MINISTERIO DE INDUSTRIAY ENERGIACOMISARIA DE LA ENERGIA Y RECURSOS MINERALES

INVENTARIO NACIONAL DERECURSOS DE COBRE 1981

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INSTITUTO GEOLOGICO Y MINERO DE ESPAÑATOMO II MEMORIA

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MINISTERIO DE INDUSTRIA Y ENERGIAINSTITUD GEMBICO Y filinEfifi 91 ESPANA

INVENTARIO NACIONAL DE RECURSOS DE COBRE. 1981

TOMO II

INDICE GENERAL

TOMO I.-

0.- RESUMEN

1.- PLANTEAMIENTO GENERAL

2.- YACIMIENTOS Y MINAS DE COBRE

TOMO II,

3.- APROVECHAMIENTO DE LAS MENAS DE COBRE

4.- DATOS ECONOMICOS SOBRE LA INDUSTRIA DEL COBRE

TOMO III,

S.- ANALISIS DE LA MINERIA ESPAÑOLA DEL COBRE

6.- EXPLOTABILIDAD Y ECONOMICIDAD DE LOS RECURSOS ESPAÑO-

LES DE COBRE

7.- RECURSOS ESPAÑOLES DE COBRE

8.- CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

BIBLIOGRAFIA

TOMO IV.-

FICHAS. Zonas li, 2�, 311 41 y 51

TOMO V.-

FICHAS. Zonas 6�, 7� 81 y 91

TOMO VI.-

FICHAS. Zona 101

TOMO VII.-

FICHAS. Zonas llq y 121

INDICE DEL TOMO II-MEMORIA-21 PARTE

Páginas

3.- APROVECHAMIENTO DE LAS MENAS DE COBRE ...... 3. 1.

3.1. Mineralúrgia del cobre ................ 3. 4.

3.1.1. Menas simples de cobre ........ 3. S.

3.1.2. Los sulfuros polimetálicos co-

mo mena de cobre .............. 3. 7.

3.1.2.1. Aprovechamiento ViaTodo-uno ............ 3. 8.

3.1.2.2. Aprovechamiento ViaFlotación ........... 3. 14.

3.1.3. Las piritas como fuente de co-

bre ........................... 3 . 23 .

3.1.3.1. Aprovechamiento ViaTostación ........... 3. 24.

3.1.3.2. Aprovechamiento Via

Directa ............. 3. 39.

3.1.4. Otras menas sulfuradas y oxiQdas de cobre .................. 3. 41.

3.2. Procesos metalúrgicos del cobre ....... 3. 43.

3.2.1. Pirometalúrgia o fundición del

cobre ......................... 3. 43.

3.2.2. Hidrometalúrgia del cobre ..... 3. 64.

3.3. Plantas metalúrgicas existentes en elmundo ................................. 3. 68.

3.4. Plantas metalúrgicas españolas ........ 3. 80.

3.4.1. Rio Tinto Minera, S.A.(Huelva) 3. so.

3.4.2. Fundiciones de cobre secunda—rio en España ................. 3. 85.

I I

Páginas4.- DATOS ECONOMICOS SOBRE LA INDUSTRIA DEL COBRE.. 4. 1.

4.1. Estructura de la industria básica del co-bre ........................................ 4. 4.

4.1.1. Producción minera mundial. Reser—vas ............................... 4. 7.

4.1.2. Producción metalúrgica mundial .... 4. 13.4.1.3. Comercio mundial de cobre. Consumo

por países ........................ 4. 19.4.1.4. Principales empresas del mundo .... 4. 31.

4.2. Estructura de la industria básica españoladel cobre ................................. 4. 43.

4.2.1. Producción minera ................. 4. 43.4.2.2. Producción metalúrgica ............ 4'. 46.Z>4.2.3. Comercio exterior español. Consumo 4. 48.

4.3. El mercado del cobre. Análisis institucio-

nal ....................................... 4. SS.

4.3.1. Figuras del mercado. Productos vendibles ............................ 4. S8.

4.3.2. Las Bolsas de Metales ............. 4. 6S.4.3.3. El precio del cobre. Evolución .... 4. 75.4.3.4. Organismos con influencia sobre el

precio del cobre .................. 4. 84.

4.4. La compra-venta de concentrados. Sistemáti

ca de valoración .......................... 4. 87.

4.4.1. Gastos de tratamiento, fundición yrefino ............ . .............. .. 4. 89.

4.4.2. Penalizaciones y bonificaciones ... 4. 92.4.4.3. Otras claúsulas de un contrato a -

largo plazo ....................... 4. 95.

