presentación curso lix-sx-ew-er cu
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Curso
LIXIVIACION – EXTRACCION POR SOLVENTE
ELECTRO OBTENCION – ELECTRO REFINACION
DE COBRE
Germán Cáceres
1
Contenido • Introducción • Lixiviación en pilas • Extracción por solvente • Electro obtención • Electro refinación
2
“El ser humano aprende en la medida en que participa en el descubrimiento y la invención. Debe tener libertad para opinar, para equivocarse, para rectificarse, para ensayar métodos y caminos, para explorar” Ernesto Sábato, Apologías y rechazos, La Nación, 2006
3
Introducción
4
TECNOLOGIA ACTUAL PROCESAMIENTO COBRE
CHANCADO
PRIMARIO
CHANCADO
SEC. / TERC.
LIXIVIACION
PILAS
EXTRACCION
SOLVENTE
ELECTRO
OBTENCION
CATODO
MINA
AGLOMERA
CION
MOLIENDA FLOTACION FUNDICION ELECTRO
REFINACION
LIXIVIACION
BOTADERO
ACIDO
5
Lixiviación en pilas
• Visita Planta • Materia
6
Minerales
7
Chancado
8
Aglomeración
9
10
Lixiviación
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
FIGURA 2: Descripción del proceso de lixiviación en pilas
D
SX REFINO
ILS
R
PLS
22
Aglomeración
Objetivos: físico, químico
Mecanismos de la aglomeración
Acción cementante
Acción de fuerzas de unión sólido-líquido o líquido-líquido
(puentes de agua).
Variables de operación
Granulometría
Dosificación de ácido
Dosificación de agua
Velocidad de rotación
23
24
25
Configuración de plantas lixiviación en pilas
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30
AREA DE MOVIMIENTO DE CAMIONES DE CARGA Y DESCARGA DE PILAS
CANALETA RECOLECTORA DE SOLUCIONES DE LIXIVIACION
PLS
ILS
SX
PLS ILS RF EMG
26
Operación y control del proceso
Variables de operación y control
Granulometría del mineral
Tasa de dosificación de ácido en el curado
Altura de la pila
Tasa de riego
Razón de lixiviación
Concentración de las soluciones de lixiviación
Concentración de ácido
Concentración de cobre
Concentración de otros elementos
27
Diseño de pilas de lixiviación
Ley del mineral:
Cu total = 1,25 %
Cu soluble = 1,15 %
Consumo de ácido = 6,45 kg H+/kg Cu
Capacidad de producción:
8.640 T cátodo/año
Criterios de diseño metalúrgicos:
Granulometría = 100 % bajo 3/4 pulgada
Recuperación de Cu soluble = 80 %
Tiempo de lixiviación = 90 días
Altura de la pila = 3,0 m
Densidad aparente del mineral aglomerado = 1,5
T/m3
28
a) Determinación de la capacidad de la planta de chancado
Cu soluble recuperable = 0,80 x (1,15/100) x 1.000 = 9,20
kg Cu/T mineral
Producción = 8.640 T cátodo/año = 720 T/mes = 24 T/día
= 1.000 kg Cu/h
Capacidad de la planta de chancado = 1.000 kg Cu/h/9,20
kg Cu/T mineral = 108,70 T mineral/h = 2.609 T
mineral/día = 78.270 T mineral /mes = 939.240 T mineral
/ año (aprox. 1.000.000 T mineral / año)
29
b) Determinación de la superficie total de pilas
(encarpetado HDPE)
T mineral/m2 a 3 m de altura = 1,5 T/m3 x 3 m = 4,5 T
mineral / m2
Cantidad total de mineral en proceso = 2.609 T/día x 90
días = 234.810 T
Superficie total ocupada por este mineral en proceso =
234.810 T / 4,5 T/m2 = 52.180 m2
30
c) Dimensiones del área de pilas
Depende del proyecto y puede ser por ejemplo
un rectángulo de 522 x 100 m, y sobre este
rectángulo de carpeta de HDPE se construyen
pilas de mineral de 100 x 20 m, esto es 26 pilas
de lixiviación con capacidad de carga de unas
9.000 T mineral aproximadamente (3 días) y una
superficie por pila de 2.000 m2
31
d) Dimensión del área total de carpeta de HDPE
Para la operación normal de pilas se requiere además de las 16
pilas en riego permanente, tener 1 pila en carga, 1 pila en drenaje,
1 pila en descarga y 1 pila sin carga (vacía) para dejar el espacio
que permita el movimiento de las maquinarias de carga y descarga;
esto es, se necesitan 4 pilas más, o sea 4 x 2.000 = 8.000 m2 más de
superficie de pilas encarpetada con HDPE (correspondiente a un 15
% más de superficie). Por lo tanto, el área total de carpeta es:
Área de pilas en riego = corresponde a 26 pilas = 26 x 2.000 =
52.000 m2
Área de pilas en drenaje, descarga, carga y maquinaria =
corresponde a 4 pilas = 4 x 2.000 = 8.000 m2
Área total encarpetada con HDPE = 60.000 m2, esto es un
rectángulo de 600 x 100 m.
