos de reacción del orgánico, emulsiones extremadamente finos y (estables), materiales inorgánicos coloidales, polvo del aire y posibles crecimientos de bacterias y hongos bacterias. El gunk tiene una gravedad específica que se encuentra entre el acuoso y la del orgánico en el Mixer Settler, por donde, al buscar su camino en la interfase, si se permite que el gunk se acumula en la interfase, el eventualmente extenderá bajo la compuerta de acuoso del sidementador. Cuando esto suceda en la última etapa de extracción, el orgánico en el gunk será transportado en el reffinato. Aumentando las perdidas de orgánico en varias veces lo que deberá ser. ELECTRODEPOSICION.- Es la última etapa del complejo hidrometalúrgico en la producción de Cu de alta pureza de 99.89% de minerales de desechos lixiviados. El paso de electricidad a través de las celdas contaminado sulfato de cobre, en solución purificado proveniente de la extracción por solventes, causa la deposición de cobre metálico sobre cátodos.
  • 18.
  • 19. Electrodeposición se diferencia de electrorefinación debido a que la primera de estas, tiene presente la reacción de descomposición del agua, lo que como consecuencia da un mayor consumo de energía. REACCION EN EL CATODO Cu++ + 2e- = Cu REACCION EN EL ANODO H2O = 2H+ + 2'O2 (8) + 2e- REACCION TOTAL DE LA CELDA Cu++ + SO4 = H2O = Cu2 + 1 O2 (g) + H2OSO4 E = -0.89N.
  • 20. PRINCIPIO DE FUNDICIÓN Y REFINERÍA INTRODUCCIÓN. Presenta las tecnologías de obtención de los metales Cobre, Plomo y Estaño como ejemplo de los metales no-ferrosos que se producen en el Perú y se analizan los problemas de polución ambiental que se presentan en estas industrias. A continuación de la descripción de los procesos de fundición y refinación de estos metales, se enfocan los problemas de impacto ambiental respectivo. Se analizan a continuación las técnicas del tratamiento de gases y depuración de polvos metalúrgicos y también se enseñan los fundamentos de cálculo de circuito de aspiración de gases para controlar las fuentes de emisiones difusas. Los principales gases contaminantes que emiten las fundiciones, tales como el arsénico y el anhídrido sulfuroso son tratados en capítulos especiales y se indican las tecnologías existentes para depurar estos gases. Otros productos que se producen en las fundiciones, como es el caso de las escorias y precipitados del tratamiento de efluentes, su manejo y disposición, tienen también un capítulo especial. Finalmente se muestran ejemplos de monitoreo de la emisión e inmisión de SO2 con alta tecnología, ejemplo de estudio de impacto ambiental de una fundición de cobre, los métodos de auditoria ambiental para una fundición y los aspectos económicos de la implantación de medidas ambientales. Se ofrece además una conferencia especial a cargo de un experto alemán sobre técnicas modernas de depuración de gases metalúrgicos y, a modo de practica, visitas a importantes plantas de fundición. FUNDICIÓN DE COBRE DEL PROCESO MITSUBISHI DE FUNDICIÓN Y CONVERSIÓN CONTINUA. INTRODUCCIÓN. El proceso Mitsubishi de Fundición y Conversión de Cobre (“proceso Mitsubishi2) fue puesto en operación comercial en marzo de 1974 en la fundición Naoshima de la Mitsubishi Metal Corporatión. Desde entonces, varias mejoras y modificaciones han sido incorporadas en el Proceso para establecer la actual operación estable. Operaciones del proceso Mitsubishi. Las características del proceso mitsubishi y de la planta Naoshima fueron publicadas en varias ocaciones, pero para un mejor entendimiento se resume a continuación las partes esenciales. El proceso Continuo de Refinación y Conversión de Cobre es un proceso para producir cobre blister en forma continua a partir de materia prima con contenido de cobre mediante una serie de hornos: para fundición, limpieza de escorias y de conversión, los cuales están todos conectados. La capacidad de diseño de la planta es de 