III

Páginas

4.4.4. Concentrados limpios y sucios ... 4. 98.

4.4.5. Valoración de los concentrados.. 4.100.

4.4.5.1. Coeficiente de valora—

ción ................... 4.103.

4.5. Previsiones y tendencias ................ 4.106.

4.5.1. Previsiones y tendencias a nivel

mundial ......................... 4.106.

4.5.2. Previsiones y tendencias a nivel

nacional ........................ 4.111.

4.6. Resumen y conclusiones .................. 4.113.

4.6.1. A nivel mundial ................. 4.113.

4.6.2. A nivel nacional ................ 4.117.

ANEXO, Contratos de compra-venta.

3.- APROVECHAMIENTO DE LAS MENAS

DE COBRE.-

3.2.

El cobre se presenta ocasionalmente en estado nativo y es esta

la razón por la cual es un metal conocido y usado por el hombre

desde los primeros tiempos. Este uso, y consecuentemente produc

ción, ha ido incrementándose gradualmente desde su descubrimien

to, pero no es hasta después de la Revolución Industrial cuando

su produce un incremento desmesurado eii la producción de cobre.

El desarrollo de la industria elé`ctrica en los iltimos tiempos

ha creado una gran demanda de cobre de gran pureza (99,99% de -

Cu) para su utilización como material conductor, etc. El aprove

chamiento de las menas de cobre que se presentan en la corteza

terrestre cubre la mayor parte de esta demanda de cobre, el res

to es obtenido'medíante la recuperación de chatarras y otros

productos que contienen cobre.

En el capitulo anterior se ha visto los yacimientos y los mine-

rales de cobre susceptiblesde aprovechamiento industrial. Un --

90% son minerales sulfurados, de los cuales el más abundante es la

calcopirita, el resto son minerales oxidados (carbonatos, óxi—

dos, silicatos, sulfatos).

En este capitulo se describen, los principales procesos de apro

vechamiento de las menas de cobre. Inicialmente se estudian los

sistemas de tratamiento mineralúrgico, existentesen el mundo

3.3.

y/ oen vias de desarrollo, para analizar a continuación la me-

talurgia implantada en la actualidad a escala industrial. Den-

tro del examen de las plantas metalúrgicas se contemplan las -

existentes en Europa con sus caracteristicas y en forma más de

tallada las plantas españolas.

3.4.

3.1. Mineralurgia del Cobre,

Los todo-unos del cobre que se explotan hoy en día son de le-

yes pobres de cobre (hasta 0,5% de Cu en mineria a cielo abier

to, y, 1-2% en mineria subterránea). La cantidad de energia ne

cesaria para calentar y fundir estas masas minerales con esté-

riles requiere cantidades prohibitivas de combustible. Pero --

afortunadamente las menas de cobre pueden ser concentradas por

medios fisicos en concentrados de alta ley en cobre (20%-30%)-

que pueden ser fundidas economicamente.

El método más efectivo de concentración de menas de cobre es

la de flotación espumante, por medio de la cual se hace que

los minerales de cobre se asocien selectivamente a las burbu—

jas de aire que pasana través de una pulpa acuosa con. mineral

molido.

Los minerales flotados se mantienen en una espuma estable en -

lo alto de las celdas de flotación de donde son separados meca

nicamente para formar el concentrado.

Generalizada parcialmente la concentración por flotación se pa

sará a analizar los procedimientos de concentración existentes

a escala industrial.

3 .5.

Para facilitar la exposición se estudian las posibles menas

desde unas agrupaciones prácticas de acuerdo con el uso indus-

trial establecido.

3.1.1. Menas simples de cobre.-

Se agrupan en el concepto de menas simples de cobre aquellas -

que incorporan minerales de esta sustancia bién diferenciados,

de forma que una trituración y molienda adecuada es capaz de -

liberarlas a un tamaño que admite el proceso de flotación. Den

tro de este apartado de menas simples se consideran las coqmes

tas fundamentalmente por strIfuros de cobre - acompañadas por otros

sulfuros me.tálicos en minima proporción.

En las menas de cobre se observa la presencia de plata y oro -

que supervaloran el yacimiento, ya que en caso de que aparezcan

se tiene buen cuidado en que su recuperación sea la más alta po

sible y as! obtener un concentrado que aparte de su valor por -

el contenido del metal principal, tenga un valor superior debi-

do a las bonificaciones obtenidas por el contenido de plata y -

oro en el concentrado.