32
Extracción por solvente (SX)
• Visita planta
• Materia
33
34
35
36
37
38
39
40
Descripción del proceso
LIVIACION EXTRACCION RE-
EXTRACCION
ELECTRO-
OBTEBCION MINERAL CATODO
ED
EC
OD
OC
RF
PLS
41
42
43
44
Reactivos
Extractantes
LIX 9790N, LIX 984N (Cognis), PT 5050 (Acorga) y MOC 45 (Allied Signal).
Sus características principales son:
Densidad : 0.91 g/cc
Color : ámbar
Punto de inflamación : 70 °C
Selectividad Cu/Fe : > 2000
Carga máxima (a 10% v/v) : 5.2 g/l de Cu a pH =2
Transferencia neta (10% v/v) : 3.0 g/l de Cu
Separación de fases : < 90 segundos
Cinética de extracción : > 95% en 60 segundos
45
Diluyentes
ESCAID 103 (Exxon) y OXIMIN (Oxiquim), SHELLSOL (Shell)
Sus características principales son:
Densidad : 0.81 g/cc
Punto de inflamación : 79 °C
Modificadores
Tridecanol y el éster
Aumentan la solubilidad del extractante y del metal en la fase orgánica.
Mejoran la velocidad de separación de fases y extracción de cobre,
favoreciendo la coalescencia.
46
Tipos de extractantes
Ketoximas
Primeros reactivos usados para la extracción de cobre.
Ventajas: excelente separación de fases, bajas pérdidas de orgánico por arrastre y
baja formación de crud (borra)
Desventajas: Extractante moderado de cobre y cinética lenta a bajas temperaturas.
El reactivo típico fue el LIX 64N.
Salicilaldoximas
Reducir circuitos 4E+3S o 3E +2S a 2E+2S o 2E + 1S. Sin embargo, estos reactivos
son extractantes tan fuertes que requieren un modificador para realizar
eficientemente la reextracción.
El uso de modificadores (tridecanol o nonifenol) presentan las siguientes
desventajas: hidrólisis y degradación del reactivo, mayor transferencia de Fe al
electrolito, mayor pérdida de orgánico por arrastre físico y mayor formación de
crud. Reactivos típicos son el LIX 860 y el Acorga PT-5050.
47
Mezclas Salicilaldoximas – Ketoximas
LIX 9790N, LIX 984N
Estas mezclas no contienen modificadores. El LIX 984, por ejemplo,
es una mezcla de LIX 860 (salicilaldoximas) y LIX 84 (Ketoxima).
Combina la capacidad extractiva y cinética rápida de la
salicilaldoxima con la estabilidad y propiedades físicas de las
Ketoximas.
48
Isoterma de Distribución
La isoterma de distribución es un gráfico de la concentración de la
especie extraída en la fase orgánica versus la concentración de la
misma en fase acuosa, en el equilibrio y a una temperatura dada, y
puede ser preparada para extracción como para re extracción.
49
Recta de operación
50
Diagrama de McCabe-Thiele
E1
E2 A/O =1/(O/A)
(SR,OC)
(Ref,OD)
(SRef,OSC)
51
52
Configuración de plantas de SX
Lixiviación Electro-obt.
E1
E2
S1
Extracción Reextracción
SR
RF OSC
SRF OC OD
ED EC
OC
53
E-1 L E-2 R-1
LIXIVIACION EW
PLS
OSC
OD
OCL
L
OC
RF
SRF AL
ER
EP
54
Operación y control del proceso
Arrastres
Continuidad
O
A
A
O
55
Recuperación del orgánico Electrolito
Refino
Remoción de acuoso Uso de una o más etapas de lavado.