4,000 TM de cobre por mes. Figura 1 Hornos para fundición (horno). El Horno es de 8.25 m de diámetro y 3.3 m de altura, ambos medidos al interior de los ladrillos y con una profundidad del baño de 1.1 m, revestido con ladrillos de cromo- magnesita con unión directa y ladrillo de cromo – magnesita moldeados por fusión en varias áreas de desgaste severo. Está provisto de seis o siete lanzas que penetran perpendicularmente al techo del horno. El concentrado es secado y continuamente alimentado a su tasa constante de 25-27 toneladas por hora, y al mismo tiempo, se mezcla tanto el fundente de sílice y caliza, la escoria de convertidor y el polvo de retorno en una proporción adecuada. La carga de mezcla de sólidos es alimentada reumáticamente a través de tolvas alimentadoras dentro de tubos internos de las lanzas. El aire enriquecido con oxigeno es introducido a través de tubos externos de las lanzas vía cabezas de lanza. Tanto el aire de lanza, como la carga de sólidos son mezclados en la parte inferior de las lanzas e inyectados a alta velocidad en el baño fundido. El suministro de aire y oxígeno es adaptado para mantener el grado de mata al 65% de cobre. Como la mata y la escoria producidas son retiradas por el rebose. La capa de escoria en el horno es muy
  • 21. delgada, y el baño de fundido está compuesto principalmente de mata, la cual es rica en azufre no oxidado y en hierro, y altamente reactiva para el oxígeno. Como resultado, las reacciones de la fundición prosiguen rápidamente, y la eficiencia de la utilización de oxígeno en el aire de la lanza es muy alta a pesar de que las lanzas no están sumergidas en el baño. Recientemente cierta cantidad de carbón pulverizado es mezclado con concentrado para reemplazar una de petróleo combustible el cual es quemado a través de los quemadores instalados en la pared lateral. La temperatura del horno es controlada ajustando el consumo de petróleo. El aire de combustión no es precalentado. Horno para limpieza de escorias (Hornos – CL). Los productos del horno de fundición, la escoria y la mata, rebosan a través de un agujero común y son transferidas al horno de limpieza de escoria mediante un canal calentado. El horno para limpieza de escorias es un horno eléctrico de 4.2 m de longitud y 2.2 m de altura al interior de los ladrillos, provisto de tres electrodos pre-horneados de grafito en hilera. La capacidad del transformador es de 1,200 KVA. La escoria es separada de la mata, limpiada A 0.5 – 0.6 % de cobre mientras es retenida por aproximadamente una hora, luego se produce rebose a una tasa equivalente a la de transferencia desde el horno de fundición. La escoria es finalmente granulada con agua y descarga. La mata es extraída mediante sifón y transferencia al convertidor mediante un canal calentado. Horno convertidor (Horno C) El horno –C es de 6.65 m de diámetro, 2.9 de altura, ambos al interior de los ladrillos, y una profundidad de baño de 0.75 m. Varias características del horno convertidor son esencialmente las mismas que aquellas del horno de fundición con excepción de las dimensiones y la disposición de los agujeros de colada. En el horno convertidor, la mata se convierte continuamente a cobre blister soplado aire al baño fundido mediante lanzas. La cantidad de aire es ajustada para oxidar no sólo todo el hierro y el Azufre, Sino también una parte del cobre de la mata a óxido de cobre. Una pequeña cantidad de caliza se añade mediante lanzas, formando de este modo una escoria de convertidor especial que comprende un sistema ternario de Cu2O-CaO-Fe3O4. El CaO en la escoria de convertidor es controlado a aproximadamente 15%, y el Cu a 15-20%. Bajo estas condiciones de operación, el contenido de azufre del cobre blister puede ser reducido a 0.1 – 0.5 %, que es mucho menor que la saturación. El cobre blister es extraído mediante un sifón, almacenado temporalmente en un horno de retención, luego