El proceso en las plantas de tratamiento suele estar constitui-

do por dos circuitos:

3.6.

- Circuito de Trituración.

- Circuito de Molienda y Flotación.

En el circuito de trituración, el mineral procedente de la ex

plotación pasa através de una trituradora primaria giratoria-

que lo reduce a una granulometria en general inferior a 200--

225 mm. Las trituradáras primarias suelen descargar sobre --

alimentadores que mediante cintas transportan el-mineral a --

cribas donde se separan los tamaños inferiores a las dimensio

nes finales, el resto del mineral es sometido a trituraciones

secundarias y terciarias mediante trituradoras cónicas o bien

conos symons en circuito cerrado obteniéndose un producto fi-

nal de dimensión en general inferior a 20-24 mm.

El mineral es almacenado en silos donde es dosificado para su

entrada en el circuito de molienda.

El circuito de molienda consta de un molino de barras o de bo-las, bateria de ciclonado y uno o dos molinos de bolas en cir-

cuito cerrado. El mineral obtenido en la molienda alimenta al

circuito de flotación donde es sometido a una flotación de --

..desbaste en celdas tipo Wenco dispuestas en serie con agitación

mecánica.En estas celdas se obtienen unas espumas con un 10% en

cobre.

Las espumas pasan a un circuito de molienda que consiste en

3.7.

un molino de bolas y una bateria de (ciclones) en circuito

cerrado, obteniéndose un overflow inferior a 300-325 mallas.-

Esta pulpa pasa a un acondicionador antes de entrar a la flo-

taci6n selectiva; la cual suele constar de 3 lavados y una 11

nea de barrido, obteniéndose finalmente un concentrado final-

de un 20-30% de cobre.

El concentrado de cobre es sometido a un circuito de espesado

filtrado y secado, mediante tanques espesadores que elíminan

el mayor porcentaje de agua que lleva el concentrado, filtran

do a continuaci6n en filtros de disco o tambor y la torta fil

trada as¡ obtenida se somete a secadores rotativos que redu—

cen el porcentaje de agua al 10%.

Los productos as! obtenidos son sometidos al proceso metalúr-

gico que posteriormente se ar-al izará.

3.1.2. Los sulfuros polimetalicos como mena de cobre.

Se entiende por sulfuros polimetálicos aquellos cuyo contení-

do en Cu+Pb+Zn es superior al 5%.

Los minerales piriticos complejos del S.O. español están cons

tituidos, basicamente, por un sulfuro de hierro complejo con

3.8 .

cantidades variables de sulfuros de cobre.cinc, plomo,arséni

co, antimonio, plata, as! como silice, alúmina, óxidos de --

calcio y magnesio, etc. Estos sulfuros metálicos se presentan

muy diseminados en la matriz piritica, la cual hace que in—

cluso después de molíendas muy finas, se encuentren particu-

las binarias y ternarias. Además esta circunstancia supone

una dificultad a la hora de aplicar un tratamiento de flota-

ci6n diferencial a estos minerales, pues los tamaños de libe

ración se encuentran a menudo por debajo del tamaño de parti

cula minimo para su flotación en instalaciones diferenciales.

Los sulfuros polimetálicos que no presentan estas peculiarida

des que concurren en los minerales del S.O. español se tratan

por una flotación diferencial convencional alcanzando unos

rendimientos superiores y obteniendo unos concentrados de

Pb, Zn y Cu más puros.

A continuación se describen las diferentes posibilidades de

concentración y conversión, de los sulfuros polimetálicos --

ibéricos, partiendo de dos vias: Via todo-uno y Via flotación.

3.1.2.1. Aprovechamiento Via Todo-uno.-

En la figura n2 3.1. se recoge el tratamiento de sulfuros po

APROVECHAMIENTO DE MINERAL PIRITICO COMPLEJO "VIA TODO UNO".

MINERAL PIRITICOCOMPLEJO

SHERRIT-GORDON AUXINO-PIRITAS MINEME §-PIRITA$ TOSTAL

(VIA HUMEDA)L

�LIX. DINAMICA CONVEN

S02S03

RUPERLON

pIRITA

EN-

DE Cu. Y Zn.

PIRITA ERE RI

U

RIC.U

RCUP RY

lN RIQUECID

UPERERMION ESPONJA UPER .10 ION CENIZAS TRATAMIENTORI lUECIDADE METALES DE HIERRO (DE METALES EN AZUFRE DE METALE REWDUO Fe. DE CENIZAS.