Diseño del estanque de orgánico como
post-decantador.
Uso de coalescedor del tipo
desarrollado por Chuquicamata.
Combinación de cualquiera de las
alternativas anteriores, dependiendo
de la concentración de las impurezas
presentes.
56
Variables de control de la SX
Concentración de cobre y ácido (pH) del PLS
Concentración de cobre y ácido del refino
Flujos del PLS, orgánico y electrolito
Razón O/A
Continuidad de fases
Concentración de cobre del orgánico cargado, orgánico semi-
cargado y orgánico descargado
% de extractante
Arrastre de acuoso en orgánico
Arrastre de orgánico en acuoso
Altura de la banda de dispersión
Formación de borra (crud)
57
58
59
Cálculo de volumen del mezclador:
N° de mezcladores: 2
Tiempo de mezcla: 3 minutos
Volumen mezclador = (3 x 429)/(60 x 2) = 11 m3 cada uno
Se elige un mezclador cilíndrico con altura = 1,1 diámetro y un 20 %
más de capacidad = 11 x 1,2 = 13,2 m3
V = 3,14 X D2 x 1,1D/4 = 13,2
D3 = (13,2 x 4)/(3,14 x 1,1) = 15,3
D = 2,5 m
H = 2,8 m
V = 13,7 m3
60
Cálculo del área del decantador:
Flujo específico: 2,3 a 4,5 m3/h/m2
Elegimos un flujo específico de 3,4 m3/h/m2
Por lo tanto el área del decantador es: 429/3,4 = 126 m2
Tomamos: largo = 1,1 ancho; esto es: L = 1,1 x A, por lo tanto:
1,1 x A2 = 126
A = 10,7 m
L = 11,8 m
Area del decantador = 126 m2
61
62
Altura de la capa de orgánico:
En la práctica industrial, se usa una altura de capa de
orgánico de 15 a 30 cm
Elegimos Horgánico = 30 cm y el resto hasta completar 1,1 m
es acuoso, o sea la altura del acuoso es 0,8 m.
63
Electro obtención (EW)
Visita plantas Materia
64
65
66
67
68
69
70
71
72
73
74
75
76
77
78
79
80
81
82
83
84
Descripción del proceso
85
MINERAL LIXIVIACION EXTRACCIONRE
EXTRACCION
ELECTRO
OBTENCION CATODO
FIGURA 1
PROCESO
LIXIVIACION / EXTRACCION POR SOLVENTE / ELECTRO OBTENCION
ARRASTRE
A / O
CONTAMINA
ERAFECTA EO
Calidad Cátodo
Eficiencia Corriente
Consumo Energía
Corrosión Anodos
Aumenta Costo
86
2 2
0
2 2 H /
12 2 , E 1,23 V
2O OH O O H e
2 02 , E 0,34 VCu e Cu
celda
1,23 0,34 0,89 V
E 0,89 V
celda anodo catodoE E E
Conceptos fundamentales
Reacción catódica:
Reacción anódica:
Reacción global:
87
Densidad de Corriente i
2
2
, donde:
de corriente en A/m
en A
superficie del catodo en m
Ii
S
i densidad
I corriente
S
88
Ley de Faraday dneOx Re
ItnF
MP
P = peso obtenido, g
M = peso molecular de la especie, g/mol
I = corriente, A
t = tiempo, seg.
n = número de electrones
F = constante de Faraday = 96.500 Coulomb (Amp. x seg.)
89
CueCu 22
hA
gEECu
185,136001
965002
54,63
2
33 296,010250185,110mh
kgiEEv Cuteórica
2266,0296,090,0
mh
kgvreal
90
Curvas de Polarización E = f (i)
91
Eficiencia de corriente
real100 , %
teorico
teorico=Peso dado por la ley de Faraday
I
Peso
Peso
Peso
Voltaje de Celda
, Vcelda th a c elV E R I Perdidas
Consumo de Energía 5
catodo0,84 10 , KWh/Tcelda
I
VW
92
Configuración de plantas de EW de Cu
21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20
EC/SX
ED/SX
R
+
-
93
Operación y control del proceso
Calidad Química cátodo grado A
Cobre, Cu > 99,96 %
Plomo, Pb 5 ppm, máx.
