1 - Colegio de Ingenieros del Perú

UNIVERSIDAD NACIONAL “SAN LUIS GONZAGA
DE ICA”
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
Tesis:
“MECANISMO DE GENERACIÓN DEL SO2
EN EL PROCESO DE LIXIVIACIÓN ÁCIDA
DE MINERALES DE COBRE Y SU
CAPTACIÓN QUÍMICA PARA EVITAR
CONTAMINACIÓN ATMOSFÉRICA”
PRESENTADO POR:
BACH. CRISOSTOMO CCOILLO, RUTH MILAGROS.
BACH. PINEDA URIBE, KAREN JULISSA
ICA - PERU
2010
1
INDICE
Pág.
Índice.
02
Introducción.
05
Resumen
07
CAPITULO I: GENERALIDADES.
08
1.1. Definición del problema.
08
1.2. Formulación del Problema.
10
1.3. Objetivos.
10
1.4. Hipótesis
11
1.5. Variables.
11
1.6. Justificación.
12
CAPITULO II: MARCO TEORICO.
13
2.1.
Minerales de cobre.
13
2.1.1. Definición.
13
2.1.2. Clasificación de los minerales de cobre
13
2.1.3. Procesamiento del mineral de cobre.
14
Lixiviación.
18
2.2.1. Definición.
18
2.2.2. Métodos de lixiviación
19
2.2.3. Lixiviación dinámica.
22
2.2.
2
2.3.
Tanque agitado.
33
2.3.1. Fundamentos teóricos.
33
2.3.2. Tipos de agitadores.
37
2.3.3. Patrones de flujo en tanques agitados.
41
2.3.4. Prevención de remolinos.
43
2.3.5. Balance de masa en el tanque agitado.
43
2.3.6. Transferencia de masa en partículas sólidas
45
2.3.7. Suspensión de partículas sólidas.
46
2.3.8. Correlaciones en sistemas de sólidos suspendidos. 48
2.4.
Dióxido de azufre.
49
2.4.1. Definición.
49
2.4.2. Datos fisicoquímicos básicos.
50
2.4.3. Generación del dióxido de azufre.
50
2.4.4. Aplicaciones del dióxido de azufre.
52
2.4.5. Efecto sobre la salud.
52
2.4.6. Comportamiento en el medio ambiente.
54
2.4.7. Degradación.
55
2.4.8. Sinergias/antagonismos.
56
2.4.9. Lluvia ácida.
56
CAPITULO III: PARTE EXPERIMENTAL.
61
3.1.
Toma de muestras.
61
3.2.
Preparación de la muestra para el análisis.
62
3.3.
Obtención de la muestra representativa.
62
3.4.
Análisis del mineral.
63
3
3.5.
Desarrollo experimental de la lixiviación dinámica.
78
3.5.1. Generalidades.
78
3.5.2. Determinación de los parámetros óptimos.
79
3.6.
Desarrollo de la lixiviación experimental.
86
3.7.
Calculo del Rendimiento del Proceso.
95
3.8.
Determinación de los parámetros óptimos para la
absorción del SO2
95
CAPITULO IV: RESULTADOS EXPERIMENTALES
98
4.1.
Resultados obtenidos.
98
4.2.
Discusión de resultados.
113
CONCLUSIONES.
117
RECOMENDACIONES.
119
BIBLIOGRAFIA.
120
ANEXOS.
123
4
INTRODUCCION
Uno de los gases antropogénicos más peligrosos para la salud de
los humanos y otros seres vivos, generados a gran escala por la industria
minero metalúrgica, es el dióxido de azufre ya que durante su proceso de
oxidación en la atmósfera, este gas forma sulfatos, es decir, sales que
pueden ser transportadas en el material particulado respirable (PM10) y
que en presencia de humedad forma ácidos que luego se acumulan en
las nubes provocando después las llamadas lluvias ácidas, las cuales
tienen un efecto negativo sobre el medio ambiente y la salud de los seres
vivos.
La exposición a sulfatos como a los ácidos derivados del SO 2, es
de extremo riesgo para la salud debido a que éstos ingresan directamente
al sistema circulatorio humano a través de las vías respiratorias. El SO2 es
higroscópico, es decir, cuando está en la atmósfera reacciona con la
humedad y forma aerosoles de ácido sulfúrico y sulfuroso que luego
forman parte de la llamada lluvia ácida. La intensidad de formación de
aerosoles y el período de permanencia de ellos en la atmósfera depende
de las condiciones meteorológicas reinantes y de la cantidad de
impurezas catalíticas (sustancias que aceleran los procesos) presentes en
el aire. Pero en general, el tiempo medio de permanencia en la atmósfera
5
es de 3 a 5 días, de modo que puede ser transportado a grandes
distancias.
El azufre es un veneno altamente nocivo para la salud de las personas,
aunque podemos ser más resistentes que otras criaturas que cohabitan
con nosotros en esta región. Por ejemplo, el nivel de 0,3 µg por metro
cúbico de aire es un valor que implica potencial riesgo para la salud
humana, pero para los árboles, un valor de 0,2 µg ya es muy grave. Por lo
mismo, tanto los óxidos de azufre (SOx) como el ácido sulfúrico (H 2SO4)
están relacionados con el daño y la destrucción de la vegetación,
deterioro de los suelos, materiales de construcción y cursos de agua.
Es imperiosa la necesidad de plantear estudios que permita en la práctica
evitar la descarga de este gas a la atmósfera desde las plantas
concentradoras, por tal motivo en la presente tesis se plantea un método
tecnológico-químico para ser implementado en los sistemas donde se
propicia la lixiviación de minerales con soluciones de ácido sulfúrico.
6
RESUMEN
La tesis Mecanismo de generación del SO2 en el proceso de
lixiviación ácida de minerales de cobre y su captación química para
evitar contaminación atmosférica, es un estudio experimental, en el
que se trabaja con muestras de mineral oxidado de cobre, las cuales se
tratan con ácido sulfúrico al 8% a una temperatura relativamente alta de
60ºC y agitación continua
a 320 rpm para recuperar el cobre, en un
tiempo bastante breve, que resultó ser de 75 minutos. Así mismo la
concentración del hidróxido de calcio para captar el dióxido de azufre es
de 8%.
La tesis se ha desarrollado en cuatro capítulos: el primer capítulo
“Generalidades”, describe los fundamentos de la investigación, es decir, el
problema, la hipótesis y los objetivos. El segundo capítulo “Marco teórico”
describe los temas relacionados con la investigación, como la lixiviación y
el dióxido de azufre, su captación, etc. El tercer capítulo “Parte
experimental”, expresa los métodos y los materiales empleados para la
investigación. El cuarto y último capítulo, “Tratamiento de datos” resume
los resultados de la investigación, su interpretación y discusión.
7
CAPÍTULO I
GENERALIDADES
1.1.
DEFINICIÓN DEL PROBLEMA.
El ciclo global del azufre implica un flujo atmosférico de entre
140-350(x106) toneladas por año, siendo el 20% aproximadamente de
origen antropogénico (Müller, 2005). La cantidad total emitida a la
atmósfera de óxidos de azufre (como SO2) asciende a más de 5x106
toneladas por año en el área de la Unión Europea.
Considerando las propiedades fisicoquímicas del SO2 y el volumen
en que se genera, el SO2 residual es considerado como una de las
amenazas más importantes para el medio ambiente. Los óxidos de
azufre en combinación con las partículas y la humedad del aire producen
los efectos más perjudiciales atribuidos a la contaminación atmosférica
del aire, originando efectos sobre la visibilidad (los aerosoles resultantes
de las
reacciones fotoquímicas entre el SO2, las partículas y otros
contaminantes originan una neblina atmosférica), sobre los materiales
(corrosión de metales, ataque a piedra caliza, deterioro de tejidos), sobre
la salud (irritación del sistema respiratorio, problemas respiratorios
crónicos tras exposición continuada), sobre la vegetación (necrosis
en plantas)
y la lluvia
ácida, que puede producirse por deposición
seca (asentamiento de gases y partículas procedentes de la atmósfera)
8
y deposición húmeda (lluvia, niebla y nieve ácidas), originando un
fenómeno
de acidificación
de las
fuentes
naturales
de agua y la
lixiviación de los nutrientes del suelo. Como consecuencia, se producen
efectos devastadores sobre la vida de los peces y la desmineralización
del suelo, que conlleva un cambio en la vegetación natural (Von Burg,
1995; Wark y Warner, 1997).
También es importante destacar que los óxidos de azufre originan,
junto con otros contaminantes como óxidos de nitrógeno y partículas,
contaminación atmosférica transfronteriza, siendo su emisión a la
atmósfera un asunto de interés global (Convenio de Ginebra,
Protocolo
de Helsinki,
1985;
Protocolo
de Oslo, 1994;
1979;
Directiva
96/61/CE; Directiva 2001/81/CE).
Además, la recuperación del SO2 de una corriente gaseosa industrial
es un reto de importancia creciente debido a los límites de emisión e
inmisión regulados,
cada
vez más
estrictos (Directiva 96/61/CE;
Directiva 1999/30/CE; Directiva 2000/76/CE; Directiva 2001/80/CE;
Directiva 2001/81/CE; BREF, 2001), y por otra parte, debido a que
numerosos procesos de desulfuración,
como aquellos
que emplean
reactivos cálcicos, producen grandes cantidades de residuos sólidos y
en muchos casos no permiten
la recuperación del dióxido de azufre
(procesos no regenerativos).
9
Por ello, el tratamiento de corrientes de gases conteniendo dióxido de
azufre y su posterior recuperación es una cuestión de gran relevancia
para realizar una gestión sostenible de los recursos y eliminar la carga
ambiental que implica su emisión a la atmósfera.
La lixiviación de los minerales oxidados de cobre también generan dióxido
de azufre en gran cantidad al reaccionar el óxido de hierro con el ácido
sulfúrico, este dióxido cuando se procesan grandes cantidades de
minerales, es una cantidad significativa que se descargan a la atmósfera y
que debe ser capturado para evitar un irreversible daño ecológico.
1.2.
FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.
Esta situación problemática nos ha inducido a plantearnos la
presente pregunta de investigación: ¿Es posible establecer el mecanismo
de generación del SO2 en el proceso de lixiviación ácida de minerales de
cobre y captarlo mediante métodos químicos para evitar contaminación
atmosférica?
1.3.
OBJETIVOS DEL PROYECTO.
1.3.1. Objetivo General.
Establecer el mecanismo de generación del SO 2 en el proceso de
lixiviación ácida de minerales de cobre y diseñar un sistema para captarlo
mediante métodos químicos para evitar contaminación atmosférica
1.3.2. Objetivos Específicos.
-
Determinar el volumen de SO2 que se emite.
10
1.4.
-
Establecer las reacciones químicas que generan SO2.
-
Diseñar un sistema de captación.
-
Establecer el reactivo óptimo para la captación.
HIPÓTESIS DE TRABAJO.
El mecanismo de generación del SO2 en el proceso de lixiviación
ácida de minerales de cobre se puede establecer y diseñar un sistema
para captarlo mediante métodos químicos para evitar contaminación
atmosférica
1.5.
VARIABLES.
1.5.1. Variables Independientes:
Cantidad de dióxido de azufre que se desprende.
Cantidad de reactivo utilizado para la captación.
Volumen de la solución captadora.
Temperatura del proceso.
1.5.2. Variable Dependiente.
Cantidad de dióxido de azufre captado.
1.6.
JUSTIFICACIÓN.
La presente investigación se justifica porque permitirá establecer
los mecanismos que generan el dióxido de azufre durante la lixiviación de
los minerales oxidados de cobre, de tal forma que después se podrá
diseñar un sistema para captarlo y evitar la contaminación atmosférica y a
11
la vez salvaguardar la salud de los trabajadores de las plantas
concentradoras de minerales y a las poblaciones aledañas a estos
centros de producción.
12
CAPÍTULO II
MARCO TEORICO
2.1.
MINERALES DE COBRE.
2.1.1. Definición.
Se denominan minerales de cobre a aquellos compuestos
inorgánicos naturales, que contienen especies mineralógicas en cuyas
fórmulas químicas hay átomos de cobre.
2.1.2. Clasificación de los minerales de cobre.
El cobre se encuentra en forma de diversas sales, en yacimientos
que, según su composición química, se clasifican en:
-
Minerales oxidados
-
Minerales sulfurados.
-
Cobre nativo
En la mayoría de los yacimientos se encuentran diversos tipos de
minerales. La moderna tecnología ha permitido llegar a límites rentables
de explotación de minerales de cobre de baja ley, especialmente en el
caso
de
los
minerales
oxidados
y
sulfurados
secundarios.
Geológicamente en el caso de los yacimientos de tipo mixto, el recurso
13
oxidado se encuentra a nivel más superficial que el sulfurado, por causa
de la acción del oxigeno atmosférico1.
Los minerales oxidados de cobre de mayor frecuencia en nuestra zona
son:
-
Azurita
2CuCO3.Cu(OH)2
-
Malaquita
CuCO3.Cu(OH)2
-
Crisocola
CuSiO3.2H2O
-
Cuprita
Cu2O
-
Tenorita
CuO
Algunos minerales sulfurados son:
-
Calcopirita
CuFeS2
-
Covelina
CuS
-
Bornita
Cu5FeS4
-
Calcosina
Cu2S
2.1.3. Procesamiento del mineral de cobre.
En la extracción del mineral se obtienen trozos de diverso tamaño,
que pueden llegar a medir más de un metro de diámetro. El mineral debe
ser fragmentado y molido en tamaños adecuados a cada sistema de
tratamiento ulterior. Las operaciones de fragmentación utilizadas son: el
chancado y la molienda2.
1
2
Haung, H. Twidwel,G y Miller, D. Hidrometalurgia. Editorial “San Marcos. Lima. 2000
Mc Donald, D. (2001) “Hidrometalurgia del Cobre”. Editorial McGRAW-Hill. New Cork.
14
Ambas pueden realizarse en etapas sucesivas denominadas: proceso
primario, secundario y terciario. Obteniéndose partículas de menor
tamaño. Si el mineral va a ser sometido a un proceso de “lixiviación” en
cuba (vats), el rango de la partícula podrá oscilar en 6-10 mm de
diámetro. Si el proceso ulterior es la “flotación” de las partículas su
tamaño tendrá que ser muy fino (0.074 mm), obteniéndose en forma de
una “pulpa” donde se agrega agua y reactivos para facilitar el proceso.
En las operaciones de conminución el material producido es seleccionado
en tamices y el que es rechazado por su tamaño es devuelto a la etapa
anterior; con la ayuda de fajas transportadoras y tolvas. Lo métodos
utilizados
para extraer el cobre del tipo “óxidos”, mediante modernos
procesos de lixiviación, es la siguiente:

Lixiviación del mineral.

Purificación de la solución mediante extracción con solvente.

Electro-obtención de cátodos de cobre.
Lixiviación:
Se denomina así al proceso que consiste en la disolución de diversas
sales presentes en los minerales en un determinado reactivo cuando este
reactivo es un ácido como el sulfúrico se llama lixiviación ácida. Su
objetivo es obtener en solución una determinada especie química
relativamente concentrada (solución rica o fuerte), la que se separa de la
15
ganga, la cual constituye el relave. Tradicionalmente la lixiviación se
realiza con dos tipos de sistemas3
-
Precolación en grandes estanques abiertos (piscinas o bateas)
-
Agitación en baterías de estanques provistos de grandes hélices
Se usa mucho la
lixiviación en pilas, donde se acumula el mineral
oxidado de cobre y sulfuros secundarios, de tamaño adecuado y
“aglomerado” en pilas de 3 a 6 m de altura y gran extensión. Las pilas se
forman en terreno aplanado con leve pendiente, se extiende una carpeta
impermeable de polietileno y mangueras para recuperar el lixiviado.
Normalmente la operación comprende dos etapas:

Una rápida (15 a 45 días) donde se disuelve el 80-90% del mineral
oxidado y el 40-50% de los sulfuros secundarios.