Y Pb.

L

TRATAMIENTOSOLUBILIZANTE

0 VOLATILIZANTECUPER PELET

1 N DE Vb. F#203

3.10.

limetálicos por via todo-uno, que engloba los procesos piro

e hidrometalúrgicos que son aplicados directamente, sin nece

sidad de concentración previa.

Los procedimientos piro-metalúrgicos basados en la tostación

convencional del mineral y el posterior tratamiento de sus -

cenizas no parecen viables para los minerales piriticos com-

plejos al no presentar el residuo férrico caracteristicas --

quimicas y fisicas adecuadas en la industria siderúrgica.

Dentro de los procesos pirometalúrgicos, el procedimiento

Auxini-Piritas (Tostación Dirigida/Lixiviación Dinámica)

está diseñado especialmente para los minerales piríticos com

plejos de tipo ibérico. El objetivo que persigue este proce-

dimiento es la obtención de una solución de sulfatos de cobre

y cinc de la que se recuperan metales por medios convenciona

les . En el residuo sólido del tratamiento, quedan el plomo

y la plata que se solubilizan con lejías de cloruro s6dico;-

de estas leji*as se extrae el plomo como sulfuro o carbonato

y la plata como sulfuro.

En esencial el procedimiento consta de las siguientes fases:

1.- Tostación progresiva en doble etapa, que se realiza

3.11 .

en dos hornos de lecho fluidizado en serie. Los sul-

furos de los metales pasan a sulfatos.

2.- Tostación reparante de las cenizas obtenidas en la

primera etapa y lixiviaci6n dinámica de las cenizas

reparadas. El elemento fundamental de esta etapa es

un horno de tipo rotativo y la lixiviacíón de las ce

nizas permite obtener soluciones concentradas de sul

furos de cobre y cinc.

3.- Tratamiento de las lejías en la segunda fase para la

recuperación de los metales cobre, cinc y cadmio. El

cobre se recupera por cementación con chatarra de -

hierro.

4.- Tratamiento de las cenizas residuales de la segunda

fase para la recuperación del plomo y la plata.

Los productos obtenidos mediante la aplicación del presente

procedimiento son, fundamentalmente, acido sulfdrico, cemento

de cobre, óxido de cinc y sulfuro de plomo y plata, o bién --

carbonato de plomo y sulfuro de plata. Además, como resulta—

do final se obtendrian unas cenizas donde se encontrarla el

hierro presente en el mineral de partida.

3.12.

se comentarán losEntre los procedimientos hidrometalúrgicos,

-Gordon, Auxini-Piritas (via húmeda) y Mini—procesos Sherrit

met, donde aparte de la recuperación de los metales presentes

en el mineral, llevan consigo la aparición de un azufre en --

forma elemental o de un residuo piritico enriquecido en azu-

fre.

Elprocedimiento Sherrit-Gordon puede tener de producto de par

tida mineral piritico complejo o piritas puras o casi puras.-

Este proceso ha sido experimentado también para el tratamien-

to de concentrados de cinc, níquel, cobalto, plomo y cobre.

El proceso consta, esencialmente, de las siguientes etapas --

básicas:

1.- Descomposición térmica a baja temperatura, de la pi-

rita para obtener azufre elemental y monosulfuro de

hierro o pirrotita artificial.

2.- Oxidación acuosa de la pirrotita a óxido de hierro

hidratado y azufre elemental.

3.- Disolución del óxido de hierro hidratado y metales

no férreos,purificación e hidrólisis de sulfato fé—

rrico.

3.13.

4.-Preparación de un mineral apto para la siderúrgia.

Por este procedimiento se obtiene fundamentalmente azufre en

forma elemental y hierro de alta pureza. Las recuperaciones -

conseguidas pot este proceso estan proximas al 981 de hierro,

91% de azufre en forma elemental y 901 en metales no férreos.

-El procedimiento Auxini-Piritas(via húmeda) es adecuado para

el tratamiento de minerales piriticos complejos del tipo --

existente en el S.O. de España y de concentrados procedentes

de la flotación global. Este proceso se caracteriza, funda-

mentalmente,porque el mineral parcialmente desulfurado se so

mete a un tratamiento de oxidación selectiva en un medio clo

-oxidante, de forma tal que se obtiene azufre elemen-rurado

tal y una solución 4ue contiene los metales en forma de clo-

ruros que, después, se recircula al tratamiento de oxidación

y, de la otra, se extraen los metales y el óxido férrico as!

como el cloro,

Este procedimiento presenta la ventaja de obtener un óxido -

férrico de excepcional calidad siderúrgica junto a unos rendi

mientos en azufre superiores al 90-95%. El desarrollo del --

proceso no ha pasado de ensayos de laboratorio, la extrapola

ci6n al campo industrial constituye una incógnita.