Hierro, Fe 10 ppm, máx.
Azufre, S 15 ppm, máx.
Selenio, Se 2 ppm, máx.
Teluro, Te 2 ppm, máx.
Bismuto, Bi 2 ppm, máx.
Antimonio, Sb 4 ppm, máx.
Arsénico, As 5 ppm, máx.
Plata, Ag 25 ppm, máx.
94
Elementos de control
Los elementos de control de la calidad química son:
• Temperatura del electrolito (47 a 50 ºC)
• Concentración de cobre en el electrolito agotado (varía según la
densidad de corriente, a baja densidad de corriente puede ser
mayor o igual a 35 g/L; en cambio a alta densidad de corriente,
esto es sobre 300 A/m2, la concentración de cobre en el agotado no
debe ser inferior a 40 g/L)
• Densidad de corriente ( a mayor densidad de corriente hay mayor
riesgo de baja de calidad química)
• Dosificación de aditivos o inhibidores (estos no deben ser ni muy
poco ni muy elevados)
• Flujo de electrolito (flujo específico superior a 2,5 L/min/m2.
95
Calidad física
Elementos de control:
La densidad de corriente
El estado de los electrodos
La distancia ánodo – cátodo
La temperatura, concentración y flujo del electrolito.
La adición de guar y sulfato de cobalto.
El tiempo de depósito
96
Control de Impurezas
Arrastre de Orgánico
Cloruro
Hierro
Manganeso
Plomo
Neblina Ácida
97
Diseño de plantas de EW de Cobre
Criterios de diseño:
Producción = 7.200 T/año = 600 T/mes = 20 T/día =
833 kg/h
Densidad de corriente = 275 A/m2 (valor medio entre
250 y 300)
Eficiencia de corriente = 90 %
Voltaje de celda = 2,2 V
Equivalente electroquímico del Cu = 1,185 g/Ah
98
Cálculos:
a) Velocidad de depósito
vd = (0,90 x 1,185 x 275)/1.000 = 0,293 kg/h/m2
b) Superficie catódica total = 833/0,293 = 2.843 m2
c) Número de cátodos de 1 x 1 m = 2.843/2 = 1.422 cátodos
d) Número de cátodos por celda: depende del proyecto,
normalmente en mediana minería se utiliza hasta 45 cátodos por
celda. En gran minería se usan hasta 66 cátodos por celda. En este
ejemplo vamos a utilizar 33 cátodos por celda
99
e) Número de celdas = 1,422/33 = 43 celdas (vamos a
utilizar 44 celdas distribuidas en 2 bancos de 22 celdas
cada uno)
f) Corriente del rectificador = 33 x 2 x 275 = 18.150 A
(vamos a utilizar un rectificador de 20.000 A con una
holgura de un 10 % de producción)
g) Voltaje del rectificador = 2,2 x 44 = 97 V (vamos a
utilizar un rectificador de 110 V con un 10 % de holgura
de producción)
100
Diseño:
Rectificador = 20.000 A x 110 V
N° celdas = 44 (2 bancos de 22 cada uno)
N° electrodos por celda = 33 (elección según tamaño de
celdas)
33 cátodos
34 ánodos
N° cátodos total = 1.452
N° ánodos total = 1.496
101
Electro refinación (ER)
Visita planta Materia
102
103
104
105
106
107
108
109
110
111
112
113
114
115
116
117
118
119
120
121
122
123
124
125
126
Descripción del proceso
Eliminar las impurezas que perjudican las propiedades
eléctricas y mecánicas del cobre, tales como: As, Sb,
Bi, O, S, Se, Te, Fe, Co, Ni y Pb.
Recuperar las impurezas valorizables, como: Au, Ag,
metales del grupo del Pt y Se.
Objetivos:
127
Los ánodos se moldean en la fundición y son de cobre
impuro (99.4 a 99.8 % Cu) y los cátodos son láminas de
cobre puro (99.98 % Cu) (láminas iniciales u hojas de
partida) o placas de acero inoxidable sobre el cual se va a
depositar el cobre puro (cátodos permanentes), tal como
se hace en EW Cu.