Una lenta (6 meses), en la cual se completa el 100% de
recuperación del oxidado y el 80-90% del sulfurado.
SULFUROS SECUNDARIOS.- Son sulfuros ( calcopirita y la calcita, que
en presencia del sulfato de hierro y el ácido sulfúrico generados por
actividad microbiana o durante el proceso se convierten en sulfatos
liberando azufre elemental.
FE S2  1 O2  H 2O  FeSO4  H 2 SO4
2
2 FeSO4  1 O2  H 2 SO4  Fe2 SO4 3  H 2O
2
3
Palacios, S. (2003). “Algunos
aspectos de aplicación en Hidrometalurgia.. E.P.F.
Impresores. Lima.
16
CuFeS2  2Fe2 SO4 3  CuSO4  5FeSO4  2S 0
CuS  2Fe2 SO4 3  2CuSO4  4FeSO4  S 0
El Sº que se desprende mediante acción baceriana se transforma en
H2SO4 en medio húmedo:
S  H 2O  3O2  H 2 SO4
El mineral oxidado se lixivia, en cambio los sulfuros secundarios
(Calcosina, Covelina, Bornita) se disuelven fundamentalmente por la
acción de bacterias del tipo Thiobacillus, principalmente Thio-oxidans y
Ferro-oxidans. Son microorganismos mesofilos que oxidan en presencia
de aire, en presencia del sulfato de cobre formado que actúa como agente
oxidante que transforma los sulfuros en sulfatos solubles.
Al finalizar los ciclos de lixiviación, el material se retira con gigantesca
palas y se acumulan en las relaveras. La solución o lixiviado final contiene
un porcentaje de cobre relativamente bajo (1-3 g/L) Está contaminada
con hierro y otros elementos, por lo cual debe ser purificada ante el
proceso de electro - obtención.
Purificación.
Antiguamente el proceso de purificación era netamente químico y
bastante engorroso. Hoy día se utiliza universalmente la extracción por
solventes, para soluciones ácidas de cobre. Consiste en disolver en
querosenos una resina adecuada, por ejemplo del tipo oxima. Estas
resinas son selectivas para el cobre y no captura otros cationes (Fe, Al,
As, etc.), ni aniones. En una segunda etapa, la regeneración o “stripping”,
17
la fase orgánica cargada con cobre se agita con una solución concentrada
de ácido sulfúrico pasando el Cu a la fase acuosa4.
Electro-obtención.
El cobre en este proceso se obtiene en forma de láminas metálicas,
Cátodos. Con pureza superior al 99. 98%, mediante la electrólisis de la
solución “rica” proveniente del proceso de purificación con solventes.
El sistema consiste básicamente en recuperar el cobre contenido en el
electrolito mediante el paso de corriente eléctrica continua. En forma
simultánea, en ánodos insolubles. Se desprende oxígeno y se regenera
ácido sulfúrico. La Electrólisis, se desarrolla generalmente en celdas
rectangulares de hormigón revestido en PVC, donde se colocan
alternadamente los cátodos iniciales y los ánodos insolubles hechos con
una aleación de plomo. Esta solución regresa la etapa de “Stripping” en la
extracción con solventes completando un ciclo cerrado que no genera
contaminación. La intensidad de la corriente continua que circula por las
celdas puede llegar a 25-30,000 Amperios.
2.2.
LIXIVIACION
2.2.1. Definición.
Se denomina lixiviación al proceso químico que consiste en la
disolución de diversas sales presentes en los minerales, mediante
4
Biswas-Davenport (1993). El cobre. Metalurgia extractiva. Editorial Limusa. México.
18
tratamientos en fase acuosa con ácidos o bases adecuados. Su objetivo
es obtener en solución una determinada especie química relativamente
concentrada (solución rica), la que se separa del resto de los sólidos del
mineral (ganga)5.
En la minería del cobre se ha utilizado tradicionalmente la lixiviación
ácida, con H2SO4, obteniéndose como producto, soluciones de CuSO4 de
concentración variable, impurificadas con otras especies presentes en el
mineral, también solubles en ese medio ácido (sales de Fe, Al, Mn, Ca,
Na, As, Zn, Si, Cl-, NO3-, etc.)
Durante la lixiviación, la cantidad de ácido sulfúrico consumido dependerá
del tipo de sal por disolver. En la práctica el consumo de ácido en el
proceso de lixiviación puede ser del orden de 30 a 100 Kg de H2SO4 por
tonelada de mineral. Esto obliga a reponer periódicamente el H 2SO4
perdido en reacciones secundarias, lo que puede significar un fuerte
consumo del reactivo
2.2.2. Métodos de lixiviación.
Los principales métodos de lixiviación son: in situ, dump, heap, vats
y con agitación. La selección del método de lixiviación depende de las
características físicas y químicas del mineral y de los minerales asociados
5
Potter, G. (2004) “Innovaciones en la lixiviación del cobre”. Mining Congreso Journal.
Julio. Washington D.F.
19
a ser tratados.
Los factores importantes son: la ley del mineral,
la
solubilidad del valor metálico, la cinética de la disolución, el consumo del
reactivo, el tamaño de la operación, el tipo de mineral, etc.6
Lixiviación in situ.
La lixiviación in situ comprende el mineral fracturado en el terreno como
se encuentra. El mineral puede ser el relave desechado después de la
extracción del oro y la plata, o de cualquier otro metal, o el mineral que no
puede
ser
tratado
económicamente
por
métodos
de
minería
convencionales. La lixiviación in situ elimina el minado y el transporte de
grandes cantidades de mineral y remueve los productos de desecho
finales.
La lixiviación in situ consiste en la aspersión de un solvente acuoso a
través del mineral. Después de pasar a través del mineral y disolver
algunos valores metálicos, la solución impregnada es bombeada para su
tratamiento posterior.
Lixiviación en Dump.
La lixiviación en Dump es usada para extraer valores metálicos de
materiales tal como salen de la mina conteniendo
valores metálicos
menores que el grado crítico. La materia prima es usualmente el desecho
generado durante la operación de minado a tajo abierto en gran escala.
6
Haung, Twidwel y Millar (2000) “Hidrometalurgia”. Editorial Interamericana. México D.F.
20
Este mineral es descargado sobre una cancha impermeabilizada, y la
solución extractora es exparcida sobre la superficie del Dump y percola a
través del Dump por gravedad. La solución impregnada es colectada en el
fondo del dump y se le da un tratamiento posterior. Después de
completarse el ciclo de lixiviación, el residuo sólido libre del metal es
dejado sobre la cancha como relave.
Lixiviación en Heap.
El principio básico de la lixiviación en heap es similar a la lixiviación en
Dump. Sin embargo la lixiviación en heap es usada para extraer valores
metálicos de mineral tal como sale de la mina en vez de desechos de
minado. El mineral es generalmente poroso y de fácil disolución en el
solvente acuoso.
Lixiviación en Vats.
La lixiviación en vats es usada para extraer valores metálicos de mineral
chancado de alta ley en un recipiente limitado. Este método es preferible
a la lixiviación en heap, si el mineral no es poroso y el chancado es
necesario para permitir un contacto adecuado entre el solvente acuoso y
el valor metálico en el mineral. El tamaño del mineral chancado está
usualmente en el rango de 10 a 20 mm de pulgada. Si el tamaño de
partícula es muy fino resultan serias pérdidas por permeabilidad y la
solución no puede percolar (paso lento de la solución a través de los
materiales de los materiales porosos) a través de los sólidos.
21
Una planta de lixiviación en Vats consiste en un cierto número de vats.
Cada uno mide de 18 a 53 m por un lado y de 3 a 6 m de profundidad, y
está equipado con filtros construidos alrededor de las descargas en la
base del vats. Los vats están usualmente construidos de concreto
reforzado con un revestimiento como plástico reforzado.
Lixiviación por agitación.
La lixiviacción por agitación, llamada también lixiviación dinámica,
es
empleada para extraer valores de minerales finamente molidos en un
recipiente en el cual existe un dispositivo de mezclado que puede ser
mecánico o neumático (por aire). Los principios y condiciones a las cuales
se lleva a cabo este método de lixiviación será detenidamente tratado en
el siguiente Ítems, ya que constituye el tema principal de la tesis.
2.2.3. Lixiviación con agitación o lixiviación dinámica.
A diferencia de lo que ocurre con la lixiviación estática, en la
lixiviación con agitación el mineral y la solución de ataque están en
movimiento relativo. Este hecho, también aquí, condiciona la practica de
esta etapa del proceso hidrometalúrgico. Si se considera, por ejemplo, el
tamaño de partícula, es obvio que este debe ser más pequeño para
facilitar la suspensión de la pulpa en el tanque de agitación en
condiciones razonables de trabajo7.
7
Calson, E. y Simona, C. Metalurgia extractiva del cobre” Publicaciones Interciencia, New
York. 2004.
22
Este pequeño tamaño del sólido hace que la cinética de la operación sea
rápida, debido al desarrollo superficial
de la materia prima, y que
normalmente, si se utilizan las disoluciones adecuadas, los rendimientos
de extracción sean muy elevados. Evidentemente, las razones para esta
rápida cinética de reacción se relacionan con el
partícula
del sólido pero también
citado tamaño de
con las condiciones favorables de
transferencia de masa que se genera en un sistema agitado. Bajo estas
condiciones los minerales que se van atacar suelen ser de alta ley o
concentrados pues se garantiza la recuperación prácticamente total del
metal contenido (casi siempre superior al 95%). Lo anterior, además,
conduce a que el alto valor económico del metal que se recupera sea
capaz de pagar tanto la energía utilizada en la agitación como el uso de
reactivos concentrados de ataque que, a su vez, garantizan los
rendimiento elevados a que antes se aducía. Finalmente, en estas
condiciones de lixiviación, con minerales ricos,
cinética
rápida y
rendimientos elevados de extracción, las disoluciones fértiles son muy
concentradas y aptas para realizar, sin concentración previa, una
precipitación del metal, si fuese necesario, por electrólisis.
La lixiviación tiene lugar, casi siempre, continuo en series de 3 – 4
tanques con volúmenes muy variables (del orden de 50 a 500 m 3 en cada
reactor). Adicionalmente, y a diferencia de lo que ocurre en la lixiviación
por precolación, es posible calentar el medio de reacción hasta
temperaturas cercanas a 60º C con lo que todavía la productividad de
estos sistemas de lixiviación aumenta.
23
Cuando se trabajo a temperaturas algo superiores. Se prefiere el uso de
reactores a presión (autoclaves) para evitar una excesiva evaporación.
En cualquier caso, estos reactores permiten trabajar en condiciones
extremas aumentando, además de la temperatura, la presión y haciendo
posible, con cinéticas aceptables, el uso de reactivos gaseosos, como
por ejemplo el oxigeno, que son poco solubles en las disoluciones
acuosas. Este método es el más caro de los que se utilizan en lixiviación
en condiciones extremas y por lo sofisticado de los reactores, lo que hace
aumentar los gastos de instalación de forma significativa.
Evidentemente, la lixiviación con agitación a presión atmosférica es el
procedimiento mas utilizado a escala industrial. La agitación se realiza
bien utilizando medio mecánicos o bien a través de medio neumáticos
con inyección de aire. Esta última posibilidad se realiza a escala
comercial en los denominados TANQUES PACHUCA en los cuales se
establece una circulación ascendente- descendente de la pulpa lo que
facilita la reacción de lixiviación. Estos reactores son tanques cilíndricos
con fondo cónico. Incorporan en su interior un tubo coaxial con el propio
tanque el cual esta abierto en sus extremos. Además, disponen de un
inyector de aire que penetra
a través de dicho tubo central. De esta
manera, la densidad de la pulpa en el interior del tubo es inferior a la que
se tienen en el exterior del mismo, lo que provoca una diferencia de
presión de fuerza a la pulpa a ascender dentro de dicho tubo, y rebosar
en su parte superior, haciendo
circular
toda la carga del reactor.
Además, la calefacción del sistema, hasta un máximo de unos 60-70ºC,
24
es muy sencilla utilizando aportes adecuados de vapor de agua. El reactor
es de un diseño extremadamente simple y no tiene partes móviles.
La lixiviación dinámica, de manera general, puede realizarse de forma
discontinua o en reactores con flujo continúo. Normalmente, la primera
situación se prefiere para procesos que tratan materias primas de valor
alto que se atacan en pequeños tonelajes, mientras que la segunda
situación es preferible
para operaciones a gran escala que manejan
importantes cantidades de materiales y en donde la automatización es
fundamental.
a.
Agitación mecánica.
Para que tenga lugar la lixiviación del mineral es imprescindible el
contacto íntimo entre éste y la disolución lixiviante. Puesto que el sólido
tiende a depositarse en el fondo del reactor, es necesario que éste
disponga de algún medio para conseguir mantener a aquel en
suspensión. La manera
de lograr
esto es imprimir al líquido un
movimiento tal que la velocidad local del fluido sea superior a la de caída
libre a las partículas, con lo cual el líquido arrastra en su movimiento a
aquellas impidiendo su sedimentación8.
8
McCabe/Smith (2000) “Operaciones Básicas de Ingeniería Química”. Editorial Reverté
S.A. Barcelona.
25
Los reactores con este tipo de agitación consisten en una vasija cilíndrica
y un dispositivo mecánico para generar la turbulencia adecuada en el
sistema. Este dispositivo es un sistema motor
que hace girar, a las
revoluciones apropiadas, un eje en cuyo extremo inferior hay un sistema
de paletas que producen la deseada turbulencia en la pulpa.
El sistema motriz consta de un motor eléctrico y de un sistema reductor
de velocidad unido solidariamente al motor por medio de una polea,
Cuando el reactor debe ser hermético, como en los autoclaves, es
necesario disponer de un sistema de cierre que permita el paso y giro
del eje sin que salgan los gases al exterior.
El elemento primordial en la agitación es el propio agitador. Aunque
existe una gran variedad de modelos, en el caso de la lixiviación no se
utilizan mas de dos tipos: el de hélice marina y el de turbina, aunque este
ultimo se presenta en diversos diseños.
El agitador de hélice presenta la ventaja de su gran versatilidad y por ello
se emplea en reactores de laboratorio y semipiloto. Produce un buen
movimiento del líquido pero poca turbulencia. Este tipo de agitador no se
aplica, como se ha comentado, en dispositivos industriales.
El agitador ideal para la lixiviación es el de turbina con paletas planas
verticales. En la práctica, este tipo de agitador se puede sustituir por el de
26
paletas
curvas que presenta la ventaja de un menor
consumo de
potencia.
Como se ha indicado anteriormente, la agitación de la pulpa durante la
lixiviación tiene dos objetivos: mantener en suspensión los sólidos y
favorecer la transferencia de materia. A primera vista parece evidente la
importancia de conseguir la primera condición sin la cual no puede darse
la segunda. Cuando un sólido de una determinada granulometrías se
somete
a agitación, se observa que hasta que se alcanza una
determinada velocidad de rotación del agitador, la mayor parte de las
partículas permanecen en el fondo de la vasija. La velocidad a la que se
consigue alcanzar la fluidización de las partículas se denomina velocidad
crítica de agitación
la cual
depende del diámetro
de la vasija, del
diámetro del agitador y de la distancia de este al fondo de la vasija.
Por lo que respecta a la altura del agitador9, se observa que cuando está
a una altura superior al 30% de la altura del líquido, el sólido antes de
fluidizar se concentra en el centro del fondo de la vasija, mientras que
cuando la altura del agitador es inferior al 10% de la altura del liquido, el
sólido se sitúa en la periferia del reactor. Por cálculos más o menos
complejos, se puede determinar que el diámetro óptimo del agitador; d, es
una función directa del diámetro del reactor, D:
9
d  0.45 D
McCabe-Smith (1981). Operaciones Básicas de Ingeniería Química. Editorial Reverteé
S.A. Barcelona.
27
Para un agitador de paletas, la siguiente formula establece la relación
entre velocidad de agitación, N, en rpm, y el diámetro, d, en cm, del
agitador:
N
4.100
d 0,85
En donde se ha supuesto una relación D/d de 3, una densidad del sólido
de 3,5 g. Cm.-3, una densidad del líquido de 1,2g. Cm.-3, una viscosidad
de 0,015 poises, una densidad de pulpa de 20% y un diámetro medio de
las partículas de 0,005 cm.
Con respecto a la potencia a aplicar al agitador, se han propuesto
diferentes relaciones matemáticas entre las variables que influyen en este
parámetro. Una de ellas es la siguiente:
P
N pd 5 N 3
735
28
Donde P es la potencia en caballos Np es el número de potencia que a su
vez es función del numero de Reynold, de la altura del liquido en el
tanque y del diámetro del tanque, d es el diámetro del agitado, N el
numero de revoluciones y ρ la densidad del sólido.
Otro aspecto interesante a considerar en los reactores agitados es el
calentamiento de la pulpa lo cual se consigue, a menudo, con vapor de
agua. Teniendo en cuenta que cada kilogramo de vapor seco aporta al
condensar unas 2 250kj. Kg.-1 para calentar 1 m3 de pulpa, con un calor
especifico de 0,9 desde 30 a 100ºC, es necesario consumir un mínimo de
117 Kg. de vapor. En la práctica, el vapor no es seco y siempre arrastra
algo de humedad, y hay que considerar diversos tipos de perdidas de
calor, lo que eleva la cifra anterior hasta no menos de 200 kg. m 3 de
pulpa. Otro medio de calentamiento es el uso de serpentines y camisas,
aunque es menos frecuente que el uso directo del vapor.
En muchas reacciones de lixiviación, que transcurren en un medio
oxidante, es necesario utilizar oxigeno y la velocidad de reacción podría
estar controlada por la velocidad de suministro del gas al sistema.
Entonces la velocidad de reacción es proporcional a la concentración de
oxígeno en disolución, que a su vez es una función de la presión de
oxígeno y de la temperatura:
CO  K11PO
2
2
29
en donde la concentración de oxígeno se expresa en g. L -1 y la presión en
atmósfera, y además K11 es un coeficiente relacionado con la Ley de
Henry
y que para el caso del agua varia entre 0,07 a temperatura
ambiente y 0,025 a 100ºC, aumentando a temperaturas superiores. Para
alcanzar el valor máximo de concentración de oxígeno, dado por 4,8g. L
-1,
es necesario un aporte continuo del gas a la disolución, lo cual tienen
lugar a través de la interfase gas – líquido y, por tanto, la velocidad de
reacción será proporcional a la superficie de la interfase. Esta superficie
disminuye comparativamente cuando aumenta el volumen del reactor y
consecuentemente hay una mayor
demanda
relativa de oxigeno por
parte del sistema. Para conseguir aumentar la superficie de la interfase
hay dos procedimientos: inyectar un chorro de gas debajo de la turbina,
que es más empleado, y utilizar un agitador de doble turbina. En el primer
caso al ascender las burbujas en el reactor y encontrarse con el agitador
se produce una fina
distribución
de las mismas en la
disolución
aumentando fuertemente la superficie de la interfase gas – líquido. En el
segundo caso, la turbina superior se entuba de forma que al no tener
contra corriente da lugar a la formación de vórtices con lo que el gas es
alcanzado por las paletas y distribuido finalmente10.
Si la presencia de oxígeno en el sistema es el factor controlante de la
cinética de reacción, conviene modificar el tipo de turbina siendo una de
las más efectivas la de discos con aspas situadas en su parte inferior.
10
McCabe-Smith (1981) Obra citada. Pág. 261.
30
Con ello, también se modifican necesariamente los parámetros más
importantes de diseño del reactor. Por último, hay que advertir que como
consecuencia de la aireación,
el volumen de pulpa aumenta
notablemente. Esto es importante en el cálculo del tiempo de residencia
de la pulpa en el reactor en operaciones continuas y en el rebose del
reactor en operaciones discontinuas. Otros aspectos importantes, aunque
en esta ocasión favorable, es muy notable reducción de la potencia
realmente absorbida que puede llegar hacer de incluso el 50%.
b.
Agitación neumática.
Como ya se ha comentado, la aplicación comercial de la agitación
neumática se concreta en los tanques Pachuca en los cuales el
movimiento de la pulpa se obtiene por la energía de la expansión del aire
comprimido eyectado en el vértice de la parte cónica inferior del reactor.
La energía adiabática ideal necesaria para comprimir el aire debería ser
liberada como energía de agitación, pero de hecho cualquier pérdida de
calor, desde el aire comprimido al ambiente o a la pulpa, es energía
suministrada por el compresor pero no útil para el movimiento de dicha
pulpa (fig.2.1)
31
Fig.2.1. Diagrama esquemático de un tanque-reactor Pachuca con
agitación neumática.
El Pachuca no es realmente un reactor de mezcla perfecto sino más bien
un sistema de recirculación. El material que entre por el tubo central,
forzado por el movimiento ascendente del aire, rebosa por la parte
superior y retorna al fondo del reactor en forma cíclica. Evidentemente el
tiempo de cada ciclo depende de las condiciones del diseño del reactor.
Cuando a través de una boquilla introducida en agua se hace pasar un
caudal de aire, se observa la información de un rosario de burbujas cuyo
diámetro es función tanto del diámetro de la burbuja como el del caudal
del gas. Se alcanza un valor crítico del Reynold de la boquilla a partir del
cual el diámetro de la burbuja pasa hacer independiente del diámetro de
dicha boquilla. Así para valores Reynold superiores a 10,000, se alcanza
un diámetro de burbuja, constante, de 4,5 mm (fig.2.2).
32
.
Fig. 2.2. Agitación neumática.
La cantidad de gas que hay que introducir en un reactor para conseguir
distintos grados de agitación es variable en función del tipo de reactor y
de la pulpa tratada, aunque unos 30m 3.min.-1
de aire puede ser
equivalente a un ciclo del sólido dentro del reactor de unos 15 min. Estos
reactores trabajan en unas condiciones adecuadas de mezcla cuando los
tiempos de residencia son del orden de 5 a 10 veces al tiempo de un
ciclo. Las dimensiones medias de estos reactores rondan los 13 m de
altura con diámetros de entre 5 a 7m. El ángulo del cono inferior es de
unos 60º.
2.3.
TANQUE AGITADO.
2.3.1. Fundamentos teóricos.
El estudio de la transferencia de masa se realiza mediante la
superposición de dos contribuciones: difusión y convección. El transporte
33
convectivo proviene del movimiento global de la mezcla; mientras que el
transporte difusivo se debe al movimiento relativo de los componentes de
una mezcla, con velocidades individuales diferentes en magnitud y
dirección, cuyo propósito último es establecer un estado de uniformidad
de potenciales químicos (equilibrio difusivo) en toda la extensión del
sistema11
Esta separación de términos es de importancia fundamental, porque los
mecanismos que originan la difusión y la convección son diferentes. La
difusión, como se ha dicho, es el movimiento relativo de los componentes
causado por los gradientes de potencial químico y puede considerarse
como una transformación interna de la mezcla en procura de establecer
un estado de equilibrio.
La convección, en cambio, tiene su origen en factores mecánicos o
energéticos externos (por ejemplo: la acción de una bomba, gradientes de
presión, diferencias de nivel) que ocasionan el movimiento de la mezcla
"en bloque", tal como si fuera una sustancia pura.
En sistemas homogéneos, el proceso irreversible "natural" y más
importante de este tipo de transferencia es la difusión molecular, que
corresponde al movimiento de los componentes ocasionado por
11
Ballester-Verdeja-Sancho (2000) Metalurgia extractiva, fundamentos. Editorial Síntesis.
Madrid. España.
34
gradientes puros de composición, en ausencia de otros efectos que
puedan influir sobre los potenciales químicos de los componentes de la
mezcla. En este tipo de difusión, un gradiente de concentración tiende a
mover el componente en una dirección tal que iguale las concentraciones
y anule el gradiente. Cuando el gradiente se mantiene mediante el
suministro continuo de los componentes de baja y alta concentración, el
flujo del componente que se difunde es continuo.
Puesto que el potencial químico depende también de la presión y de la
temperatura, los gradientes de estas propiedades pueden inducir
gradientes de potencial, ocasionando la difusión por presión y la difusión
térmica. También la acción de un campo de fuerzas externas, que crea
gradientes de energía potencial (la cual se suma al potencial químico,
constituyendo un potencial "ampliado"), da origen a la difusión forzada,
empleada generalmente en la separación de mezclas por sedimentación o
centrifugación.
En este sentido, se tiene que la transferencia de masa entre un fluido y
partículas sólidas suspendidas generalmente se lleva a cabo en un
recipiente agitado. McCabe señala que la agitación se refiere al
movimiento
inducido
de
un
material
en
una
forma
específica,
generalmente con un modelo circulatorio dentro de algún tipo de
35
contenedor. Los líquidos se agitan con diversos fines, dependiendo de los
objetivos de la etapa del proceso. Dichos fines comprenden12:

Suspensión de partículas sólidas.

Mezclado de líquidos miscibles, por ejemplo, alcohol metílico y
agua.

Dispersión de un gas en un líquido en forma de pequeñas burbujas.

Dispersión de un segundo líquido, inmiscible con el primero, para
formar una emulsión o suspensión de gotas diminutas.

Promoción de la transformación de calor entre el líquido y un
serpentín o encamisado.
Según McCabe, el tipo de tanques o recipientes que se usan para la
agitación de líquidos suelen ser de forma cilíndrica y están provistos de un
eje vertical. La parte superior del tanque puede estar abierta, pero
normalmente se usa cerrada. Las proporciones del tanque varían
bastante según el problema de agitación que se considere. Por otra parte,
para evitar la formación de zonas muertas dentro del reactor, el tanque se
suele diseñar con el fondo redondeado (no plano).
Una de las partes fundamentales de un tanque agitado es el agitador, el
cual crea un cierto tipo de flujo dentro del sistema, dando lugar a que el
líquido circule por todo el recipiente y vuelva de vez en cuando al
agitador; éste dispositivo va instalado sobre un eje suspendido que es
12
McCabe-Smith (1981) Obra citada. Pág. 259.
36
accionado por un motor que a veces se encuentra conectado
directamente al mismo, pero comúnmente el motor está conectado a una
caja reductora de velocidad la cual finalmente acciona el eje13.
De igual modo, los tanques agitados pueden llevar accesorios tales como
líneas de entrada y salida, serpentines, encamisados y pozos para
termómetros u otros equipos de medición de la temperatura como el que
se muestra en la figura 2.4:
Figura 2.4. Tanque agitado comercial.
Fuente: NTNU Norwegian University of Science and Technology, Reactor Technology Group.
2.3.2. Tipos de Agitadores
De acuerdo con lo expresado por McCabe, los agitadores se
dividen en dos clases. Los que generan corrientes paralelas al eje del
impulsor que se denominan impulsores de flujo axial; y aquellos que
13
Badger & Banchero (1964) Introducción a la Ingeniería Química. McGRAW-HILL
BOOK Company, Inc. España.
37
generan corrientes en dirección radial tangencial que se llaman
impulsores de flujo radial.
Los tres tipos principales de agitadores son, de hélice, de paletas, y de
turbina. A continuación se describen brevemente:
a.
Agitadores de Hélices.
Un agitador de hélice, es un agitador de flujo axial, que opera con
velocidad elevada y se emplea para líquidos pocos viscosos. Las
corrientes de flujo, que parten del agitador, se mueven a través del líquido
en una dirección determinada hasta que son desviadas por el fondo o las
paredes del tanque. La columna de remolinos de líquido de elevada
turbulencia, que parte del agitador, arrastra en su movimiento al líquido
estancado, generando un efecto considerablemente mayor que el que se
obtendría mediante una columna equivalente creada por una boquilla
estacionaria (Fig.2.4).
Fig. 2.4. Agitador de hélice
38
Las palas de la hélice cortan o friccionan vigorosamente el líquido. Debido
a la persistencia de las corrientes de flujo, los agitadores de hélice son
eficaces para tanques de gran tamaño. En tanques de gran altura, pueden
disponerse dos o más hélices sobre el mismo eje, moviendo el líquido
generalmente en la misma dirección. A veces dos agitadores operan en
sentido opuesto creando una zona de elevada turbulencia en el espacio
comprendido entre ellos.
b.
Agitadores de Paletas
Para problemas sencillos, un agitador eficaz está formado por una paleta
plana, que gira sobre un eje vertical. Son corrientes los agitadores
formados por dos y tres paletas (fig.2.4. a).
Las paletas giran a velocidades bajas o moderadas en el centro del
tanque, impulsando al líquido radial y tangencialmente, sin que exista
movimiento vertical respecto del agitador, a menos que las paletas estén
inclinadas. Las corrientes de líquido que se originan se dirigen hacia la
pared del tanque y después siguen hacia arriba o hacia abajo. Las paletas
también pueden adaptarse a la forma del fondo del tanque, de tal manera
que en su movimiento rascan la superficie o pasan sobre ella con una
holgura muy pequeña (fig.2.4. b).
39
Fig.2.4. Distintos tipos de agitadores:
a) de hélice; b) de paleta plana.
A velocidades muy bajas, un agitador de paletas produce una agitación
suave, en un tanque sin placas deflectoras o cortacorrientes, las cuales
son necesarias para velocidades elevadas, ya que de lo contrario el
líquido se mueve como un remolino que gira alrededor del tanque, con
velocidad elevada pero con poco efecto de mezcla
c.
Agitadores de Turbina
La mayor parte de ellos se asemejan a agitadores de múltiples y cortas
paletas, que giran con velocidades elevadas sobre un eje que va montado
centralmente dentro del tanque. Las paletas pueden ser rectas o curvas,
inclinadas o verticales. El rodete puede ser abierto, semicerrado o
cerrado.
40
Los agitadores de turbina son eficaces para un amplio intervalo de
viscosidades; en líquidos poco viscosos, producen corrientes intensas,
que se extienden por todo el tanque y destruyen las masas de líquido
estancado. En las proximidades del rodete existe una zona de corrientes
rápidas, de alta turbulencia e intensos esfuerzos cortantes. Las corrientes
principales son radiales y tangenciales. Las componentes tangenciales
dan lugar a vórtices y torbellinos, que se deben evitar por medio de placas
deflectoras o un anillo difusor, con el fin de que el rodete sea más eficaz.
2.3.3. Patrones de Flujos en Tanques Agitados
El tipo de flujo que se produce en un tanque agitado, depende del
tipo de rodete, de las características del fluido, tamaño y proporciones del
tanque, placas deflectoras y agitador. La velocidad del fluido en un punto
del tanque tiene tres componentes y el tipo de flujo global en el mismo,
depende de las variaciones de estas tres componentes de la velocidad,
de un punto a otro.
El primer componente de velocidad es radial y actúa en dirección
perpendicular al eje del rodete. La segunda es longitudinal y actúa en
dirección paralela al eje. La tercera es tangencial o rotacional, y actúa en
dirección tangencial a la trayectoria circular descrita por el rodete.
Para el caso corriente de un eje vertical, el componente radial y tangencial
están en un plano horizontal y el componente longitudinal es vertical. Los
componentes radial y longitudinal son útiles porque dan lugar al flujo
41
necesario para que se produzca la mezcla. Cuando el eje es vertical y
está dispuesto en el centro del tanque, el componente tangencial de
velocidad es generalmente perjudicial para la mezcla. El flujo tangencial
sigue una trayectoria circular alrededor del eje y crea un vórtice en la
superficie del líquido que debido a la circulación en flujo laminar, da lugar
a una estratificación permanente en diferentes niveles, de sustancias sin
mezclar, sin que exista flujo longitudinal de un nivel a otro.
Si están presentes partículas sólidas, las corrientes circulatorias tienden a
lanzar las partículas contra la pared del tanque, debido a la fuerza
centrífuga, desde donde caen acumulándose en la parte central del fondo
del tanque. Por consiguiente en vez de mezcla, se produce la acción
contraria, concentración14.
En un tanque sin placas deflectoras, el flujo circulatorio es inducido por
todos los tipos de rodete, tanto si el flujo es axial como radial. Si los
remolinos son intensos, el tipo de flujo dentro del tanque es
esencialmente el mismo, independientemente del diseño del rodete. Para
velocidades de giro del rodete elevadas, la profundidad del vórtice puede
ser tan grande que llegue al rodete mismo, dando lugar a que en el líquido
se introduzca el gas que está encima de él, lo cual normalmente debe
evitarse.
14
McCabe-Smith (1981) Obra Citada. Pág. 255.
42
2.3.4. Prevención de los Remolinos

Colocando el agitador fuera del eje central del tanque. En tanques
pequeños se debe colocar el rodete separado del centro del tanque, de tal
manera que el eje del agitador no coincida con el eje central del tanque.
En tanques mayores el agitador puede montarse en forma lateral, con el
eje en un plano horizontal, pero no en la dirección del radio.

Instalando
placas
deflectoras.
Estas
son
placas
verticales
perpendiculares a la pared del tanque. En tanques pequeños son
suficientes 4 placas deflectoras, para evitar remolinos y formación de
vórtice. Si el eje del agitador está desplazado del centro o inclinado, no se
necesitan placas deflectoras.
2.3.5. Balance de Masa en el Tanque Agitado
En los cálculos típicos que se realizan en el estudio de la
transferencia de masa se suele definir un parámetro que agrupa todos los
efectos convectivos y difusivos, éste es el coeficiente de transferencia de
masa (kc), de modo tal que el flujo total sea proporcional a un gradiente de
concentraciones (o composiciones), el coeficiente de transferencia de
masa kc e inversamente proporcional al espesor de la capa en la cual se
efectúa la transferencia.
Es importante aclarar que si la transferencia ocurre entre dos fases, hay
un coeficiente de transferencia de masa para cada una de ellas y si ocurre
en una sola fase, sólo hay un coeficiente de transferencia de masa (Hines
y Maddox, 1987).
43
Para efectos de la transferencia de masa estudiada en el tanque agitado
un balance de masa en estado transitorio lleva a la siguiente relación15:
V(dC/dt) = KcA(Csat –C)
(1)
Donde:
V: Volumen del reactor, [L].
dC/dt: Variación de la concentración con respecto al tiempo.
Kc: Coeficiente de transferencia de masa, [m/s].
A: Área de transferencia de masa, [m2].
Csat: Concentración de saturación del ácido Sulfúrico, [mol/L].
C: Concentración del ácido sulfúrico en la solución, [mol/L].
La concentración de saturación del ácido sulfúrico en agua reportada en
la Ec. (1) viene dada por la siguiente expresión:
Csat (T) = 0,13798. e(0,0382T). {(gAcB)/(100gAgua)}
(2)
Donde:
Csat (T): Concentración de saturación del ácido sulfúrico a la temperatura
de operación, [mol/L].
T:
Temperatura de operación, [ºC].
Luego de separar variables en la Ec.(1) e integrar, se obtiene una nueva
relación:
Ln (Csat/Csat – C) = (Kc.A.t)/V
15
McCabe-Smith (1981). Obra citada. Pág. 254.
44
(3)
Donde:
Csat: Concentración de saturación del ácido sulfúrico, [mol/L].
C: Concentración del ácido sulfúrico en la solución, [mol/L].
Kc: Coeficiente de transferencia de masa, [m/s].
A: Área de transferencia de masa, [m2].
V: Volumen del reactor, [L].
t: Tiempo, [s].
2.3.6. Transferencia de Masa en Partículas Sólidas
Cuando partículas sólidas se suspenden en un líquido, tal como un
tanque agitado, se obtiene una mínima estimación del coeficiente de
transferencia kc utilizando la velocidad terminal de la partícula en el líquido
mediante la correlación que se muestra mas adelante en la Ecuación (4).
Es importante tener en claro que el coeficiente real de transferencia es
mucho mayor que el estimado teóricamente, debido a que la frecuente
aceleración y desaceleración de las partículas aumentan la velocidad
media de deslizamiento y porque pequeños remolinos en el líquido
turbulento penetran cerca de la superficie de la partícula e incrementa la
velocidad local de transferencia de materia.
2.3.7. Suspensión de partículas sólidas
La suspensión de sólidos en un tanque agitado es en cierto modo
análoga a la fluidización de sólidos con líquidos, donde las partículas se
separan y mantienen en movimiento por medio del fluido que pasa sobre
ellas. Sin embargo, el patrón del flujo de fluidos creado por el agitador
45
tiene regiones de flujo horizontal, ascendente y descendente, y para
mantener los sólidos en suspensión en el tanque, generalmente se
requieren velocidades medias de flujo muchos mayores que las que
harían falta para fluidizar los sólidos en una columna vertical16.
A continuación se describen brevemente las diferentes condiciones bajo
las cuales se puede presentar la suspensión:

Suspensión prácticamente completa con fileteado: la mayor parte
del sólido está suspendido en el líquido, con un pequeño porcentaje de
partes fileteadas estacionarias de sólido en la periferia exterior del fondo o
de otras partes del tanque. La existencia de una pequeña cantidad de
sólidos que no están en movimiento puede permitirse en un tanque de
alimentación de una unidad de proceso, toda vez que estas partes
fileteadas de sólidos no crezcan de espesor ni se aglomeren. Es
importante recordar que la presencia de fileteado es indeseable para la
cristalización o para una reacción química.