3.14.

El procedimiento Minemet permite el tratamiento de mineral pi

rítico complejo y de concentrados procedentes de la flotación

global. El proceso está basado en una lixiviación selectiva

de cloruro cúprico con formación de azufre elemental. Los pro

ductos obtenidos son: pirita residual rí ca en azufre, hierro

en forma de goetita y metales no férreos bajo diversas* for—

mas.

Este procedimiento consigue unas elevadas recuperaciones de -

los metales no f¿rreos contenidos en el mineral de partida. -

Sin embargo, aparece una gran cantidad de pirita residual cu-

yo aprovechamiento es problemático. La recuperación del cinc_

se efectua por el clásico procedimiento de electrólisis con -

lo cual se añadirla un coste suplementario a la instalación.

se puede establecer que no existe, a escala industrial, nin—

gún proceso que utilice esta vía, y que el único impuesto a -

escala semi-inaustrial, el Sherrit-Gordon, está pensado para

minerales que permitan un mayor precio de venta en los produc

tos finales.

3.1.2.2. Aprovechamiento Vía Flotación.-

Una vez analizada la vía de todo-uno para el tratamiento del

3. 15.

mineral piritico complejo, se aborda a continuaci6n la vía de

flotaci6n, soluci6n alternativa para el aprovechamiento de

sulfuros complejos y una vez visto los sulfuros simples.

Los procesos contemplados en la.via todo-uno presentan el pro

blema ineludible que provoca la aparición del azufre, ya sea

como tal o en forma de SO la vía de flotaci6n elude las evi2Pdentes limitaciones de una producci6n desmesurada de este ele

mento (o del ácido sulfúrico fabricado a partir del mismo) a

costa de sacrificar el hierro y azufre contenidos en el res¡-

duo piritico que resulta tras la flotaci6n. De esta forma no

se supedita la capacidad de producci6n de metales no férreos

a los problemáticos mercados de azufre y ácido sulfúrico aun-

que la pirita compleja queda, entonces unicamente como mena

de estos metales no férreos.

Aquellos minerales cuyos contenidos en plomo, cinc y cobre

sobrepasan el 61, no precisan desde el punto de vista de la

rentabilidad, tratar o comercializar la pirita residual y se

destaca que este es el caso más frecuente de los minerales pi

ríticos complejos españoles.

Dentro de la vía f lotaci6n , f ¡gura n2 3.2., se distinguen tres

técnicas:

APROVECHAMIENTO DE MINERAL PIRITICO COMPLEJO NVIA FLOTACION`

MINERAL PIRITICOCOMPLEJO

ARBITER---ANACONDA

ONCJENTR

CENIM 0 E7Cu.

ESPINDESA

ONCENTRADO IMPERIALP +Z(ONC:ENT:RA lLDE b:KIVCET DE Pb.+Zn.

SMELTINO CENTDE Cu.

MINIMET CONCENTR F TACI FLOTACI1:0NCENTR FLGLOBALGLOBAL LOSAL MIXTA

AUXINI-PIRITAS----:],I._ rIAO.N(VIA HUMEDA) NCENT FLOTACION CONCENTRADOClEN AL�DE Z DIFERENCIAL DE Zn.

-PIRITASLIX. DINAMICA

SPARROWS POINTCONCENT HOBOIKEN CENHCDE CU.T+Pb.

OVIPIRITA DE Cu.+Pb. OVER-PELT DE Pb.

_[11ASTURIANA FLOTADADEL ZINC......

S'

RF,UPERACIONE METAL

3.17.

1.~ Flotación Global

2.- Flotación Mixta

3.- Flotación Diferencial

FLOTACtON GLOBAL

La técnica de flotación global constituye la vía de beneficio

más rápida de los metales no férreos, obteniendose un concen-

trado único de metáles no férreos y una pirita residual de --

grano muy f ¡no que contiene la casi totalidad de Ag del mine—

ral de partida y algunas cantidades apreciables de Pb-Zn y de-

más elementos contaminantes.

La planta de flotación global ofrece respecto a la de flota—

ci6n diferencial las siguientes ventajas: mayor simplicidad -

en el diseño de la planta, operación más sencilla, menos pro

blemas de nantenimiento, menor consumo de energia, menos mano

de obra y menor cualificación.