El electrolito es una solución ácida de sulfato de cobre
que contiene entre 40 y 50 g/l de Cu2+ y 180 a 200 g/l de
H2SO4. La temperatura de trabajo es del orden de 60 °C y
la densidad de corriente varia entre 180 y 250 A/m2.
128
Durante el electrólisis, el cobre y los metales menos nobles que él :
As, Sb, Bi, Fe, Co, Ni, Pb, pasan desde el ánodo a la solución;
mientras que los metales más nobles como oro y plata, y los
sulfuros, seleniuros y teluros de cobre y plata, muy refractarios a la
disolución electroquímica, no se disuelven, decantan y pasan al
barro anódico.
El cobre es depositado sobre el cátodo; mientras que los metales
menos nobles como Fe, Ni y As permanecen en la solución. Un
circuito de purificación del electrolito permite eliminar estos
elementos y evitar así que su concentración aumente en solución
con el tiempo. El electrolito circula en circuito cerrado en la planta
de electro refinación.
129
Además, para mejorar la calidad del depósito catódico, se
agrega al electrolito sustancias orgánicas en pequeñas
cantidades, llamadas inhibidores de cristalización, tales
como: tiourea, cola y avitone.
Finalmente, como la concentración de cobre aumenta en
el electrolito, debido a la disolución química del óxido
cuproso contenido en el ánodo, es necesario que una
parte del electrolito sea sometida al proceso de electro
obtención para mantener la concentración de cobre
constante en solución.
130
Elemento Ánodos
%
Cátodos
%
Cu 99.4 - 99.8 > 99.99
O 0.1 - 0.3 25-50 ppm
Ni < 0.5 < 10 ppm
Pb < 0.1 < 5 ppm
As < 0.3 < 2 ppm
Sb < 0.3 < 2 ppm
Se < 0.02 < 2 ppm
Fe 0.002 - 0.03 2 – 20 ppm
Te < 0.001 < 1 ppm
S 0.001 - 0.003 2 – 10 ppm
Bi < 0.01 < 1 ppm
Ag < 0.1 5 – 10 ppm
Au <0.005 < 0.1 ppm
131
ELECTRO
REFINACION
ELECTROLITO DESCOBRIZACION
PURIFICACION
BARRO
ANODICO
ANODOS CATODOS
CATODOS
EW
BARRO
ARSENICAL
132
Conceptos fundamentales
REACCION ANODICA: Cu => Cu2+ + 2e- E° = 0.34 V
(Disolución de cobre)
REACCION CATODICA : Cu2+ + 2e- => Cu E° = 0.34V
(Precipitación de cobre) _______________________________
REACCION DE CELDA O GLOBAL: Cu => Cu E = 0 V
(Expresada en forma iónica)
133
134
Configuración de plantas ER
CELDAS
COMERCIALES
CELDAS
COMERCIALES
CELDAS
COMERCIALES
AREA DE
COSECHA
AREA
DE
HOJAS
PARTIDA
PLANTA
BARROS
PLANTA
PURIFICACION
AREA
ESTANQUES
PATIO
DE
ANODOS
RECTIFICADOR PATIO DE ANODOS
PATIO DE CATODOS
LAMINAS
INICIALES
CELDAS
COMERCIALES
135
Operación y control del proceso
Las plantas ER Cu operan a densidades de corriente de 200 a 300 A/m2,
temperatura del electrolito de 60 °C, flujo de electrolito 20 a 40 L/min y
concentración del electrolito:
Cu: 35 a 50 g/L
Ni: 1 a 30 g/L
H2SO4: 130 a 210 g/L
As: 0,01 a 20 g/L
Sb: 0,01 a 0,5 g/L
Bi: 0,01 a 0,3 g/L
Cl: 0,02 a 0,06 g/L
Aditivos orgánicos: cola, avitone y tiourea: 20 a 40 ppm
136
Comportamiento y control de impurezas
El objetivo de una planta ER Cu es producir cátodos de
alta pureza a bajo costo.