Movimiento completo de las partículas: todas las partículas o bien
están suspendidas, o se mueven a lo largo del fondo del tanque. Las
partículas que se mueven a lo largo del fondo del tanque tienen un
coeficiente de transferencia de masa mucho menor que las partículas
suspendidas, lo cual afecta el funcionamiento de la unidad.
16
McCabe-Smith (1981) Obra citada. Pág. 262.
46

Suspensión completa o suspensión completa fuera del fondo: todas
las partículas están suspendidas fuera del fondo del tanque o bien no
permanecen sobre el fondo más de uno o dos segundos. Cuando se
alcanza justamente esta condición, en general habrá gradientes de
concentración en la suspensión y puede existir una región de líquido sin
alta concentración de sólido (líquido claro) cerca de la parte superior del
tanque. El gradiente en la concentración de sólido tendrá poco efecto
sobre el funcionamiento de una unidad y el coeficiente de transferencia de
masa no aumentará mucho más al aumentar la velocidad de giro del
agitador.

Suspensión
uniforme:
para
velocidades
del
agitador
considerablemente superiores a las que se requieren para obtener una
suspensión completa, ya no hay líquido claro cerca de la parte superior
del tanque y la suspensión se hace uniforme. Sin embargo, todavía puede
haber gradientes verticales de concentración, en especial si los sólidos
tienen una amplia distribución de tamaños, y es preciso tener cuidado al
tomar una muestra representativa del tanque.
2.3.8. Correlaciones en sistemas de sólidos suspendidos
La suspensión completa de sólido es conveniente para muchos
fines prácticos, por lo que las correlaciones desarrolladas para predecir
las condiciones de suspensión resultan fundamentales para dichos fines.
La facilidad con que los sólidos se suspenden en un líquido depende de
las propiedades físicas de las partículas y del líquido, así como de los
47
patrones de circulación en el tanque. A continuación se presentan las
correlaciones que se usaron durante el desarrollo de la actividad
experimental:
En el estudio de la influencia de la agitación en la disolución, Hipson y
colaboradores proponen la siguiente correlación:
Sh = K´Rep Scq
(4)
Donde:
Sh: Número de Sherwood, [adimensional].
Re: Número de Reynolds, [adimensional].
Sc: Número de Schmidt, [adimensional].
K’: Constante, [adimensional].
Los números adimensionales anteriormente mencionados se definen de la
siguiente manera:
Re = ρUD/μ
(5)
Sh = KcD/DAB
(6)
Sc = μ / ρDAB
(7)
Donde:
Sh: Número de Sherwood, [adimensional].
Re: Número de Reynolds, [adimensional].
Sc: Número de Schmidt, [adimensional].
ρ: Densidad, [kg/m3].
U: Velocidad, [m/s].
48
D: Diámetro, [m].
μ: Viscosidad, [Pa·s].
Kc: Coeficiente de transferencia de masa, [m/s].
DAB: Difusividad de masa, [m2/s].
Tomando en cuenta que la agitación se lleva a cabo a temperatura
constante, la Ec.(4) se puede simplificar para obtener una nueva
correlación (26):
Kc = CNP
(8)
donde:
Kc: Coeficiente de transferencia de masa, [m/s].
C’: Constante, [adimensional].
N: Número de revoluciones del agitador.
2.4.
DIOXIDO DE AZUFRE.
2.4.1. Definición.
El dióxido de azufre (SO2) es un gas incoloro de olor característico,
constituido por un átomo de azufre y dos átomos de oxígeno en su
estructura molecular.
49
2.4.2. Datos físico-químicos básicos
Fórmula empírica:
SO2
Masa molecular relativa: 64,06 g
1,46 g/cm3 a -10°C (líquido)
2,93 g/l a 20°C (gas)
Densidad:
Densidad
gas:
relativa
del 2,26
Punto de ebullición:
-10°C
Punto de fusión:
-75,5°C
Presión de vapor:
331 kPa a 20°C;
4,62 kPa a 30°C;
842 kPa a 50°C;
Umbral de olor:
0,3-1 ppm (en el aire)
Solvólisis:
En agua:
112,7 g/l a 20°C (1013 mbar);
228,3 g/l a 0°C (1013 mbar);
se disuelve fácilmente en alcohol, benceno,
acetona, tetracloruro de carbono; totalmente
miscible con éter, disulfuro de carbono,
cloroformo y glicol.
Factores de conversión:
1 ppm = 0,376 mg/m3
1 mg/m3 = 2,663 ppm
2.4.3. Generación del dióxido de azufre.
El dióxido de azufre se emite espontáneamente en la Naturaleza
por vulcanismo y procesos de combustión. El impacto ambiental generado
por el ser humano proviene en línea de la quema de combustibles fósiles
sulfurosos (carbón, petróleo, gas natural, etc.) en usinas eléctricas e
instalaciones de calefacción a distancia, en la industria, en el hogar y en
el tránsito vehicular. El producto técnico se obtiene a partir del azufre
elemental, de la pirita, menas de sulfuro de metales no ferrosos, del yeso,
la anhidrita y de los gases fumantes.
50
El dióxido de azufre se origina por la combustión o proceso de
combustibles que contienen azufre (diesel y combustóleo principalmente)
y la fundición de minerales ricos en sulfatos. Se genera principalmente por
la industria (incluyendo las termoeléctricas), seguido de los vehículos
automotores.
Los compuestos que contienen azufre están presentes en la atmósfera
natural
no
contaminada.
Estas
sustancias
provienen
de
la
descomposición bacteriana de la materia orgánica, de los gases
volcánicos y otras fuentes. Sin embargo, su contribución en el balance
total de SO2 resulta muy pequeña en comparación con las producidas en
los centros urbanos e industriales como resultado de las actividades
humanas.
La permanencia media de SO2 en la atmósfera es de algunos días, y
depende de la rapidez con la cual se convierta en ácido sulfúrico (H2SO4)
por absorción de humedad (H2O) y en partículas de sulfatos por acción
de la radiación solar.
Las concentraciones altas de SO2, se registran en un radio menor a 20
Km de la fuente de emisión.
Cantidades emitidas (estimadas):
Las emisiones totales en Alemania (1986) se calcularon en 2,3 x 10 6
toneladas. Las emisiones naturales a nivel mundial (1982) se estimaron
51
en 750 x 106 toneladas. De ellas, las emisiones generadas por acción
antrópica (s.RÖMPP, 1988) se elevaron a 100 x 106 toneladas.
2.4.4. Aplicaciones del dióxido de azufre.
El dióxido de azufre se utiliza para fines muy diversos, por ejemplo
como agente reductor en metalurgia, como frigorígeno en la industria del
frío, como desinfectante y
blanqueador, para la conservación de
sustancias alimenticias, como decolorante y fumigante. El dióxido de
azufre es uno de los compuestos más importantes de la industria química.
98% del SO2 técnico se utiliza para la producción de trióxido de azufre
como precursor del ácido sulfúrico.
2.4.5. Efecto sobre la salud.
En altas concentraciones el dióxido de azufre puede ocasionar
dificultad para respirar, humedad excesiva en las mucosas de las
conjuntivas, irritación severa en vías respiratorias e incluso al interior de
los pulmones por formación de partículas de ácido sulfúrico, ocasionando
vulnerabilidad en las defensas.
El dióxido de azufre es causante de enfermedades respiratorias como
broncoconstricción, bronquitis y traqueítis, pudiendo llegar a causar
broncoespasmos
agravamiento
de
en
personas
sensibles
enfermedades
como
respiratorias
y
los
asmáticos,
cardiovasculares
existentes y la muerte; si bien los efectos señalados dependen en gran
medida de la sensibilidad de cada individuo, los grupos de la población
52
más sensibles al dióxido de azufre incluye a los niños y ancianos, a los
asmáticos y a aquellos con enfermedades pulmonares crónicas como
bronquitis y enfisema.
La combinación de óxidos de azufre y partículas suspendidas actúan
sinérgicamente produciendo un efecto combinado mucho más nocivo que
el efecto individual de cada uno de ellos por separado. Experimentos
realizados en animales expuestos a concentraciones de SO2 de 9 a 50
ppm, muestran cambios morfológicos y funcionales permanentes
similares a los que presenta la bronquitis crónica.
La OMS recomienda como límite para preservar la salud pública una
concentración de 100 a 150 µg/m³ promedio de 24 horas, y de 40 a 60
µg/m³ en una media aritmética anual. La Norma Oficial Mexicana de SO2
establece como límite de protección a la salud, una concentración de 0.13
ppm (ó 341 µg/m³) promedio de 24 horas, una vez al año, y 0.03 ppm (ó
79 µg/m³) en una media aritmética anual para protección de la población
susceptible.
Efectos característicos en seres humanos/mamíferos:
Opacamiento de la córnea (queratitis), dificultad para respirar, inflamación
de los órganos respiratorios e irritación ocular por formación de ácido
sulfuroso sobre las mucosas húmedas; alteraciones psíquicas; edema
pulmonar; bronquitis, paro cardíaco y colapso circulatorio. El trióxido de
azufre (SO3) produce efectos similares.
53
Efectos en las plantas
Lesiones visibles de las partes aéreas de la planta por acción directa. El
SO2 ingresa a las hojas a través de los estomas y, al afectar el
mecanismo de apertura de los poros, perturba los aspectos fisiológicos y
bioquímicos de la fotosíntesis, la respiración y la transpiración de las
plantas; también se producen lesiones indirectas, especialmente por
acidificación del suelo (lesiones de la micorriza) y alteración del
crecimiento.
2.4.6. Comportamiento en el medio ambiente
Agua:
El dióxido de azufre ingresa a los cuerpos de agua superficiales y
subterráneos por deposición seca y mojada. La solución acuosa
reacciona como un ácido fuerte. En Alemania, el dióxido de azufre se
encuadra en el grupo de sustancias clasificadas como "Amenaza para el
agua", lo mismo que el ácido sulfúrico y el ácido sulfuroso.
Aire:
El SO2 es higroscópico en la atmósfera y forma aerosoles de ácido
sulfúrico y sulfuroso que luego forman parte de la lluvia ácida. La
intensidad de formación de aerosoles y el período de permanencia de los
aerosoles en la atmósfera dependen de las condiciones meteorológicas
reinantes y de la cantidad de impurezas catalíticas presentes en el aire. El
tiempo medio de permanencia en la atmósfera asciende a unos 3-5 días,
de modo que la sustancia puede ser transportada hasta grandes
54
distancias.
Suelo:
Las inmisiones húmedas y secas provenientes de la atmósfera
constituyen las fuentes más importantes de acumulación del azufre en el
suelo. Las partículas secas consisten principalmente en (NH 4)2SO4,
(NH4)3H(SO4)2, CaSO4 y MgSO4 con un pequeño porcentaje de
compuestos de azufre orgánico.
El SO2 y los productos de su transformación son los principales
responsables de la acidificación de los suelos, especialmente cuando los
sistemas de amortiguación del suelo no pueden neutralizar a los ácidos
que ingresan por deposición directa o por transformación de los sulfatos
sólidos. Los daños que se originan no dependen específicamente de la
sustancia. Casi todas las reacciones en el suelo dependen del pH: tanto la
desorción de muchas sustancias que producen efectos adversos como el
deslavado por percolación de los nutrientes aumentan a medida que se va
incrementando el grado de acidificación de los suelos.
2.4.7. Degradación, productos de la descomposición, tiempo
de vida media.
De acuerdo con lo explicado anteriormente (véase "Aire" y "Suelo"),
el SO2 se oxida rápidamente y es muy reactivo. El ácido sulfúrico y el
ácido sulfuroso son los productos de las reacciones más importantes y
más relevantes para el medio ambiente.
55
2.4.8. Sinergias / antagonismos:
Sobre este tema se han realizado numerosos experimentos,
realizados generalmente bajo condiciones normalizadas pero, debido a la
complejidad de los factores y vías de impactación involucradas, no es
posible indicar datos cuantitativos para las condiciones naturales. No
obstante, se tiene la certeza que el impacto del SO2 aumenta en forma
más que aditiva cuando actúa en combinación con otros gases nocivos
(por ej., con el NOx o el HF).
2.4.9. Lluvia Ácida
Definición:
La lluvia ácida es un fenómeno característico de atmósferas
contaminadas, se identifica cuando el pH de agua de lluvia es inferior a
5.6 unidades. Este fenómeno preocupa a la comunidad internacional,
debido al riesgo que representa para la conservación y desarrollo de los
ecosistemas existentes.
El término pH se refiere al potencial de iones de hidrógeno [H+]
contenidos en una solución. Esta concentración se indica en una escala
de 0 a 14, que determina el grado de acidez o alcalinidad de una
sustancia.
Formación en el ambiente
En regiones con aire limpio el agua de lluvia alcanza valores de pH de 5.6
unidades, debido a la formación de ácido carbónico (H2CO2) en el
56
ambiente, un compuesto que resulta de la reacción del dióxido de carbono
(CO2), producido por las plantas y otros organismos, con la humedad
(H2O). En estas condiciones la acidez del agua de lluvia se considera
natural y no daña al ambiente, incluso se considera indispensable para
conservar el equilibrio ecológico.
El fenómeno de lluvia ácida, definido técnicamente como depósito
húmedo, se presenta cuando el dióxido de azufre (SO2) y los óxidos de
nitrógeno (NOx) reaccionan con la humedad de la atmósfera y propician la
formación
de
ácido
sulfúrico
(H2SO4)
y
ácido
nítrico
(HNO3),
respectivamente. Estos ácidos fuertes que dan el carácter ácido a la
lluvia, nieve, niebla o rocío, se miden en las muestras de agua
recolectadas en forma de iones sulfatos (SO4²¯) y nitratos (NO3¯),
respectivamente. Otros elementos que propician este fenómeno son:
cloro, amoniaco, compuestos orgánicos volátiles y partículas alcalinas.
Los compuestos que modifican el pH del agua de lluvia provienen de
fuentes naturales biogénicas (compuestos provenientes del océano, de
las mareas, etc.), no biogénicas (provenientes de la geotermia,
combustión y aerosoles provenientes del suelo y agua) y fuentes
antropogénicas que emplean combustibles fósiles (industria, transporte,
hogar). La emisión de precursores de lluvia ácida de cada una de éstas
fuentes, está en función de las actividades socioeconómicas de cada
región (Ver inventario de emisiones).
57
Estos compuestos pueden transportarse por viento y depositarse en la
superficie terrestre por acción de la gravedad en forma de polvo, el cual
se denomina técnicamente como depósito seco.
Los contaminantes atmosféricos que acarrea la lluvia (depósito húmedo) o
que se precipitan por gravedad al suelo (depósito seco), reciben el
nombre genérico de depósito atmosférico e incluye aerosoles, gases y
partículas. Su constitución química produce en mayor o menor escala la
acidificación del agua de lluvia.
Daños en los ecosistemas producidos por la lluvia ácida
Este fenómeno afecta a los bosques y lagos del norte de América y
Europa. En Suecia los daños asociados no tienen una solución aparente,
en los últimos treinta años sus lagos presentan un descenso en el valor
de pH de 6.5 a 3.5 unidades, por lo que sus aguas son 150 veces más
ácidas, aproximadamente. Para revertir esta situación, el gobierno sueco
vierte miles de toneladas de cal por año para neutralizar los efectos de la
acidez; sin embargo, el problema persiste.
Los contaminantes precursores de lluvia ácida pueden depositarse en la
región donde se producen o transportan por viento a cientos o miles de
kilómetros de su lugar de origen. Este fenómeno se conoce como
Transporte Aéreo de Contaminantes a Grandes Distancias (TACGD) o
Trayectoria de Largo Alcance de Contaminantes Aéreos (TLACA) . Los
contaminantes emitidos en Inglaterra y algunos países industrializados del
centro de Europa, son aerotransportados a territorio sueco, donde
58
propician la acidificación de sus ríos, lagos y lagunas, provocando la
desaparición de microorganismos imprescindibles para el mantenimiento
de los ecosistemas acuáticos y los ecosistemas circundantes.
En ecosistemas terrestres, algunos efectos de la lluvia a corto plazo
pueden ser benéficos, como la entrada de nitrógeno y otros nutrientes a
través de los fertilizantes. Por el contrario, a largo plazo altera el ciclo y
balance de los nutrientes. El empobrecimiento del suelo y la pérdida de
vegetación contribuyen a la erosión de grandes extensiones de tierra,