El inconveniente fundamental del concentrado global ohtenido,

es su dificil comercialización. Ello ha originado el desarro

llo de una serie de procedimientos ya sean pirometalúrgicos-

o hidrometalúrgicos, para el tratamiento de estos concentra-

dos, de forma que se consiga la solubilización de los meta—

les no f¿rreos contenidos.Entre ellos pueden destacarse:

3.18 .

Tostación sulfurante y lixiviación posterior de las -

cenizas con agua acidulada. Procedimiento desarrolla-

do por Auxini-Piritas.

Lixiviaci6n directa con soluciones acuosas de cloruro

férrico. Procedimiento investigado entre otros por -

Auxini-Piritas, ESPIONSA Y CENIM en España.

Lixiviaci6n directa con soluciones acuosas de cloruro

cúprico. Procedimiento desarrollado en escala labora-

torio por MINEMET e investigado por Auxini-Piritas y

Minas de Almagrera,S.A.

Lixiviación oxidante en medio amoniacal (Método ARBI-

TER).Procedimiento desarrollado industrialmente por -

la compañia ANACONDA.

Lixiviaci6n a presión con agua y oxígeno a baja tempe

ratura. Procedimiento desarrollado a nivel laborato—

rio por el CENIM.

Lixiviación a presión con agua y oxígeno a alta tempe

ratura. Procedimiento desarrollado a nivel laborato—

rio por ESPINDESA.

3.19.

Fusi6n aut6gena en horno eléctrico. Procedimiento de-

sarrollado industrialmente en Rusia bajo la denomina-

ci6n de proceso Kivcet.

Otros procedimientos de aplicación existentes en distintos -

grados de desarrollo son:

- Procedimiento Sparrows Point de Bethlehem Steel Corp2

ration1 rentable cuando el contenido en cobalto del

mineral de partida es suficientemente elevado.

- Procedimiento para la recuperación del cinc de Asturía

na del Cinc.

FLOTACION MIXTA

Se entiende por flotación mixta, dentro del esquema de bene-

ficio de los minerales piriticos complejos, aquel procediráen

to por el cual se obtienen dos concentrados: uno, de un de-

terminado metal no férreo Y,otro , zonteniendo a los restantes.

La compañia Asturiana del Cinc ha desarrollado industrialmen

te en España esta via de beneficio dirigida a la obtención -

de un concentrado de cinc. Este concentrado lo trata poste-

3.20.

riormente en sus propias instalaciones mientras que en el con-

centrado de plomo-cobre restante puede ser empleado en la plan

-Overpeltta Hoboken (Bélgica), donde se encuentra desarrollado

un proceso de fusión especialmente diseñado para la recupera—

ción de estos metales.

En el caso alternativo de aplicar la flotación mixta para la -

obtención de un concentrado de cobre y otro de plomo-cinc cabe

significar la existencia de un procedimiento industrializado -

en numerosos paises para el tratamiento de este último por la

companla inglesa Imperial Smelting Corporation.

FLOTACION DIFERENCIAL

La flotación diferencial constituye el esquema más simple para

el beneficio de los sulfuros polimetálicos complejos como mena

de metales no férreos (figura n2 3.3.), pués de la misma se ob

tienen concentrados vendibles de cada uno de ellos, y de mayor

valor que en el concentrado único procedente del tratamiento -

global.Los concentrados as! obtenidos contienen a los otros me

tales en proporciones variables, contaminándolos y encarecien-

do su posterior tratamiento metalúrgico, y además de estos con

ce.ntrados, se obtiene una pirita arsenical residual de grano -

muy fino que contiene metales no férreos y cuyo valor comercial

es muy escaso.

Figura 3.3

ESQUEMA DE FLOTACION DIFERENCIA

MINERAL PIRITICO COMPL19JO

MOLIENDA Y CLASIFICACION

TOLVAS

TRITURACA!!EN DOBLE REMOLIENDA ZnETAPA OLAS

SEPARACM Pb-Cu FLOTACION Pb-Cu FLOTACION Zn FLOTACION PfRITA

MOLIENDA Zn

RESIMD�UJO3S RITACONC, CU CONC. Pb CONC. Zn CONC.MIRITA

3.22.

Las plantas de flotación diferencial requieren inversiones

más elevadas que las correspondientes a flotación global y un

mayor aporte de energia.