Las impurezas que tienen mayor efecto negativo sobre
el recocido y la temperatura de re cristalización en la
obtención del alambrón por colada continua, están en
el orden siguiente:
Te > Se > Bi > Sb > As
137
Para el cátodo grado A del mercado de metales de Londres (LME) la norma
establece los valores máximos permisibles para estas impurezas:
Se 2 ppm
Te 2 ppm
Bi 2 ppm
Sb 4 ppm
As 5 ppm
Pb 5 ppm
Fe 10 ppm
S 15 ppm
Ag 25 ppm
Total 65 ppm
138
Por otra parte, se debe recuperar los metales de alto valor
económico como son los metales preciosos (Au y Ag) y los
metales del grupo del platino (Pt, Pd).
También, se debe eliminar del proceso y luego recuperar
el plomo, azufre y los metales del grupo del hierro (Fe, Co
y Ni).
139
El mecanismo principal de contaminación de cátodos es el
siguiente:
Mediante el barro anódico
A través del electrolito
Por co – depositación catódica
En consecuencia, para un buen control de calidad de
cátodos y control de impurezas, se debe conocer el
comportamiento de las impurezas en los ánodos, en el
electrolito y en los cátodos.
140
Comportamiento de impurezas durante la ER Cu
• MPt, Au, Ag, Se, Te, S, Pb, Sb: en los barros anódicos
• As, Bi: principalmente en el electrolito
• Fe, Co, Ni, Zn: en el electrolito
141
• MPt y Au: tienen E0 > 1,5 V, muy superior al E0 del Cu
(0,34 V), por lo tanto no se disuelven, no se encuentran
en el electrolito, no se depositan en el cátodo y pasan
directamente al barro anódico.
• Ag: tiene E0=0,8 V, pero como la plata se encuentra en
los ánodos como seleniuros y teluros de cobre y plata,
se disuelve una pequeña cantidad de plata y se
precipita en el electrolito como cloruro de plata (AgCl)
mediante la adición de pequeñas cantidades de Cl-
(HCl) del orden de 30 ppm. También, hay algo de co –
depositación de Ag en el cátodo.
142
S, Se y Te: estos elementos se encuentran en los ánodos
como seleniuros, teluros y sulfuros de cobre y plata, muy
refractarios a la disolución (tienen E0 entre 0,5 y 0,6 V),
por lo tanto no se disuelven y pasan directamente al
barro anódico.
143
As, Sb y Bi: estos metales tienen un E0 inferior al E0 del Cu
(As 0,25 – Sb 0,21 y Bi 0,32 V), por lo tanto se disuelven y
se comportan de la manera siguiente:
Una parte precipita como arsenatos de Sb y Bi, los
cuales si quedan en suspensión contaminan el cátodo y
el resto decanta al barro anódico.
La parte que queda en el electrolito es eliminada en los
circuitos de purificación del electrolito.
144
Fe, Co y Ni: estos metales tienen un E0 inferior al E0 del Cu
(Fe -0,44 – Co -0,28 y Ni -0,25 V), por lo tanto se disuelven,
pasan al electrolito, no se co depositan en el cátodo y son
eliminados en el circuito de purificación.
Pb: tiene un E0=-0,13 V, por lo tanto se disuelve, precipita
como PbSO4 y pasa al barro anódico.
145
Tratamiento de barros anódico
Los barros anódicos son precipitados que se encuentran
en el fondo de las celdas de ER Cu. Se generan del orden
de 1 a 1,5 kg/T cátodo y en este estado original se
denominan barros anódicos crudos (BAC).
146
La composición de los barros anódicos crudo es la siguiente:
Cu 10 – 35 %
Ag 10 – 45 %
Au 0,5 – 2,0 %
Se 5 – 15 %
As 2 – 5 %
Sb 2 – 10 %
Te 0,5 – 5 %
MPt 50 – 100 ppm
Ox.Refr. 1 – 2 % (SiO2, CaO, Al2O3)
147
Etapas del proceso
• Recepción y descobrización: lixiviación BAC con H2SO4, vapor y
aire.
• Deselenización: tostación sulfatante BAD con H2SO4, reducción
SeO2 y purificación Se.
• Fusión en horno doré: calcina descobrizada y deselenizada a
fusión en HD y obtiene ánodo de metal doré: Ag=94-97 %, Au=1-
3 %, Cu=0,1-0,5 %, MPt: menores.
• Electro refinación de Ag y Au y recuperación de MPt (Pt, Pd).
148
1. Recepción y Descobrización: lixiviación BAC con
H2SO4, vapor y aire.