usadas como sustrato para árboles y plantas y como elementos de
cohesión entre las rocas, lo que favorece la presencia de derrumbes y
deslaves. Los bosques de coníferas presentan dificultades para absorber
agua y nutrientes del suelo. Cuando se presenta alguna niebla con pH
ácido, ésta penetra en las hojas por medio de los estomas y seca el
follaje, provocando que el árbol sea vulnerable al ataque de plagas y
enfermedades.
La acidificación de ríos, lagos y lagunas, propicia la dilución de elementos
tóxicos como fosfatos, nitratos y aluminio, que ocasionan la muerte de
peces y otros microorganismos acuáticos aun en bajas concentraciones.
Un cambio en una unidad de pH es suficiente para romper los ciclos
biológicos y reproductivos de líquenes, hongos y moluscos, alterando los
siguientes niveles de la cadena trófica, dado que los peces pierden su
alimento y consecuentemente las aves y mamíferos que se alimentan de
los peces, con la posibilidad de provocar daños irreversibles.
59
Daños en los materiales
La lluvia ácida acelera la corrosión en materiales de construcción y
pinturas, ocasionando un daño irreparable en los edificios, monumentos y
esculturas que constituyen el patrimonio histórico y cultural. Los
monumentos construidos con roca arenisca, piedra caliza y mármol, se
corroen con mayor rapidez en presencia de ácido sulfúrico (H2SO4).
Efecto en la salud humana
No se ha demostrado que la lluvia ácida ocasione efectos nocivos directos
en la salud humana, los riesgos potenciales se relacionan con la
exposición continua a sus precursores, dióxido de azufre (SO2) y óxidos
de nitrógeno (NOX); sin embargo, la lluvia ácida puede provocar efectos
indirectos, ya que las aguas acidificadas pueden disolver metales y
sustancias tóxicas de suelos, rocas, conductos y tuberías que son
transportados hacia los sistemas de agua potable. En zonas afectadas
por lluvia ácida con alto contenido de metales pesados, existe la
posibilidad, por su alta residualidad, de que dichos metales sean
absorbidos por plantas, líquenes y algas de ecosistemas terrestres o
acuáticos y afecten a organismos superiores (peces, aves, mamíferos,
etc.), incluyendo el hombre, después de consumir y acumular cantidades
considerables, por medio de la cadena trófica. El SIMAT monitorea los
niveles de algunos metales pesados de nuestra atmósfera.
60
CAPITULO III
PARTE EXPERIMENTAL
3.1.
TOMA DE MUESTRAS.
Las muestras de minerales oxidados de cobre, empleadas para
realizar la parte experimental de la tesis, se tomaron de la cancha de
recepción de minerales de la planta “Santiago”, situada aproximadamente
a 35 Km al sur del Distrito de Santiago, en el sector de Pampa Gamonal
del distrito de Santiago, Provincia de Ica, Departamento de Ica. Esta
planta cuenta con un circuito de lixiviación de minerales oxidados de
cobre por el método Vat.
El mineral muestreado corresponde a malaquita CuCO3.Cu(OH)2 , azurita
2CuCO3.Cu(OH)2 y cuprita Cu2O, todos ellos contienen además diversas
especies mineralógicas y compuestos inorgánicos. En las que resaltan los
colores verde de malaquita, el azul de la azurita y el rojo oscuro de la
cuprita. La muestra total peso 10 Kg.
El método de muestreo empleado fue el Grab Sampling: por este método
las muestras se obtienen mediante una pala, de acuerdo a un esquema
fijo o aleatorio, desde la superficie del mineral apilado a granel en las
canchas de recepción, luego se mezclan las muestras tomadas para
conformar una sola. Este método es de uso común en las plantas
concentradoras de minerales.
61
3.2.
PREPARACIÓN DE LAS MUESTRAS PARA EL ANÁLISIS.
Las muestras obtenidas se llevaron al laboratorio de la planta, en
donde se procedió a reducir su tamaño, primero mediante un chancado
secundario en el que se obtuvieron partículas de hasta 15 mm para luego
con ayuda de una pulverizadora obtener un polvo fino cuyo diámetro
mínimo fue de: – 0,074 mm. Este se considera un tamaño de partículas
ideal para proceder al análisis. Se pudo notar que durante estas
operaciones el material obtenido tiene diferente granulometría que va
desde un polvo finísimo hasta partículas con diámetro mayor a 0,147 mm
(Malla 100) y que por ello quedan retenidas sobre la malla del tamiz
empleado. (Malla 100, de acuerdo con la escala de tamices normalizado
de Tyler).
Así mismo se pudo observar que el color del mineral pulverizado cambia
totalmente para dar un color azulado oscuro con inclusiones verdes y
azules, que al microscopio mineralógico permite observar los cristales de
los minerales oxidados del cobre, en lo que constituye el llamado análisis
mineralógico del los minerales.
3.3.
OBTENCIÓN DE LA MUESTRA REPRESENTATIVA.
Una vez
pulverizado el mineral, se procedió a seleccionar la
muestra representativa, mediante el método del cono y cuarteo. Para ello
se procedió de la siguiente manera:
62
El material se mezcla para posteriormente apilarlo a la forma de un cono.
Este se aplasta y se divide con una pala o espátula en forma de cruz (4
partes iguales). Se retiran 2 cuartos opuestos y los otros 2 restantes, que
forman la nueva muestra, se vuelven a mezclar y el proceso se repite
varias veces hasta obtener el tamaño apropiado de muestra.
Para ello se tomó una muestra de 500 g, se forma un cono, el que se
divide en 4 partes, después de aplastarlo; De las 4 partes, se descartan 2
opuestas, y las otras 2 pasan a constituir la base de la nueva muestra.
Con la nueva muestra, se forma otro cono, y se repite el procedimiento
hasta obtener una muestra de 50 g, que constituye la muestra
representativa a partir de la cual se tomaron las porciones respectivas
para cada uno de los análisis.
3.4.
ANÁLISIS DEL MINERAL.
Previo al desarrollo de las experiencias propias de la tesis, el
mineral es analizado químicamente para determinar su composición,
dichos análisis se hicieron por la vía clásica, para determinar el porcentaje
de los principales componentes. Los métodos de análisis empleados
fueron los siguientes:
a)
Determinación de FeO.
PROCEDIMIENTO:
-
De la muestra representativa seleccionada, se pesa 7 g con una
aproximación de 0,0001 g, se disuelve el mineral pesado en 200
mL de ácido sulfúrico N (195 mL de agua y 5mL de ácido sulfúrico
63
concentrado) en un matraz aforado de 250 mL, se lleva a volumen
con agua destilada y se homogeniza.
-
Se toma 25 mL de la solución, mediante pipeta y se pasa a un
frasco cónico de 250 mL, se agrega 25 mL de ácido sulfúrico N y
se titula con solución de permanganato de potasio 0,1N hasta
obtener coloración rosa pálida permanente.
-
Se
repite con otras dos porciones de 25 mL de la solución
preparada.
-
Las titulaciones efectuadas deben concordar en 0,1 mL.
-
Se calcula el tanto por ciento de óxido de hierro en la muestra
analizada teniendo en cuenta que:
1 mL de KMnO4 0,1N = 0,05884 g de FeO
b)
Determinación del cobre.
Este método se basa en la precipitación del cobre como tiocianato
cuproso, el cual se descompone después de filtrar con sulfito de sodio al
7-8% hirviendo y después de lavar el filtro con agua caliente, la solución
se hace ácida con H2SO4 (1:1) y se titula con solución valorada de
permanganato de potasio hasta color rosa permanente.
Durante el desarrollo del método se producen las siguientes reacciones
químicas:
2CuSO4 + 2NaCNS + Na2SO3 + H2O  2CuCNS + 2Na2SO4
CuCNS + NaOH  CuOH + NaCNS
y
5NaCNS + 6KMnO4 + 4H2SO4 
 3K2SO4 + 6MnSO4 + 5NaCH + 4H2O
64
La solución del sulfocianuro cuproso en la manipulación de este método
es posible que sufra una oxidación incompleta.
PROCEDIMIENTO.
1.
Pesar de 0,5 a 2,0 gramos de muestra preparada a malla -100, y
ponerla en un Erlenmeyer de 300 mL.
2.
Agregar 10-15 mL de ácido nítrico y atacar a bajo calor, cuando ha
cesado de desprender vapores nitrosos, agregar 0,1 g de clorato
de potasio y seguir atacando a bajo calor, hasta que el volumen de
la solución se reduzca a unos 7 mL aproximadamente.
3.
Agregar 5-10 mL de ácido clorhídrico y continuar el ataque hasta
que quede 7 mL aproximadamente.
4.
Agregar 5 mL de ácido sulfúrico, seguir atacando hasta que
comience a desprenderse vapores blancos, mantener en la
plancha caliente hasta que se obtenga una masa pastosa, bajar y
enfriar.
5.
Agregar cuidadosamente 30 mL de agua y calentar hasta
ebullición, hervir por 5 minutos, bajar.
6.
Filtrar en caliente, usando filtro Nº 2 ó 4, recibiendo el filtrado en un
Erlenmeyer de 300 mL. Lavar bien el recipiente usado para el
ataque, limpiandolo si es preciso con una vagueta con protector de
goma en su extremo para arrastrar todo el sólido que pudiera
quedar en él.. Lavar el precipitado 5 veces con pequeñas porciones
de agua caliente, descartar el residuo del filtro.
65
7.
Neutralizar la solución con hidróxido de amonio, hasta que
aparezca precipitado de hierro, agregar HCl gota a gota hasta que
desaparezca el precipitado, agregar dos gotas de exceso, lavar las
paredes del frasco con agua caliente.
8.
Agregar 10-20 mL de solución de sulfito de sodio al 10 % y
calentar.
9.
Agregar 5-10 mL de solución de sulfito de sodio al 10% y hervir
unos minutos más. Agregar más sulfito si el color rojo persiste. El
precipitado debe ser blanco lechoso.
10.
Filtrar la solución en caliente, usando papel filtro Nº 5 (o doble
papel filtro Nº 2 ó Nº 4). Pasar todo el precipitado con agua caliente
a un Erlenmeyer de 300 mL. Descartar el filtrado.
11.
Colocar debajo del embudo el frasco de 300 mL. Disolver el
precipitado de CuCNS, con solución caliente de NaOH al 7%
lavando dos veces, removiendo bien el precipitado.
12.
Lavar 6 veces con pequeñas porciones de agua caliente. Descartar
el residuo que queda en el papel filtro.
13.
Dejar enfriar la solución. Agregar 25 mL de ácido sulfúrico (1:1) al
frasco y titular con solución valorada de permanganato de potasio.
14.
Hacer una prueba en blanco usando los mismos reactivos.
Descontar el blanco de la titulación.
Gasto x factor de la solución x 100
%Cu = -----------------------------------------------Peso de la muestra
66
c.
Plomo - método del molibdato de amonio.
FUNDAMENTO.
El plomo al estado de acetato, se precipita con una solución
estándar de molibdato de amonio. El final de la reacción se reconoce
ensayando una gota del líquido con una gota de solución de ácido tánico
(Indicador externo) que da un color amarillo en cuanto hay exceso de
molibdato de amonio.
REACCION:
(CH3-COO)2Pb + MoO4(NH4)2  MoO4Pb + 2CH3-COONH4
PROCEDIMIENTO.
1.
Pesar de 0,5 a 2,5 gramos de muestra pulverizada a malla -100, en
vaso de 250 mL ó 400 mL.
2.
Agregar de 10 a 15 mL de ácido nítrico y atacar en la plancha a
bajo calor, hasta que cese al desprendimiento de vapores nitrosos;
después agregar aproximadamente 0,01 gramos de clorato de
potasio y continuar atacando a bajo calor, hasta que quede
aproximadamente en unos 7 mL.
3.
Agregar 10 mL de ácido clorhídrico y seguir atacando en la plancha
a bajo calor hasta que quede en unos 7 mL aproximadamente.
Bajar y dejar enfriar ligeramente.
4.
Agregar de 10 a 15 mL de ácido sulfúrico y colocar nuevamente en
la plancha, primero a calor lento para que no salpique y después a
67
calor fuerte esfumar hasta fuerte desprendimiento de humos
blancos, durante 15 - 20 minutos. Bajar. Enfriar.
5.
Diluir a 100 mL con agua destilada. Hervir durante 10 minutos.
Bajar, enfriar en la bandeja de refrigeración, durante 45 minutos.
6.
Filtrar en papel filtro Whatman Nº 40 de 11 ó 12 cm. (según la
cantidad de precipitado) que contenga pulpa de papel. Pasar todo
el precipitado del vaso al filtro, lavando dos veces al vaso con agua
fría. Lavar el precipitado del filtro 5 veces con agua fría, sin llenar el
embudo. Descartar el precipitado.
7.
Colocar el papel filtro con el precipitado en vaso de 400 mL (en el
vaso original). Agregar después 200 mL de agua destilada caliente
y seguir hirviendo durante 15 minutos.
8.
Titular en caliente con solución valorada de Molibdato de Amonio,
usando solución de ácido tánico al 0,5% como indicador externo.
9.
Calcular el % de Pb.
Gasto x factor de la solución x 100
% Pb = --------------------------------------------Peso de muestra
d.
Plata- método de escorificación y copelación.
PROCEDIMIENTO.
1.
Pesar 0,1 A.T. (Assay Ton) de muestra preparada a malla -100 en
escorificador de 2,5 que contenga 25 g de plomo granulado.
2.
Agregar 2-3 g de bórax y mezclar bien con espátula.
68
3.
Cubrir con unos 15 g de plomo granulado y encima cubrir con 4-5
gramos de Bórax.
4.
Escorificar en la mufla eléctrica a 1100 ºC. Primero con la puerta
cerrada. Tan pronto se funda el plomo, se abre la puerta de la
mufla para admitir aire a medida que la oxidación avanza, se forma
alrededor del plomo un anillo de escoria. Se cierra la puerta unos
minutos más para que toda la escoria quede líquida con el
aumento del calor. Todo este proceso dura aproximadamente 30
minutos.
5.
Vaciar el contenido de los escorificadores a los moldes. Dejarlo
enfriar. Romper la escoria con un martillo y limpiar el botón por
martilleo, dándole la forma de un cubo.
6.
Los cubos deben tener un aproximado de 20-25 g, si posee mayor
peso es necesario volver a escorificar. Cuando las muestras
poseen
mucho
cobre,
también
es
necesario
hacer
doble
escorificación.
COPELACION.
1.
Se calientan las copelas previamente enumeradas, unos 20
minutos antes de introducir los cubos de plomo (a unos 900ºC)
2.
Colocar los cubos de plomo con la pinza apropiada.
3.
Tan pronto como se ha terminado de colocar los botornes, se cierra
la puerta de la mufla manteniendo la temperatura. (Unos 5
minutos).
69
4.
Después que ha fundido se abre la puerta de la mufla y se deja
bajar la temperatura hasta 800ºC cuidando que el litargirio que se
forma no se solidifique sobre la Ag.
5.
El Pb es absorbido por la copela y parte volatizado y a veces es
necesario colocar corriente de aire.
6.
Alrededor del botón de plata debe quedar unas plumillas de
litargirio, lo que demuestra una buena copelación.
7.
El tiempo de copelación es también aproximadamente 30 minutos.
8.
Sacar las copelas de la mufla, dejarlas enfriar y pesar los botones
de plata.
9.
Reportar en onzas por toneladas (ó en la forma que indique).
CALCULO.
Cuando se pesa el mineral en Assay Ton, el peso de los botones de plata
en miligramos, da directamente el resultado en onzas por toneladas.
1.0 Assay Ton da onz/Ton
0.5 Assay Ton x 2 da onz/Ton
0.2 Assay Ton x 5 da onz/Ton
0.1 Assay Ton x 10 da onz/Ton
e.
Oro – método de la mufla eléctrica.
PROCEDIMIENTO
1.
Pesar 0,5 A.T. para concentrados de Pb, Zn, y Cu y 1,0 A.T. para
cabezas y colas, de muestra preparada a malla -100 en crisol de
70
30 gramos, que contenga 65 gramos de flux (Usar de 85 - 90 g de
flux para 1,0 A.T)
2.
Agregar un poquito de nitrato de plata y mezcla bien con ayuda de
una espátula, poner un clavo de 5" y cubrir con 25 g de flux. Si no
se usa clavo, usar 10 g de nitrato de potasio. Para mineral paco no
usar clavos ni nitrato, si no usar 5 gramos de harina.
3.
Colocar el crisol en la mufla eléctrica a 900ºC, ir subiendo la
temperatura hasta 1100ºC. proceso que dura de 50 - 60 minutos
(se conoce que ya ha fundido el mineral cuando el crisol se ve
transparente).
4.
Sacar de la mufla y vaciar al molde de forma cónica y dejarlo
enfriar (calentar previamente el molde en la parte de la mufla 2-3
minutos para que no salte la escoria al vaciar).
5.
Separar la escoria del metal, valiéndose de un martillo, moldear el
metal dándole forma cúbica.
6.
Escorificar y vaciar etc. como en el caso anterior (cuando hay Bi ó
As es recomendable escorificar dos veces).
7.
Colocar el cubo de metal en una copela que de antemano ha sido
calentada durante 15 a 20 minutos a 1000ºC.
8.
Proceder a la copelación como en caso anterior.
9.
Sacar la copela de la mufla y enfriar totalmente (cuando es solo
para plata, pesar el botón después de frío, reportar en onz/Ton