Aplicando este tipo de flotación a un mineral piritico com—

plejo español los rendimientos tipicos de recuperación de --

cobre, cinc y plomo serian del 70%,-70% y 60% respectivamente,

comparativamente inferiores a los conseguidos mediante el --

proceso de flotación global.

Para el caso español, la realidad más inmediata de la presen

te via la constituye el esquema de flotación diferencial de-

sarrollado por la Compañia Andaluza de Piritas, para el mine-

mineral complejo -de Aznalcollar y la planta en proyecto Sotiel

Frente al esquema de flotación diferencial, la flotación glo

bal presenta la ventaja de obtener mayores recuperaciones de -metales no férreos, as! como una mayor economia de procedimien

to.Sin embargo, debe significarse, en su detrimento, la obten-

ción de un concentrado global cuya comercialización no es inme

diata como ocurre en el caso de los concentrados obtenidos me—

diante las flotación diferencial.

La flotación denominada mixta no presenta especial interés

3.23.

desde el punto de vista del aprovechamiento integral de los-

minerales piriticos complejos, ya que va dirigida al benefi-

cio de uno sólo de los metales no férreos contenidos en el -

mineral de partida.

A corto plazo,la perspectiva de aplicación práctica de esta-

via debe centrarse, para el mineral ibérico, en la flota-

ción diferencial por la ventaja que supone la inmediata apli

cación metalúrgica de los concentrados obtenidos.

3.1.3. Las piritas como fuente de cobre.-

El interés suscitado en nuestro pais por un aprovechamiento-

integral de las piritas, que permita, a largo plazo, satis—

facer las necesidades nacionales de cobre, plomo,cinc , pla-

ta, etc. plantea la conveniencia de un cambio de mentalidad,

en el sentido de considerar las piritas como menas de meta—.

les no f6rreos.

La mineria de las piritas no necesitarla para su completo de

sarrollo más reservas, sino más bién la existencia de una mi

neralUrgia y una metalurgia apropiada a la complejidad de

sus menas.

3.24.

Desde este punto de vista se han iniciado distintos programas

de investigación siguiendo diversas alternativas.Cada una de-

estas alternativas para ser válida deberia, además de sosla-

yar el problema derivado de la producción de azufre, apoyarse

en una infraestructura metalúrgica, nacional e internacional,

capaz de procesar los productos obtenidos en la fase pre-meta

lúrgica de tratamiento de piritas.

En principio para su tratamiento podemos considerar dos cami-

nos: Via Tostación y Via Directa.

3.1.3.1. Aprovechamiento Via Tostación.-

En esta via se tratan tanto la pirita granular extralda de la

mina, como el residuo procedente de la flotación de sulfuros-

polimetálicos (pirita flotada).

La Via Tostación comprende aquellos procesos de tostación pre

vía en los cuales la oxidación de la pirita origina di6xido -

de azufre y un residuo de tostación o cenizas. Estos procesos

se reflejan en el figura n2 3.4..

La aplicación inmediata del gas desprendido la constituye, --

fundamentalmente, la fabricación de ácido sulfúrico, pero el

APROVECHAMIENTO VIA TOSTACION DE LA PIRITA

S MECANICOS HORNOS DE LECHOFLUIDIZADO

n

H. PISOS H. ROTATIVOS A MUERTE BOLIDEN P' Y P' BOLIDEN RT BOLIDEN AUXINI] BASF-AUXINI DIRIOIDA AUXINI

S02

X7 lb 55 57 S03FABRICACIONDE SULFURICO

(C ASCENIZAS -nc

V.f.p MONTEDISON SEIKO AIPSA LIXIVIACION DINAMICA PROCESOSLA1_ZA] AUXINI PiRITAS BACTERIOLOGICOS

¿ RECUPERACION DEMETAL

INERAL MINERAL MINERAL MINERAL RESIDUOPURPURA PURPURA PURPUR)A PURPURA ERRIFE

PELETF*2 03

M

3.26.

objetivo del aprovechamiento integral viene determinado por-

la recuperación de cada uno de los elementos valorables inte

grados en la composición de la pirita.

La elección de un proceso de tostación debe considerar, en -

principio, las caracteristicas especificas de cada tipo de -

piritas, también ha de tenerse en cuenta la forma de realizar

la tostación. El tratamiento primario de tostación condiciona

totalmente, la recuperación de los elementos presentes al in

f luir en el estado f isico y.,quimico de los mismos Estas dr.cunstalcias

determinan el aprovechamiento de las cenizas resultantes, po-

sibilitando o no, la recuperación de los metales no férreos-

y la obtención de un mineral de hierro de calidad sideráúgi-

ca. Debe indicarse la conveniencia del acondicionamiento de

la carga antes de su entrada al horno, debido a su fina gra-

nulometría, lo que se puede evitar con una aglomeración, for

maci6n de pellets verdes, etc. o un acondicionamiento de la

parrilla del horno a esta granulometria.