enviado al horno de ánodo mediante un vagón porta cuchara, refinado y moldeado en ánodos. La escoria de convertidor es extraída un agujero de escoria, granulada en agua, secada y regresada al horno de fundición. Todos los mismos de proceso son monitoreados y controlados por el sistema de computo. Se toma muestras de los productos fundidos cada hora y se analiza automáticamente. los resultados son retroalimentados al sistema de control para ajustar las tasas de alimentación de insumos de proceso. Los gases provenientes del horno de fundición y del convertidor son enfriados a aproximadamente a 350°C en los calderos. Los reguladores de tiro respectivos para los hornos de fundidos y conversión se encuentran a la salida de los calderos. El vapor recuperados es enviado a una planta de energía construida recientemente. Los gases son luego introducidos en precipitadores electrostáticos, y el gas que ha sido limpiado es enviado
  • 22. desde los precipitadores hasta la planta de ácido. La concentración de SO2 del gas combinado es de 10-11 % a la entrada de la planta de ácido. CONCLUSIONES El proceso Mitsubishe ha mostrado una productividad significativamente más alta y una vida del horno más prolongada de lo que originalmente se diseño. El proceso Mitsubishe fue puesto en operación, por segunda vez en el mundo, en la fundición Timmins de Texasgulf, Canadá en junio de 1981. La capacidad de diseño de esta nueva planta es de 6500 TM de cobre por mes. RIESGOS EN LA FUNDICIÓN DE METALES Se tiene tecnologías de obtención de los metales, cobre, plomo y estaño y los metales no ferrosos que se producen en el Perú y se analizan los problemas de la polución ambiental que se presentan en la Industria entre ellos se tiene los riesgos siguientes:  Problemas de polución ambiental que presentan las industrias.  Se analizan las técnicas del tratamiento de gases.  Depuración de polvos metalúrgicos  Los principales gases contaminantes que emiten las fundiciones tales como arsénico y el anhídrido sulfuroso  Escorias y precipitados de efluentes OBJETIVOS a) Enseñar los procesos de refinación de los metales no ferrosos. b) Ilustrar los problemas de impacto ambiental que presenta la industria metalúrgica. c) Hacer conocer las técnicas de mitigación del impacto ambiental de las fundiciones. d) Impartir los conocimientos que implican las operaciones piro metalúrgicas. PROCEDIMIENTOS PIROMETALÚRGICOS Y ELECTROMETALÚRGICOS Introducción. Los minerales más abundantes de cobre son los sulfuros presentes en yacimientos de diversos tipos con leyes de 0.5 a 2% Cu. Su procedimiento se inicia en las plantas concentradoras: Trituración, molienda y flotación. El proceso pirometalúrgico de obtención de cobre constante:  Tostación, que es una etapa opcional.  Fundición, para la producción de mata líquida: en hornos vertical, reverbero, eléctrico o Flash.  Conversión, para la producción de cobre blister. Las principales ventajas de este método son: a) Procesa directamente minerales de sulfuro de cobre para obtener cobre metálico con un consumo relativamente bajo la energía. b) El cobre producido a una alta tasa. Las principales desventaja del método es que produce contaminación del ambiente con el gas de SO2. La tostación a la extracción de cobre, es una oxidación parcial de los concentrados de sulfuros de cobre con el aire se lleva a cabo por 2 razones principales: a) extracción hidrometalúrgica Los minerales de sulfuro de cobre no son lixiviados fácilmente, pero sus sulfuros son solubles en agua y sus óxidos en ácido sulfúrico diluido. Así una tostación controlada de sulfuros pueden producir una calcina fácilmente lixiviable. b) Extracción pirometalurgico