cuando no tiene nitrato de plata).
10.
El botón de plata que también contiene el oro, limpiarlo con una
brocha especial y colocarlo en un crisol de porcelana, agregar
71
ácido nítrico (1:7) si el botón es grande, ó (1:5) si es pequeño y
calentar lentamente hasta que no haya mayor ataque a la plata.
Bajarlo.
11.
Descartar con bastante cuidado la solución, agregar ácido nítrico
(1:1) y seguir atacando a calor lento, hasta que toda la plata haya
reaccionado, si es necesario se puede decantar y echar ácido 1:1 y
seguir el mismo proceso. Tener cuidado de no atacar a calor fuerte
por que el oro se sedimenta en pequeñas partículas que al lavar o
decantar se pierden y los resultados salen errados.
12.
Decantar la solución cuidadosamente. Lavar el oro 3 veces por
decantación como agua amoniacal caliente (1:7).
13.
Agregar más o menos 5 cc de amoniaco y calentar suavemente.
Bajarlo y decantar y lavar dos veces con agua caliente por
decantación.
14.
Secar el crisol en la plancha y después llevarlo al horno por 20".
15.
Enfriar, pesar el botón de oro y expresar el resultado en onzas por
toneladas o por la forma que soliciten.
f.
Azufre en minerales.
PROCEDIMIENTO
1.
Pesar 0.5 gramos de muestra en un vaso de 400 mL.
2.
Agregar 0,01 g de clorato de potasio, 25 mL de agua de bromo y
15 mL de ácido nítrico y atacar lentamente en plancha con asbesto
y llevar sequedad.
72
3.
Agregar 5 mL de HCl y atacar lentamente hasta sequedad. retirar
de la placha.
4.
Agregar 70 mL de solución de carbonato de sodio al 10% y hervir
por 15 minutos. Bajarlo.
5.
Filtrar en vaso de 600 mL usando papel filtro Nº2 de 12,5 cm (ó Nº
40 de 12,5 cm)
6.
Neutralizar la solución con ácido clorhídrico usando Methyl Orange
como indicador y agregar 5 mL en exceso.
7.
Llevar a ebullición. Agregar 25 mL de solución caliente de cloruro
de bario al 10 % y hervir durante 5-10 minutos. Bajarlos y dejarlos
en reposo toda la noche (para precipitar es recomendable que
ambas soluciones estén a la misma temperatura de lo contrario
salta el precipitado).
8.
Filtrar en papel filtro Nº 42 usando un poco de pulpa de papel y
lavar 10-12 veces con agua caliente.
9.
Pasar el papel con el precipitado a un crisol de arcilla, secar y
calcinar a 800ºC durante 2 horas.
10.
Enfriar y pesar como BaSO4
CALCULO:
Peso (BaSO4) x 0.13735 x 100
%S = ----------------------------------------Peso de muestra.
73
g.
Sílice.
PROCEDIMIENTO.
1.
Pesar 1,0 gramos de muestra en un crisol de níquel, mezclar con
8-10 gramos de fundente Na2O2 - NaOH y cubrir con una pequeña
capa del fundente.
2.
Fundir en el horno al rojo oscuro (700 ºC) cerca de 5 minutos.
3.
Vaciar la masa fundida un molde de Hierro apropiado o en una
cápsula de níquel o cápsula apropiada expresamente.
4.
Lavar el crisol de níquel en una cacerola, con agua caliente o con
HCl (1:1) alternando con agua caliente procurando sacar todas las
partículas adheridas al crisol con una varilla de goma.
5.
Pasar la masa del molde de fierro a la cacerola y disolverlo todo,
agregando agua si es necesario. Cuando todo se ha disuelto,
agregar HCl hasta que la solución se ponga clara.
6.
Evaporar a sequedad. Después de seco dejar unos 10-15 minutos
más en la plancha (para que oxide el hierro).
7.
Enfriar agregar 5 mL de HCl 30 mL de agua caliente y calentar
hasta disolver todas las sales solubles.
8.
Filtrar la solución caliente a través de un papel filtro Nº 40, lavando
bien la cacerola y recibiendo el filtrado en vaso de 400 mL, lavar el
precipitado 2 veces con HCl (1:1) caliente y 8 veces con agua
caliente. RESERVAR EL FILTRADO.
9.
Colocar el papel filtro que contiene el precipitado, en un crisol de
arcilla y secar en la plancha. Calcinar en la mufla eléctrica al rojo
brillante 1500 ºC por 1 ó 2 horas.
74
10.
Enfriar y pesar el residuo como silice.
11.
Hacer una prueba en blanco, usando los mismos reactivos.
Peso residuo calcinado x 100
% SiO2 = --------------------------------------Peso de muestra
Colocar el filtrado que se reservó en un frasco volumétrico de 200 mL y
diluir a la marca con agua destilada, agitar bien y tomar 100 mL para Fe,
Ca y Mg los otros 100 mL para la determinación del aluminio.
Si se quiere evitar diluciones tomar otra muestra exclusivamente para Al y
trabajar de idéntica manera, separando el SiO2 y continuando para el Al.
h.
Hierro.
PROCEDIMIENTO.
1.
La solución que se pipetea de la dilución (100 mL) ó (la solución
contenida en el vaso si el proceso es directo) agregar 3 gramos de
cloruro de amonio y 30 mL de hidróxido de amonio y hervir durante
8 minutos.
2.
Filtrar en caliente a través de papel filtro N º4 recibiendo el filtrado
en vaso de 600 mL. Lavar el precipitado 5 veces con agua caliente.
RESERVAR EL FILTRADO PARA EL ENSAYO DE Ca y Mg.
3.
Pasar el precipitado de Fe al vaso original extendiendo el papel en
el filo del vaso y lavar con un chorro fino de agua y con solución
caliente de HCl (1:1) 3 veces y lavar con agua 3 veces. Disolver
todo el precipitado con HCl (no usar mucha agua para el lavado).
75
4.
Calentar a ebullición y agregar cloruro estañoso gota a gota hasta
reducir todo el Fe. (hasta que la solución quede clara) agregar 2
gotas de exceso).
5.
Diluir a 200 mL con agua fría y enfriar después agregar 15 mL de
solución fosfo-sulfúrica, 10 mL de solución de cloruro mercúrico y 3
gotas de digenilamina como indicador.
6.
Titular con solución valorada de bicromato de potasio. Hacer los
cálculos para Fe2O3.
% Fe2O3 = % Fe x 1.4298
i.
Oxido de calcio.
PROCEDIMIENTO.
1.
Calentar a ebullición el filtrado que se reservó de la determinación
del Fe y agregar 25 mL de solución de oxalato de amonio al 5% y
hervir durante 10 min.
2.
Dejar que el precipitado se sedimente. (Dejarlo unas cuantas horas
en lugar caliente).
3.
Filtrar la solución caliente a través de papel filtro Nº 5 recibiendo el
filtrado en vaso de 600 mL. Lavar el precipitado 8 veces con agua
caliente. RESERVAR EL FILTRADO PARA LA DETERMINACION
DE MAGNESIO (estar seguro de haber lavado bien el precipitado
de oxalato de calcio).
76
4.
Pasar el precipitado a un vaso de 400 mL con el papel filtro,
agregarle 200 mL de agua caliente y 20 mL de H2SO4 diluido (1:1)
y calentar a ebullición durante cinco minutos.
5.
Titular la solución caliente con solución valorada de KMnO 4 (1mL =
0.005 g de CaO). Descontar el valor de la prueba en blanco.
6.
Calcular el % de CaO o hacer los cálculos correspondientes si se
desea reportar como Ca.
mL de KMnO4 gastados x 0.005 x 100
% CaO = ----------------------------------------------------Peso de muestra
mL de KMnO4 gastados x f de Ca x 100
% Ca = -----------------------------------------------------Peso de muestra
j.
Aluminio.
PROCEDIMIENTO.
1.
Solución reservada para la alúmina, se calienta a ebullición y se
pasa gas H2S por 20 minutos. Dejar que el precipitado se asiente.
2.
Filtrar en papel filtro Nº 5 recibiendo el filtrado en vaso de 600 mL
lavar el precipitado 3 veces con agua caliente.
3.
Hervir el filtrado hasta expulsar todo el H2S.
4.
Agregar 5 mL de HNO3 y evaporar a un volumen de 60 mL.
5.
Diluir a 100 mL con agua destilada, agregar hidróxido de amonio,
pero evitar la precipitación de hierro como hidróxido.
77
6.
Agregar 6 mL de HCl 25 mL de solución de fosfato de sodio (10%)
30 mL de solución de tiosulfato de sodio (al 10%) 20 mL de ácido
acético (1:1) y diluir con agua a 400 mL. Hervir por 30 minutos.
7.
Filtrar en papel filtro Nº 40 y lavar 6 veces con agua caliente.
Descartar el filtrado.
8.
Colocar el papel con el precipitado en un crisol de arcilla, secar en
la plancha y después de secar, calcinar en la mufla eléctrica al rojo
brillante por una hora.
9.
Enfriar y pesar el residuo como AlPO4.
10.
Descartar la prueba en blanco que se han hecho siguiendo el
método y usando los mismos reactivos.
11.
Hacer los cálculos y reportar como Al2O4 (AlPO4 x 0,4178 = Al2O3)
si se reporta como Al será (AlPO4 x 0,22195 = Al)
Peso AlPO4 x 0,4178 x 100
% Al2O3 = ---------------------------------------Peso de muestra
Peso AlPO4 x 0,22195 x 100
% Al = --------------------------------------Peso de muestra
3.5.
DESARROLLO EXPERIMENTAL DE LA LIXIVIACIÓN DINÁMICA
EN CALIENTE.
3.5.1. Generalidades.
La lixiviación dinámica en caliente, se ha llevado a cabo empleando
un reactor (tanque agitado), que consta de un recipiente de plástico con
una capacidad de 2,5 litros, con tapa en la que se han practicado tres
orificios, a través del primero de los cuales pasa el eje de un mezclador
78
de paletas que es accionado por un pequeño motor de velocidades
regulables a través de un reductor; por el segundo se coloca el
termómetro que permite controlar la temperatura y por el tercero sale un
tubo al que se adapta una manguera de hule para unirlo con el
absorbedor-mezclador, que es el dispositivo encargado de captar el
dióxido de azufre. Para las pruebas metalúrgicas de lixiviación dinámica
en caliente se ha tomado un peso del mineral de 500 g. Este mineral es
previamente pulverizado y tamizado hasta un diámetro de partícula no
mayor a – 0,147 mm ( malla - 100).
3.5.2. Determinación de los parámetros óptimos para la
lixiviación.
a.
Concentración del ácido sulfúrico.
A fin de determinar la concentración más adecuada del ácido
sulfúrico, para la lixiviación del mineral, se hicieron varias pruebas, en las
que se trabajó con concentraciones que van desde 5% hasta el 12%, las
mismas que se ensayaron teniendo en cuenta los otros parámetros.
Según los resultados obtenidos el porcentaje adecuado de ácido es del
8%
Según el cálculo estequiométrico, y partiendo del análisis del
mineral hecho para determinar la ley, en cobre soluble, la muestra tiene
una concentración del 5,25%, es decir:
79
Si 100 g de mineral contienen 5,25 g de Cu
Entonces
500 g de mineral contienen x g de cobre
X=
(5,25 x 500) / 100 = 26,25 g de Cu
Planteamos la ecuación química:
CuO + H2SO4 --> CuSO4 + H2O
Consideramos que en el óxido de cobre que tiene un peso molecular de
79,55 g contiene 63,55 g de cobre, lo que quiere decir que:
Si 63,55 g de Cu reaccionaron 98,08 g de H2SO4
Entonces:
26,25 g de Cu que tiene la muestra reacciona con X g de ácido
X = (26,25 x 98,08) / 63,55 = 40,51 g de ácido.
Esto quiere decir que el cobre que tiene los 500 g de muestra requiere de
40,51 g de ácido sulfúrico para reaccionar estequiométricamente, que en
mL equivale a:
V = M/ρ = 40,51/1,84 = 22,02 mL
Se procede a calcular que porcentaje tendrá 1 500 mL de solución de
ácido sulfúrico que contenga 40,51 g de dicho ácido:
Partimos de la ecuación:
Vac. = (C1 x V x ρ1) / (ρ2 x C2) = mL
80
Donde:
Vac. - Volumen de ácido necesario para preparar la solución, en mL
C1
-
Concentración (porcentaje) que se pide, en %
V
-
Volumen de la solución a preparar, mL
ρ1
-
Densidad de la solución al porcentaje que se pide, g/mL (se
obtiene de las tablas)
ρ2
-
Densidad del ácido concentrado, g/mL
C2
-
Concentración del ácido concentrado, en %
De esa fórmula despejamos C1:
C1 = (Vac x ρ2 x C2) / (V x ρ1)
Reemplazando valores tenemos:
C1 = (22,02 x 1,84 x 98) / (1 500 x 1,026)
C1 = 2,58%
Teniendo en cuenta este cálculo teórico se hicieron ensayos con
porcentajes un tanto superiores, considerando que en el mineral existen
otros elementos y compuesto que consumen ácido. Los porcentajes
ensayados fueron: 4, 5, 6, 7, 8, 9, y 10%
Las reacciones que reproducen entre las especies mineralógicas de cobre
y el ácido sulfúrico durante la lixiviación, están expresadas en las
siguientes ecuaciones químicas:
81
Con la Azurita:
Cu3(OH)2(CO3)2 + 3H2SO4  3CuSO4 + 2CO2 + 4H2O
Con la malaquita:
Cu2(OH)2CO3 + 2H2SO4  2CuSO4 + CO2 + 3H2O
Con la crisocola:
CuSiO3.2H2O + H2SO4  CuSO4 + SiO2 + 3H2O
Con la cuprita:
Cu2O + H2SO4  CuSO4 + Cu + H2O
Cu2O + H2SO4 + Fe(SO4)3 2CuSO4 + H2O + 2FeSO4
Con la tenorita:
CuO + H2SO4  CuSO4 + H2O
b.
Granulometría.
La lixiviación con agitación en caliente requiere de mineral de una
granulometría muy fina, a fin de que el proceso se desarrolle con rapidez
y eficiencia. Los sólidos de pequeños tamaños se separan generalmente
de acuerdo a un análisis granulométrico. Este análisis para el mineral que
hemos utilizado se efectuó colocando una muestra del mismo sobre el
tamiz de mayor apertura de malla de una serie de ellos. Por debajo de
este tamiz se colocaron los restantes de la serie por orden decreciente de
tamaño de mallas. La columna de tamices, con la muestra sobre el
superior, se colocó en el sacudidor universal y se sacudió durante 20
minutos, para luego recoger y pesar el material que es retenido en cada
uno de los tamices de la serie.
82
Para el ensayo se escogieron mallas, cuyos números en la escala Tyler,
van desde 20 hasta 200, y sus datos son:
TABLA 3.1
DATOS DE LOS TAMICES EMPLEADO, SEGÚN LA ESCALA TYLER
Número de malla,
serie Tyler
Apertura de malla
en mm
20
28
35
48
65
100
150
200
0,833
0,589
0,417
0,295
0,208
0,147
0,104
0,074
Tamaño medio
de la partícula,
mm
1,000
0,711
0,503
0,356
0,252
0,178
0,126
0,089
NOTA:
La primera columna corresponde al número de malla según la escala de
tamices normalizada de Tyler. Ver tabla del apéndice 1.
La segunda columna da la apertura nominal de las mallas en mm (un
micrón es igual a 0,001 mm ó 3,937 x 10 -5 pulgadas). Expresados así en
la tabla del apéndice 1.
La tercera columna da el tamaño medio de la partícula de la fracción de
muestra retenida por cada tamiz, calculado como media aritmética de las
dos aperturas de malla utilizadas para obtener la fracción. Por ejemplo, el
material que pasa a través del tamiz de malla 35 y es retenido por la malla
100, tienen aperturas de 0,417 y 0,147 mm respectivamente, entonces la
partícula tiene un tamaño medio igual a:
83
(0,417 + 0,147)/ 2 = 0,282 mm
El resultado de los ensayos nos indican que cuanto más fina es la
partícula de mineral (malla –200), la recuperación del cobre es más
eficiente. Se trabajó con mallas: 100, 150 y 200.
c.
Velocidad de agitación.
Considerando que el sólido a emplear es fino y la solución ácida no
es viscosa, entonces la mezcla se puede suspender mediante agitación,
empleando para ello un agitador de paletas planas con eje flexible,
accionado por un motor regulable.
Los ensayos referentes a las velocidades de agitación que se requieren
para lograr una extracción óptima del cobre soluble, se consideraron
dentro de un límite comprendido entre 250 y 350 rpm, intervalo de
agitación que permite una suspensión adecuada de la mezcla. Los
ensayos indicaron que la rpm más eficiente es la de 320 revoluciones por
minuto.
d.
Determinación de la temperatura adecuada.
La lixiviación dinámica se lleva a temperaturas superiores a la
ambiente en un rango que puede llegar a 70ºC, pero con el inconveniente
de un gran desprendimiento de gases, especialmente de SO 2, el cual se
genera a elevadas temperaturas cuando el ácido sulfúrico reacciona con
el cobre, según la siguiente reacción:
84
tºC
Cuº + H2SO4 + H2SO4 → CuSO4 + SO2 ↑+ 2H2O
Una de las moléculas del ácido sulfúrico oxida el cobre y forma el dióxido
de azufre, y la otra molécula del ácido forma la sal de sulfato de cobre.
Así mismo dentro del reactor existe una cierta cantidad de minerales
sulfurados, que en presencia del ácido y el sulfato de cobre, desprenden
azufre elemental, el cual a la temperatura de trabajo reacciona con el
ácido sulfúrico, formando dióxido de azufre y agua, de acuerdo a la
reacción que a continuación se escribe:
Sº + 2H2SO4 → 3SO2 ↑+ 2H2O
Además se da la posibilidad de que las piritas presentes en la muestra, a
la temperatura de trabajo, reaccionen con el oxígeno resultante de la
descomposición térmica parcial del ácido sulfúrico y forme dióxido de
azufre. Las reacciones que se suceden son las siguientes:
H2SO4
t ºC
→ SO2 + H2O + O
4FeS2 + 11O2 → 2Fe2O3 + 8SO2
El desprendimiento de este gas es más intenso cuanto más alta es la