• BAC: 15% Cu, 35% Ag, 2% Au
• BAC decantado a 2 estanques cónicos lixiviadores batch de 3,5
m3.
• Agrega vapor + aire.
• Pulpa a filtro a presión separa BAD (Barro Anódico
Descobrizado) y solución de CuSO4 a planta de sulfato.
• BAD 12 % humedad, 1% Cu, 41% Ag, 2,3% Au a 1 capacho a
planta de deselenización.
149
2. Deselenización
Preparación mezcla BAD + Solución desargentización (40 g/L Ag)
+ H2SO4 + tierra de kieselgur, en estanque de 1 m3. Ciclo 8
h/carga.
Recepción de mezcla y vaciado en bateas de tostación (12
bateas por cada horno).
Horno de tostación a 600 ºC, SeO2 (g).
Estanque de circulación y decantación de selenio a 80ºC con
solución de H2SO4 300 g/L.
Filtro prensa para separación de Se 98%.
Calcina a horno doré (HD), 37% Ag, 2% Au, 0,8% Cu.
150
3. Fusión de calcina en Horno Doré (Cu-Au-Ag)
• Preparación de mezcla calcina + bórax + salitre (en oxidación) +
Na2CO3 + carbón + precipitados de Ag.
• Horno Doré: 5,4 t de carga por batch a 1.200 ºC, 1 quemador de
acero a petróleo 30 L/h + aire.
• Fusión: escoria de fusión, elimina As, Sb, Pb, Fe y SiO2. Retorna a
fundición (de cobre). Contiene 2% Ag y 0,05% Au.
• Oxidación: escoria oxidación elimina Cu y Te. Contiene 4% Ag y
0,4% Au. Se recicla en el mismo horno o retorna a fundición.
• Metal doré: a moldeo de ánodos, 95% Ag, 4% Au, peso ánodos 10
kg. Van a electrólisis de plata.
• 5 t de calcina en 3 días.
151
4. Electro refinación de Plata (Moebius)
• Anodo de metal doré a cuba electrolítica.
• Cristales de plata. Lavado con agua caliente y filtrado.
• Cristales de plata a horno de inducción, capacidad 120 kg/h.
• Granallado. Granalla de plata 99,98% Ag.
• Agua de lavado retorna a cuba electrolítica.
• Solución de filtrado va a cementación con NaCl y Fe. El precipitado a horno
doré.
• Barro aurífero a filtro de vacío. Barro anódico a tratamiento. Solución a cuba de
cementación.
• Resto ánodo a horno inducción para ánodo metal doré.
152
5. Tratamiento de barro aurífero crudo (barro anódico
electrólisis de plata)
• Barro aurífero crudo (30% Ag, 65% Au) + H2SO4 concentrado a
lixiviación a 160 ºC, en estanque de lixiviación cilíndrico cónico
(lixiviadores PF AUDLER) de 100 kg. Ciclo 48 h. Reactores
envidriados interiormente.
• Barro lixiviado 98% Au, 1% Ag a horno de inducción de 120 kg/h,
moldeo de ánodos de oro 98% Au, 1% Ag, peso 1,8 kg a
electrólisis de oro.
• Solución de desargentización a planta de selenio.
• A horno de inducción circulante de electrólisis de oro (98% Au, 1%
Ag).
153
6. Electro refinación de oro.
• Anodos de oro (98% Au, 1% Ag) y cátodos iniciales.
• Celda de electrólisis a 70 ºC calentada con aceite.
• Electrolito: 130 g/L Au, 130 g/L HCl.
• Cátodo: lámina inicial oro electrolítico
• Densidad de corriente = 1.000 A/m2.
• Cátodos de oro: 99,99% Au a horno de inducción, moldeo de barras, pesaje y venta 99,99
% Au. Barritas a laminación para cátodos iniciales.
• Resto de ánodos a moldeo de ánodos.
• Barro anódico y electrolito a filtración. Barro anódico + agua regia a cementación AgCl.
• Solución a cuba de precipitación con FeSO4. Filtración en filtro buncher. Precipitado de
oro retorna a barro anódico.
• Solución a precipitación con Zn. Filtración. Precipitado es un concentrado de Pt y Pd (7%
Pt, 38% Pd), 500 kg desde que partió la planta en 1966. Ciclo 24 h. Solución a descarte.
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