  • 23. La tostación sé práctica frecuentemente antes de la fundición en reverbero y horno eléctrico. En este caso los propósitos son: 1) Utilizar el calor de la tostación para secar y calentar la carga antes de que sea añadida al horno de fundición y 2) Incrementar la concentración de cobre en el producto de fundición, es decir la mata líquida. FUNDICIÓN DE MATA La fundición de mata consiste en fundir a 1150 – 1250°C , concentrados parcialmente tostados para la producción dos fases líquidas inamisibles fáciles de separar escoria (óxidos) y mata rica en cobre (sulfurado). El principal producto del proceso de fundición es una mata de Cu2S – fEs (35-65 % de Cu) que va directamente al proceso de conversión para la producción de cobre blister. REFINACIÓN ELECTROLÍTICA DE COBRE El cobre se procesa de forma en forma electrolítica por refinación electrolítica de ánodos o por electrodeposición a partir de soluciones provenientes de lixiviación y extracción por solvente. En la refinación electrolítica se produce una disolución electrolítica de cobre de los ánodos impuros, mientras que los iones de cobre puestos en solución se depositan selectivamente en los cátodos. Mediante este proceso se consigue: Separar todos las impurezas que afectan las propiedades eléctricas y mecánicas del cobre, consiguiendo un producto de 99.99 + % Cu. Las impurezas metálicas no llegan al 0.005 % para separar los metales preciosos como subproductos. a) Comportamiento de las impurezas b) CASA DE CELDAS c) Laminas de arranque d) Celdas comerciales e) Electrolito. TECNOLOGÍA AMBIENTAL EN LA FUNDICIÓN DE MINERALES 1) Principales fuentes de contaminación; controles termoeléctricas. En algunos países en la fundición del cobre. 2) Fundiciones antiguas tienen tecnología absoluta; no hay fijación de SO2, que se descarga a la atmósfera. 3) Tecnologías modernas: mejor rendimiento energético usan calor inherente de sulfuros, producen gases con alto SO2 para producir ácido sulfúrico o azufre elemental (cero) fijan > 90 % S. 4) Ubicación, tecnológica y mercado inciden en costo para decidir en modificar o construir una nueva fundición. 5) Otros desechos; polvos , yeso, lodo de As deben ser minimizados. REFINACIÓN Y FUSIÓN DE MINERALES
  • 24. Consiste en que se puede recuperar otros metales que están incluidos como impurezas, obteniendo una mayor refinación en las distintos minerales que se tratan. Para su comercialización deben tener un grado alto de pureza a fin de tener un costo tambien alto. CONTROL Y PREVENCIÓN DE LA CONTAMINACIÓN DEL AIRE O POLVO La producción de aire en minería es debido a distintas sustancias que, siguen su estado físico, pueden clasificarse en: a) Partículas sólidas y líquidas y b) Gases y vapores Las partículas contaminantes en estado sólido, más conocidos es el polvo que comprende diámetros de 1 y 1.000 µ m . Se depositan por acción de la gravedad, que son conocidas como materia sedimentaria ELIMINACIÓN DE POLVOS METALÚRGICOS Polvos. Son partículas sólidas aerotransportadas en los gases TIPOS DE POLVOS METALÚRGICOS:  Polvos primarios o de arrastre mecánico: Partículas sólidas de materia prima o cualquier otro material que no ha experimentado cambios de fase.  Humos o polvos secundarios: Sólidos formados de los gases o polvos condensados a la temperatura de salida de los gases CARACTERIZACIÓN DE POLVOS Identificar y medir propiedades de los polvos para:  Determinar sus orígenes  Diseñar métodos para su captación  Cumplir con regulaciones gubernamentalesCARACTERÍSTICAS DE LOS POLVOS PARA SU SEPARACIÓN DE LOS GASES  Geometría: forma y tamaño de los polvos  Propiedades físicas: peso especifico, dureza, resistividad eléctrica  Composición química y estructura  Parámetros hidrodinámicos RECUPERACIÓN DE POLVOS Objetivos de la recuperación de los polvos.  Recuperar materiales procesables  Remover sustancias dañinas a los procesos, a las instalaciones y al ambiente en general PRINCIPIOS EN QUE SE BASAN LAS OPERACIONES DE SEPARACIÓN DE POLVOS
  • 25.  Por la fuerza de gravedad  Por inercia  Por fuerza centrífuga  Por filtración  Por separación electrostática  Otros: Términos, sónicos