temperatura de trabajo, por lo que la temperatura ideal para el proceso
debe ser al mismo tiempo la mínima posible, a fin de evitar una
contaminación masiva de la atmósfera, efecto que en forma sustancial se
mitiga con el empleo de un sistema como el que se propone en la
presente tesis. Las temperaturas de ensayo que se han considerado en el
85
presente estudio, han sido 40, 50, 60 y 70ºC, habiéndose demostrado que
la temperatura ideal para el proceso es de 60ºC.
e.
Tiempo de lixiviación.
Durante la lixiviación es preciso controlar el tiempo que dura el
proceso, para poder establecer el tiempo límite económico, es decir, el
tiempo aquel en el cual se va extraer el máximo porcentaje de cobre,
conservando la rentabilidad. Para estos ensayos se consideraron tiempos
desde los 30 minutos, hasta los 90 minutos. Habiéndose comprobado que
el tiempo adecuado es de 75 minutos, bajo las condiciones óptimas del
proceso.
3.6.
DESARROLLO DE LA LIXIVIACIÓN EXPERIMENTAL.
Una vez establecidos los parámetros adecuados para realizar una
lixiviación dinámica óptima, se procedió a realizarla, ajustando los
parámetros de trabajo a los siguientes valores:
-
Tamaño de partícula:
Concentración del ácido:
Velocidad de agitación:
Temperatura de trabajo:
Relación muestra: solución ácida:
Cantidad de muestra por corrida:
Volumen de solución ácida:
- 0,074 mm
8%
325 rpm
60ºC
1:3
500 g
1500 mL
Con estos valores se llevaron a cabo varios ensayos con el fin de
establecer criterios para el mejor funcionamiento del equipo captador de
SO2. La secuencia seguida para desarrollar la lixiviación dinámica a
temperaturas altas, fue la siguiente:
86
MUESTREO
El cual se llevó a cabo en la cancha de recepción de minerales, en donde
con una pala se saco varias muestras de un mismo lote de mineral, que
luego se mezclaron y pesaron, haciendo un total de 10 Kg. Este mineral
muestreado contenía básicamente minerales oxidados de cobre entre los
que prevalecían la malaquita, la azurita y la cuprita.
CHANCADO
El mineral muestreado se lleva a la chancadora con el fin de reducir el
tamaño de los trozos grandes, a un diámetro no mayor de 15 mm En la
chancadora se obtienen partículas de diferente tamaño, predominando
material más delgado que el que según las especificaciones debe de
producir la chancadora, que en este caso es de 15 mm
MOLIENDA.
El mineral chancado aún posee gran cantidad de partículas de “gran
tamaño” (15 mm y menos), las cuales deben de ser reducidas a un
tamaño mucho menor. Esto se logra mediante la utilización de una
pulverizadora, la cual reduce el tamaño de las partículas del mineral hasta
los -0,074 mm. El objetivo de la molienda para nuestro caso es llegar a
reducir el tamaño de las partículas , hasta malla -200, a fin de que las
partículas sólidas, junto con la solución ácida, se puedan suspender
dentro de reactor como un líquido cualquiera.
87
TAMIZAJE.
Una vez obtenida la muestra pulverizada, se procede a la clasificación del
tamaño de las partículas, empleando para ello los tamices de diferente
apertura de malla, seleccionando solo aquel material que pasa por la
malla – 200, es decir cuyo mayor diámetro es de - 0,074 mm.
PESAJE.
Obtenido el material pulverizado, se procede a pesarlo, considerando un
peso de 500 g, para la carga del tanque agitado (reactor).
PREPARACIÓN DE LA SOLUCIÓN ÁCIDA.
En un vaso de precipitados de 2 500 mL de capacidad se procede a
preparar la solución ácida, empleando el ácido sulfúrico al 8%, el cálculo
de la cantidad de reactivo necesario para preparar dicha solución se
calcula mediante la ecuación:
Vac. = (C1 x V x ρ1) / (ρ2 x C2) = mL
Donde:
Vac. - Volumen de ácido necesario para preparar la solución, en mL
C1
-
Concentración (porcentaje) que se pide, en %
V
-
Volumen de la solución a preparar, mL
ρ1
-
Densidad de la solución al porcentaje que se pide, g/mL (se
obtiene de las tablas)
ρ2
-
Densidad del ácido concentrado, g/mL
C2
-
Concentración del ácido concentrado, en %
88
Reemplazando valores en la fórmula tenemos:
Vac. = (8 x 1500 x 1,021) / (1,84 x 98) = 67,95 mL
Se requiere, entonces, de 67,95 mL de H2SO4 concentrado
En el vaso de precipitados de 2000 mL se vierte aproximadamente un litro
de agua destilada y luego, con mucho cuidado, agitando el líquido todo el
tiempo, se va agregando la cantidad calculada de ácido sulfúrico, luego
de agregar todo el ácido se enrasa a 1500 mL con agua destilada.
ACONDICIONAMIENTO.
Al reactor se echa la solución preparada y luego se agrega el mineral
pesado, se tapa el recipiente y se colocan los accesorios necesarios tal
como deben de ir (el termómetro, el agitador y el tubo de desprendimiento
que se une al absorbedor-mezclador), y se procede al calentamiento
hasta una temperatura de 60ºC, con ayuda de una resistencia eléctrica.
LIXIVIACIÓN
Acondicionado el sistema se inicia la lixiviación del mineral, manteniendo
durante todo el tiempo la temperatura a 60ºC y a una velocidad de
agitación de 320 rpm. La lixiviación tiene una duración de 75 minutos., al
término de los cuales, se detiene el equipo, se deja decantar y se separa
la parte líquida conteniendo los sulfatos de la parte sólida que
corresponde al relave.
89
CAPTACION DEL SO2.
La captación del dióxido de azufre se hace en un sistema que incluye un
absorbedor-mezclador, el cual gracias a un flujo constante de líquido, crea
un vacío en su interior, que permite absorber los gases que se forman en
el reactor (tanque agitado) y mezclarlos con él. El líquido que se hace
circular es una solución concentrada de hidróxido de calcio, el cual va ha
reaccionar con el dióxido de azufre formando sulfato de calcio, que es una
sustancia sólida blanca, insoluble en agua y que poco a poco va
decantándose en la poza de depuración y al final de la lixiviación se filtra y
separa para su correspondiente secado.
El SO2 disuelto reacciona con la solución de hidróxido de calcio, Ca(OH)2
para formar sulfato de calcio insoluble, CaSO4, según la siguiente
reacción:
Ca(OH)2 + SO2  H2O + CaSO4
El sistema empleado, cuyo esquema se muestra en el anexo de la
presente tesis, consta de un absorbedor- mezclador, que consiste en un
aparato cuyo funcionamiento se basa en el principio de Venturi, creando
en su interior un vacío que permite la succión del gas dióxido de azufre
que se genera en el reactor y lo mezcla con el chorro de solución de
hidróxido de calcio que cae a cierta presión. Una bomba hidráulica que
impulsa la solución de hidróxido de calcio, desde el tanque de depuración
hacia el tanque elevado, desde donde cae el líquido hacia el absorbedor-
90
mezclador, de tal forma que siempre la solución de hidróxido de calcio se
encuentre en circulación, en un circuito cerrado.
El hidróxido de calcio se prepara disolviendo cal con agua. La cal, que es
el óxido de calcio, al contacto con el agua reacciona formando el hidróxido
de calcio, según la siguiente reacción:
CaO + H2O  Ca(OH)2
La mezcla se deposita en un tanque donde se produce la reacción entre
el gas y el hidróxido, formándose el sulfato de calcio que se va
decantando hacia el fondo. Durante el tiempo que dure la lixiviación se va
comprobando la concentración del hidróxido de calcio a fin de que este no
baje y todo el dióxido de azufre que se desprenda sea captado por el
sistema.
Una vez terminada la lixiviación, la parte líquida del tanque de depuración
se traslada mediante una bomba al tanque elevado que alimenta el
absorbedor-mezclador, y se retira la masa sólida de carbonato que luego
de ser secado, se envasa y se almacena en un lugar seco.
Al iniciarse la lixiviación se abre la válvula que permite la caída del
hidróxido de calcio a través del absorbedor-mezclador, a fin de que vaya
succionando el dióxido de azufre que se genera en el reactor y lo mezcle
con el hidróxido y forme el sulfato de calcio por reacción química y se
91
deposite en la cuba de depuración, donde queda retenido en forma de
una sustancia sólida de color blanco.
Inicialmente la solución de la cuba de reacción es totalmente transparente
pero conforme se desprende el gas e ingresa en esta, el líquido se torna
blanquecino apareciendo luego el precipitado blanco.
Para asegurarse de que todo el dióxido de azufre reaccione y no haya
descarga residual hacia la atmósfera, el tubo de salida del absorbedormezclador, se prolonga de tal forma que llegue a 5 cm del fondo de la
cuba de reacción, de esta forma el gas que no alcanza a reaccionar en el
absorbedor-mezclador, burbujea en el hidróxido de calcio reaccionando
con el.
El absorbedor mezclador, es un instrumento hidráulico, que permite hacer
vacío y se compone de dos tubos cónicos colocados uno debajo del otro,
y cuyos orificios están frente a frente pero sin tocase. Los dos tubos están
metidos dentro de una manga que comunica lateralmente con la
manguera de hule que va unida al reactor. El líquido que cae a través de
el, franquea el conducto superior y pasa al ducto inferior arrastrando el
aire que rodea los orificios de los tubos. El vacío se produce así
progresivamente en el reactor, aspirándose el dióxido de azufre que se
genera durante la lixiviación en caliente. Además de esta función el
absorbedor-mezclador expulsa el gas con violencia y esto hace que se
genera en el interior de la cuba de reacción un flujo turbulento que
92
asegura una reacción total entre el SO2 y el hidróxido de calcio. Este
aparato requiere de 190 litros de agua o de solución de hidróxido de
calcio por hora, para generar una presión de 3,5 bares, presión a la que
trabaja con grandes volúmenes de gas.
SEPARACIÓN.
El precipitado blanco poco a poco por decantación se va separando
acumulándose en la parte inferior de la cuba, el cual luego de terminada
la lixiviación se retira, para luego secarlo y envasarlo. La parte líquida, se
bombea al tanque elevado para luego ser empleado en la siguiente
lixiviación. El sólido blanco obtenido, se lleva a estufa a 130°C por tres
horas a fin de eliminar totalmente el agua. De esta forma se obtiene el
sulfato de calcio. Otra forma de secado para evitar el gasto de energía es
el secado al sol, o empleando secadores solares de cabina.
93
El diagrama de flujo de la lixiviación con agitación en caliente se muestra
en la figura 3.1.
MINERAL
10 Kg
CHANCADO
Ø=15 mm
MOLIENDA
Ø=-0.074
TAMIZADO
Ø=-0.074
PESAJE
Solución ácida al
8%
1500 ml
Solución ácida
500 g
PREPARCION DE
SOLUCION ACIDA
ACONDICIONAMIENTO
Ca(OH)2
Mineral
CAPATACIÓN
LIXIVIACION
SEPARACION
Relave
COBR
E
SEPARACIÓN
SULFATO DE COBRE
SULFATO DE
COBRE
94
Liquido
3.7.
CÁLCULO DEL RENDIMIENTO DEL PROCESO.
El rendimiento del proceso lo calculamos de la siguiente manera:
R = (Cu experimental / Cu teórico) x 100 = %
R = (26,12 / 26,25) x 100 = 99,5%
3.8.
DETERMINACION DE LOS PARAMETROS OPTIMOS PARA LA
ABSORCION DEL SO2.
A fin de poder captar la totalidad del gas desprendido de la
lixiviación se hicieron varias corridas, en las cuales se estudió la influencia
de los factores: Velocidad de paso de la solución de hidróxido de calcio
por el absorbedor- mezclador, relación estequiométrica reactivo-gas,
volumen de la solución depuradora, altura de la solución de hidróxido de
calcio en la cuba depuradora.
Para estudiar la velocidad de paso de la solución de hidróxido de calcio
por el absorbedor-mezclador, en las condiciones de laboratorio, se adaptó
al sistema un medidor de caudal de área variable, que se conoce con el
nombre de Flowrator. En este aparato, la presión debida a la velocidad del
fluido tiende a levantar el flotador como lo hace el efecto de flotación
mismo. Esta acción es resistida por el peso del flotador. Para cada valor
del caudal, el flotador asume una posición en la que las dos fuerzas se
equilibran:
La calibración del flowrator permite determinar el caudal a partir de la
posición del flotador. Un tubo medidor cónico provee un área variable
95
para el flujo, estando diseñado este tubo de tal modo que el movimiento
vertical del flotador, resulta proporcional al caudal. Cuando se desea un
alto grado de precisión con caudales pequeños, el tubo medidor puede
diseñarse de manera que en esas condiciones el flotador desplace más
que cuando el caudal es elevado.
A causa de la variabilidad del área transversal del flujo, pueden medirse
los caudales pequeños con gran precisión. Este tipo de caudalímetro de
área variable tiene una pérdida de presión relativamente baja, la que es
función del peso del flotador e independiente del caudal.
Ya que el cálculo experimental de la cantidad de gas que se desprende
de la Lixiviación, depende de varios factores y casi siempre se aleja de los
valores teóricos, para estudiar este factor, se consideró una cantidad
adicional de reactivo a fin captar la mayor cantidad posible de gas. Las
cantidades estequiométricas exactas (calculadas en base a datos
iniciales), no permiten captar todo el dióxido de azufre, además un exceso
de reactivo, puede ser oneroso para el productor.
Otra alternativa utilizada para captar con eficiencia el dióxido de carbono,
fue la de utilizar un volumen mayor de solución purificadora conteniendo
una cantidad precisa de reactivo calculada estequiométricamente. Esto se
hizo para darle una mayor altura al nivel de líquido en la cuba de reacción
a través del cual borboteará el gas y que lógicamente permitiría una mejor
captación.
96
97
CAPÍTULO IV
RESULTADOS EXPERIMENTALES
4.1.
RESULTADOS OBTENIDOS.
4.1.1. Del análisis de la nuestra.
TABLA 1
COMPOSICION DE LA MUESTRA SEGUN EL ESTUDIO
MINERALÓGICO
MINERAL
Azurita
Limonita
Malaquita
Crisocola
Cuprita
Tenorita
Chalcopirita
Pirita
Hematita
Cuarzo
Bornita
Oro
Plata
EXISTENCIA
+
+
+
+
+
+
+
+
-
Fuente. Elaboración propia de las autoras.
INTERPRETACIÓN
La tabla 1 nos muestra los resultados del análisis mineralógico de la
muestra, en ella según el estudio microscópico se ha podido determinar la
presencia de azurita, malaquita, crisocola, limonita, tenorita, hematina y
cuarzo.
98
TABLA 2
DISTRIBUCION VOLUMETRICA PORCENTUAL DE CADA MINERAL
MINERAL
Azurita
Limonita
Malaquita
Crisocola
Cuprita
Tenorita
Chalcopirita
Pirita
Hematita
Cuarzo
Bornita
Oro
Plata
Fuente. Elaboración propia de las autoras.
CANTIDAD, %
35,25
3,40
21,00
18,47
2,36
4,78
3,50
11,24
-
GRAFICO 1
DISTRIBUCION VOLUMETRICA PORCENTUAL DE CADA
MINERAL
40
35.25 %
35
CANTIDAD (%)
30
21%
18.47%
25
20
11.24%
15
10
3.4%
0%
0% 0%
r
Bo
O
4.78%
3.5%
0% 2.36%
0%
5
0
at
Pl
a
ro
o
rz
it
at
ta
ni
ua
C
em
H
a
a
rit
ta
Pi
iri
op
lc
ha
C
a
rit
no
Te
a
ri t
ita
a
ol
oc
up
C
u
aq
al
a
ita
on
rit
ris
C
M
m
Li
u
Az
INTERPRETACIÓN
En la tabla 2 podemos observar la distribución porcentual de cada uno de
los componentes mineralógicos de la muestra, en la que se deduce que
los minerales oxidados de cobre son los que en mayor porcentaje se
encuentra en ella, la cantidad de sulfuros es mínima, pero si hay un
importante porcentaje de minerales de hierro y de sílice (cuarzo).
99
TABLA 3
RESULTADOS DE ANALISIS CUALITATIVO DE LAS MUESTRAS.
COMPONENTE
Ag
Al
As
Au
Ba
Be
C
Ca
Cd
Cu
Fe
Hg
K
Li
Mg
Mn
Mo
Na
Ni
Si
S
Sn
Zn
Fuente. Elaboración propia de las autoras.
RESULTADOS
N, D.
T.
N, D.
N, D.
N, D.
N, D.
N, D.
T.
N, D.
M.
M.
N, D.
N, D.
N, D.
T.
N, D.
N, D.
N, D.
N, D.
M.
T.
N, D.
N, D.
NOTA.
M
Mayor componente.
N.D
Investigado pero no detectado.
T.
Trazas
INTERPRETACIÓN
Según los resultados del análisis cualitativo, dados en la tabla 3, se ha
determinado que los componentes mayoritarios de la muestra son el
cobre, hierro y sílice.
100
TABLA 4
ANÁLISIS CUANTITATIVO DE LA MUESTRA
PORCENTAJE
5,25
1,67
6,92
2,01
GRAFICO 2
ANÁLISIS CUANTITATIVO DE LA MUESTRA
5.25%
6
PORCENTAJE (%)
-
COMPONENTE
Cobre (Cu)
Soluble, %
Insoluble, %
Total, %
Hierro, %
Fuente. Elaboración propia de las autoras.
5
4
2.01%
3
1.67%
2
1
0
Soluble %
Insoluble %
COBRE TOTAL 6.92%
Hierro %
HIERRO
INTERPRETACIÓN
Como podemos observar en la tabla 4, la ley de cobre del mineral
estudiado es de 6,92%, de los cuales 5,25% corresponde al cobre
soluble, es decir a compuestos de cobre que tienen en su fórmula química
oxigeno, esto es carbonatos, sulfatos, óxidos e hidróxidos (azurita,
malaquita, crisocola). La ley de hierro es de 2,01%. Por lo tanto el mineral
se clasifica como mineral oxidado de cobre.
101
4.1.2. De la determinación de los parámetros adecuados para
la lixiviación.
TABLA 5
DETERMINACIÓN DEL PORCENTAJE ÓPTIMO DE ACIDO
SULFÚRICO EN LA SOLUCIÓN LIXIVIANTE
PESO DE
PORCENTAJE
PORCENTAJE
COBRE
MINERAL,
DE COBRE
DE H2SO4
RECUPERADO,
g
g
500
5,25
2
9,45
500
5,25
4
16,03
500
5,25
6
22,17
500
5,25
8
26,12
500
5,25
10
26,12
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
Cantidad de cobre inicial en la muestra: 26,25 g.
Cantidad estequiométrica de H2SO4 requerida: 2,58%
GRÁFICO 3
DETERMINACIÓN DEL PORCENTAJE ÓPTIMO DE ACIDO
SULFÚRICO EN LA SOLUCIÓN LIXIVIANTE
30
26.12g
25
26.12g
22.17g
20
16.03g
15
10
10%
9.45g
8%
5
2%
0
1
2
6%
4%
3
4
PORCENTAJE DE H2SO4
5
COBRE RECUPERADO (g)
102
6
INTERPRETACIÓN:
Como se observa en la tabla 5, el porcentaje de ácido sulfúrico necesario,
en la solución lixiviante, para extraer el cobre presente en la muestra es
mucho mayor a la cantidad estequiométrica calculada, que debe ser de
2,58%. Se requieren en la práctica 8% de ácido en la solución lixiviante
para recuperar la totalidad del cobre que tiene el mineral tratado.
103
TABLA 6
DETERMINACIÓN DEL TAMAÑO ÓPTIMO DE LA PARTÍCULA
Número de malla,
serie Tyler
Tamaño medio de
la partícula,
mm
20
1,000
28
0,711
35
0,503
48
0,356
65
0,252
100
0,178
150
0,126
200
0,089
Fuente. Elaboración propia de las autoras.
Cobre
recuperado,
g
15,40
18,35
19,86
23,17
24,21
25,31
25,98
26,12
INTERPRETACIÓN
En la tabla 6 se muestran los resultados de los ensayos hechos con
partículas de diferentes tamaños, seleccionadas de acuerdo con las
mallas Tyler. Como se puede observar con malla 200, por la que pasan
partículas de un diámetro menor de 0,074 mm, la lixiviación agitada se
lleva en óptimas condiciones ya que se recupera todo el cobre presente
en el mineral.
104
TABLA 7
DETERMINACIÓN DE LA VELOCIDAD DE AGITACIÓN ÓPTIMA
R.P.M.
COBRE RECUPERADO, g
250
16,10
260
18,43
270
19,57
280
21,11
290
23,65
300
24,76
310
25,04
320
26,12
330
26,12
340
26,12
350
26,12
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
GRÁFICO 4
DETERMINACIÓN DE LA VELOCIDAD DE AGITACIÓN
ÓPTIMA
400
350
300
250
250
260
16.1
18.43
270
280
19.57
21.11
290
300
310
24.76
25.04
320
330
26.12
26.12
350
340
200
150
100
50
23.65
26.12
26.12
0
1
2
3
4
5
6
R.P.M.
7
8
9
10
COBRE RECUPERADO(g)
105
11
INTERPRETACIÓN:
La agitación es indispensable en la lixiviación dinámica, a fin de poner en
contacto a la masa sólida (mineral) con la solución ácida lixiviante, en los
ensayos realizados graduando la velocidad de agitación se pudo
determinar que la velocidad de agitación óptima es de 320 rpm, tal como
lo podemos observar en la tabla 7, a esa velocidad se recupera todo el
cobre presente en el mineral ensayado. Esta velocidad de agitación se
considera lenta (menor de 750 rpm)
106
TABLA 8
DETERMINACIÓN DE TEMPERATURA ADECUADA PARA EL
PROCESO
TEMPERATURA, ºC
COBRE RECUPERADO, g
40
21,79
50
24,65
60
26,12
70
26,12
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
GRÁFICO 5
DETERMINACIÓN DE TEMPERATURA ADECUADA
PARA EL PROCESO
80
COBRE RECUPERADO (g)
70
70 ºC
60
60 ºC
50
50 ºC
40
40 ºC
30
26.12 g
26.12 g
24.65 g
20
21.79 g
10
0
1
2
3
TEMPERATURA (ºC)
4
TEMPERATURA (ºc)
COBRE
RECUPERADO(g)
INTERPRETACIÓN:
Bajo las condiciones óptimas de granulometría, velocidad de rotación,
concentración de ácido, la temperatura más adecuada es la de 60ºC, tal
como observamos en la tabla 8, en la que se aprecia que a esta
temperatura, se recupera todo el cobre que tiene el mineral en estudio.
107
TABLA 9
DETERMINACIÓN DEL TIEMPO ADECUADO DE LIXIVIACIÓN
TIEMPO, min
COBRE RECUPERADO, g
30
15,34
45
18,51
60
22,44
75
26,12
90
26,12
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
GRÁFICO 6
DETERMINACIÓN DEL TIEMPO ADECUADO DE
LIXIVIACIÓN
100
COBRE RECUPERADO (g)
90
90
80
75
70
60
60
50
45
40
30
30
26.12
20
18.51
15.34
10
22.44
26.12
0
1
2
3
4
TIEMPO (min)
5
TIEMPO (min)
COBRE RECUPERADO (g)
INTERPRETACIÓN:
Bajo las condiciones óptimas de granulometría, velocidad de rotación,
concentración de ácido y a una temperatura de 60ºC, el tiempo de
residencia del material en el reactor es de 75 minutos, es decir, este es el
tiempo que demora la lixiviación del mineral oxidado de cobre.
108
TABLA 10
PARÁMETROS ÓPTIMOS PARA REALIZAR LA LIXIVIACIÓN
DINÁMICA
PARÁMETROS
Relación solución : mineral,
% de H2SO4
Malla empleada
Velocidad de agitación
Temperatura
Tiempo
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
Cantidad de mineral ensayado: 500 g
Volumen de solución ácida: 1500 mL
Contenido en cobre: 26,25 g
109
VALORES
3:1
8%
- 200 micras
320 rpm
60ºC
75 minutos
4.1.3. De la captación del dióxido de azufre.
TABLA 11
CONCENTRACIÓN DEL HIDRÓXIDO DE CALCIO EN LA SOLUCIÓN
DEPURADORA
CONCENTRACIÓN
SULFATO DE CALCIO
%
FORMADO, g
2
1,52
4
3,46
6
5,39
8
6,72
10
6,72
12
6,72
Fuente: Elaboración propia de las autoras.
GRÁFIO 7
CONCENTRACIÓN DEL HIDRÓXIDO DE CALCIO EN LA
SOLUCIÓN DEPURADORA
14
12
12
CONCENTRACIÓN (%)
10
10
8
8
6
6.72
6
4
6.72
6.72
5.39
4
3.46
2
2
1.52
0
1
2
3
4
PORCENTAJE (%)
110
CONCENTRACIÓN
(%)
5
6
SULFATO DE CALCIO FORMADO (g)
INTERPRETACIÓN:
En la tabla 11 se observa que el porcentaje de hidróxido de calcio
necesario para captar el dióxido de azufre que se desprende de las
reacciones de lixiviación, en la cual se ha tratado 500 g de mineral con
una solución al 8% de ácido sulfúrico. A partir de este resultado se calculó
la cantidad de dióxido de azufre, que se desprende de dicha operación:
Considerando las etapas de la reacción, primero el dióxido de azufre
reacciona con el oxígeno del aire formando trióxido de azufre:
SO2 + O2  SO3
Luego el trióxido de azufre reacciona con el agua formando ácido
sulfúrico:
SO3 + H2O  H2SO4
Este ácido sulfúrico reacciona con el hidróxido de calcio formando el
sulfato de calcio y agua, según la reacción:
H2SO4 + Ca(OH)2  CaSO4 + 2H2O
El sulfato de calcio es un producto químico que tiene muchas aplicaciones
en la industria, en construcción en medicina, en la agricultura, etc.
Para hacer el cálculo de la cantidad de SO2 que se desprende de la
lixiviación se procedió de la siguiente manera:
Primero se calculó la cantidad de ácido sulfúrico que ha reaccionado con
los 6,72 g de sulfato de calcio obtenido:
111
H2SO4 + Ca(OH)2  CaSO4 + 2H2O
98,08
174
X
6,72
X = (98,08 x 6,72)/174 = 3,79 g de ácido sulfúrico.
Luego se calculó, cuanto de SO3 se requiere para formar los 3,79 g de
ácido sulfúrico.
SO3 + H2O  H2SO4
80,06
98,08
X
3,79
X = (80,06 x 3,79)/98,08 = 3,09 g de trióxido de azufre
Finalmente se calculó la cantidad de dióxido de azufre que se forma
durante la lixiviación:
2SO2 + O2  2SO3
128,12
X
160,12
3,09
X = (128,12 x 3,09)/160,12 = 2,47 g de dióxido de azufre.
Lo que quiere decir que durante la lixiviación se ha formado 2,47 g de
dióxido de azufre, esto en volumen corresponde a:
1 mol de SO2 pesa 64,06 g y ocupa un volumen de 22 400 mL
2,47 g
x
X = (2,47 x 22400)/64,06 = 863,69 mL
112
Si se proyecta este resultado:
1 kg de mineral produce: 1727,58 mL de SO2
1 TM de mineral produce: 1 727580 mL de SO2 = 1 727,58 Litros de este
gas.
4.2.
DISCUSIÓN DE RESULTADOS.
En el desarrollo de la presente investigación, como se puede ver en
los resultados obtenidos en el estudio preliminar de la muestra, esta
contiene un alto porcentaje de minerales oxidados de cobre, los cuales
son altamente solubles en soluciones no concentradas de ácido sulfúrico.
Tales minerales lo constituyen: la azurita (35,25%),
malaquita (21%),
crisocola (18,47%) y tenorita (2,38%), , la presencia de estas especies
mineralógicas fue comprobada mediante análisis cualitativo y el análisis
cuantitativo, dando para el cobre una ley de 6,92%, de la cual 5,25%
corresponde al cobre soluble, es decir el cobre que se puede recuperar
mediante la lixiviación con ácido sulfúrico, en soluciones poco
concentradas.
Los análisis preliminares también indican la presencia de una alta
concentración de hierro (2,01%) y de sílice, en forma de cuarzo que
alcanza un porcentaje de 11,24%. Durante el proceso de lixiviación, el
hierro consume también ácido por lo que es preciso, agregar un exceso
de este reactivo a fin de poder recuperar todo el cobre presente en el
mineral. Los datos preliminares se dan en las tablas del 1 al 4.
113
Los resultados de los ensayos realizados para determinar los parámetros
adecuados para la lixiviación dinámica, nos indican lo siguiente:
A pesar de que teóricamente la cantidad de ácido sulfúrico que se debe
de utilizar para recuperar los 26,25 g de cobre que tiene la muestra es de
2, 58%, en la práctica es preciso agregar una cantidad igual al 8% de
ácido, para obtener resultados positivos y extraer el máximo del metal,
que corresponde a 26,12 g.
La razón de este requerimiento es la presencia de otros compuestos de
hierro, carbonatos, óxidos e hidróxidos, los cuales también consumen
ácido, aumentando de esta manera la cantidad requerida. Esto nos indica
que durante la lixiviación no solo se forman sulfato de cobre, sino también
sulfatos de otros metales como el sulfato de hierro.
A fin de que el mineral dentro del reactor se comporte como un fluido y
tenga un contacto íntimo con la solución ácida y la extracción del cobre
sea eficiente, es preciso reducir el tamaño de las partículas al mínimo. En
los ensayos realizados se han hecho pruebas con mallas que van desde
20 hasta 200, y según los resultados que se muestran en la tabla 6, con la
malla 200 se seleccionan partículas de un diámetro adecuado
correspondiente a – 0,074 mm, tamaño suficiente para lograre un buen
contacto entre el reactivo lixiviante y el mineral, lográndose de esta
manera extraer todo el cobre contenido en el mineral.
114
El mineral pulverizado junto con el ácido sulfúrico al 8%, en una relación
de tres por uno (1500 mL de solución y 500 g de mineral), se pusieron
dentro del reactor y se procedió a la agitación, haciendo varios ensayos
con muestras diferentes para establecer la velocidad de agitación óptima,
que permitiera en un tiempo corto recuperar todo el metal. De esta
manera se pudo determinar que la velocidad de rotación de la paleta
debía ser de 320 rpm. Ya que a esa rotación se logra en un tiempo de 75
minutos recuperar todo el cobre. Los resultados de estos ensayos se
muestran en la tabla 7.
Cuando la muestra a tratar está finamente pulverizada, se mantiene en
constante agitación y se eleva la temperatura a un nivel adecuado, el
proceso de extracción química es mucho más efectivo y rápido, se
aumentan el número de choques efectivos que generan el compuesto
químico esperado, que en este caso es el sulfato de cobre. En la tabla 8
se muestran los resultados de los ensayos hechos para establecer la
temperatura adecuada. Una temperatura superior genera demasiados
vapores y el proceso se vuelve insoportable, ya que el SO 2 que se
desprende impide respirar.
En la tabla 9 se muestran los resultados de los diversos ensayos hechos
para establecer el tiempo óptimo para la lixiviación dinámica, como se
puede ver, ese tiempo fue de 75 minutos, bajo las condiciones de los
otros parámetros ya establecidos se pudo determinar esta.
115
La tabla 10 nos muestra los parámetros adecuados, establecidos en el
estudio para llevar a cabo la lixiviación dinámica en las mejores
condiciones.
La tabla 11, muestra los resultados de los ensayos hechos para
determinar el porcentaje óptimo de hidróxido de calcio, necesario para
captar todo el gas que se desprende durante la lixiviación y que
corresponde a volúmenes un tanto considerables, las mismas que son
causantes de las lluvias ácidas.
116
CONCLUSIONES
Al término de nuestra investigación podemos concluir en los siguientes
términos:
1.
La lixiviación llevada a cabo a temperatura elevada, con material
pulverizado y inconstante agitación, es un proceso diseñado para
recuperar cobre soluble en tiempos cortos y con una gran
eficiencia; en nuestro caso el tiempo de recuperación del metal se
redujo a 75 minutos y la recuperación fue de una eficiencia de
99,5%.
2.
Los parámetros adecuados para llevar a cabo este tipo de proceso
son los siguientes:
Relación solución : mineral
:
% de H2SO4
3.
3:1
:
8%
Malla empleada
:
200
Velocidad de agitación
:
320 rpm
Temperatura
:
60ºC
Tiempo,
:
75 minutos
La cantidad de muestra empleada en los ensayos fue:
Cantidad de mineral ensayado: 500 g
Volumen de solución ácida: 1500 mL
Contenido en cobre: 26,25 g
117
4.
El equipo para captar los gases que se desprenden de la lixiviación
en caliente, constituido básicamente por el mezclador absorbedor,
trabaja muy bien bajo las condiciones estipuladas, convirtiendo
todo el dióxido de azufre en sulfato de calcio, al reaccionar con el
hidróxido de calcio.
5.
La concentración del hidróxido de calcio, que se requiere para
captar los gases que se desprenden de la lixiviación es de un 8%,
con la que se logra neutralizar todo el gas,
118
RECOMENDACIONES
1.
Se recomienda, llevar a cabo la lixiviación a temperaturas
moderadas, a fin de evitar la descomposición masiva del ácido
sulfúrico.
2.
A fin de captar todo el gas que se despende del reactor se
recomienda que en las pruebas metalúrgicas se considera el
estudio y cálculo de la cantidad de gases a desprenderse de la
muestra,
a
fin
de
que
se
pueda
calcular
el porcentaje
(concentración) del hidróxido de calcio y los resultados sean los
esperados.
3.
Hay que tener en cuenta que cada muestra debido a lo diverso de
su composición descargará cantidades variables de gases.
119
BIBLIOGRAFIA
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Transporte II", Departamento de Termodinámica y Fenómenos de
Transferencia, Universidad Simón Bolívar , Valle de Sartenejas, 2004.
Treybal, R., "Operaciones de Transferencia de Masa", Tercera Edición,
Editorial Mc Graw Hill, México, 1988.
Perry, R. y D. Green. "Manual del Ingeniero Químico", Sexta Edición,
Editorial Mc Graw Hill, Nueva York, 1984.
NTNU Norwegian University of Science and Technology. Faculty of
Natural Sciences and Technology. Department of Chemical Engineering.
Reactor Technology Group.
Cotton, F. y Wilkinson, G.(2003)
“Química Inorgánica Avanzada”. .
Editorial Limusa-Wiley S.A.
Ives, D.J. (2001) “Principios de la extracción de metales”. Royal Institute
of Chemistry. Londres.
Nekrasov, B. V. (1999) “Química general”. Editorial MIR. Moscú.
Traducción de María LLuis Riera. Tercera Edición.
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122
ANEXO 1
Escala de tamices estándar Tyler
Esta escala de tamices está basada en una abertura de 0,0029 pulg.
(0,074 mm.) que es la abertura dela tamiz patrón de 200 mallas y
0,0021 pulg. (0,0053 cm.) de diámetro del hilo, tal como ha sido
adoptada por la National Bureau of Standards.
Mallas
+
+
+
1 ½+
3
2 ½+
4
5+
6
7+
8
9+
10
12 +
14
16 +
20
24 +
28
32 +
35
42 +
48
60 +
65
80 +
100
115 +
150
170 +
200
Abertura
De malla,
mm.
Abertura
Aprox. Pulg.
Diámetro
Del hilo, cm
26.67
22.43
18.85
15.85
13.33
11.20
9.423
7.925
6.680
5.613
4.699
3.962
3.327
2.794
2.362
1.981
1.651
1.397
1.168
0.991
0.883
0.701
0.589
0.495
0.417
0.351
0.295
0.246
0.208
0.176
0.147
0.124
0.104
0.088
0.074
1
7/8
¾
5/8
½
7/16
3/8
5/16
¼
7/32
3/16
5/32
1/8
7/64
3/32
5/64
1/16
0.3759
0.3429
0.3429
0.3048
0.2667
0.2667
0.2336
0.2235
0.1778
0.1651
0.1651
0.1117
0.0914
0.0833
0.0812
0.0838
0.0889
0.0711
0.0635
0.0596
0.0436
0.0358
0.0317
0.0299
0.0309
0.0254
0.0233
0.0177
0.0182
0.0142
0.0106
0.0096
0.0066
0.0060
0.0053
3/64
1/32
1/64
123