Por otra parte, la presencia en la pirita de elementos per~

judiciales como es el caso del arsénico, provoca una discri-

-técnicas de tostación.minada aplicación de la

La calidad de las cenizas procedentes de la tostación (que

3.27.

es donde se recuperan los metales no férreos y por lo tanto

bajo punto de vista se van a localizar los distintos proce—

sos), depende, entre otros factores, del tipo de horno emplea

do.Por este motivo se procederá en primer lugar a considerar

los diferentes tipos de hornos mecánicos y de lecho fluido

y posteriormente al estudio de los tratamientos existentes

para el aprovechamiento de las cenizas.

Dentro de los hornos mecánicos se pueden considerar:

-Horno de Pisos.- El producto de partida es la pirita granu-

lar, pudiendo considerarse las principales caracteristicas -

de la tostación en este tipo de hornos las de existencias de

amplios margenes para el control de las temperaturas de los

pisos y del contenido de oxi01geno en los gases, lenta tosta—

ci6n del mineral y tiempo de residencia en el horno adecua—

do.

Estas caracteristicas garantizan la buena eliminación del As

y Pb.

Se obtienen gases que están compuestos fundamentalmente por

so 2 y S031 y cenizas con composición mayoritaria en hemati—

tes y metales no férreos fundamentalmente, en forma de 6xi--

dos.

3.28.

A pesar de las ventajas que los hornos de pisos presentan pa-

ra la tostación de piritas españolas, los condicionantes

tecnológicos y económicos limitan gravemente su posible utili

zacion.

-Hornos Rotativos, Se trata pirita granular y los productos

obtenidos son los mismos que en los hornos de pisos, si bién

las cenizas son de muy buena calidad para su aprovechamiento

posterior.

Las caracteristicas principales de este tipo de horno son el

control de las temperaturas y flexibilidad de la marcha.

Otra modalidad de tostación es la realizada en hornos de le-

cho fluidizado que constituyen el procedimiento más adecuado

para la tostación de piritas pobres en arsénico y plomo debi

do, fundamentalmente, a su alto rendimiento especifico de

tostación, gran capacidad unitaria de tratamiento, buena fle

xibilidad de marcha y costes reducidos de inversión y opera-

ción. Las cenizas obtenidas son de fina granulometria origi-

nada por la fuerte decrepitación de la pirita.

Las modalidades existentes de tostación en horno de lecho

fluidizado son:

3.29.

Tostación a muerte: No posee ventajas por tener que

aplicar un tratamiento desarsenicante a sus cenizas.

Tostación Boliden: A pesar de la aceptable eliminación

de As, Pb y Sb las cenizas no alcanzan la calidad de -

las procedentes de hornos de pisos.

Tostación Boliden-Rio Tinto: Está basada en el procedi

miento Boliden completándolo con un sistema por el que

se obtiene una composición mayoritaria de hematites d_p

sarsenicada y metales no férreos, lo que compone unas

cenizas de calidad apropiada para su aprovechamiento,-

con presencia mayoritaria de hematites y metales no --foerreos.

Tostación Boliden-Auxini: Las cenizas obtenidas son --

del mismo tipo que en los dos anteriores. Este proceso

solo ha sido experimentado a nivel planta piloto por

el INI.

Tostación Basf-Auxini: Se considera uno de los métodos

con mayor futuro por la aceptable calidad de sus ceni

zas.

3.30.

Tostación dirigida Auxini-Piritas: La calidad de las-

cenizas obtenidas con la presencia en las mismas de -

los metales no férreos en forma de sulfatos de fácil

lixiviaci6n posterior, constituye la principal venta-

ja del proceso. A este respecto cabe señalar que Auxi

ni-Piritas ha desarrollado un procedimiento de lixi—

viaci6n dinámica para la recuperación de estos meta—

les.

A continuación se describen los procedimientos para el trata

miento de las cenizas procedentes de los hornos de tostación

haciendo especial hincapie` la tostación clorurante (LDK).

Tostación clorurante (LDK): El proceso de tostación -

ciorurante desarrollado por la firma alemana Duisbur-.

gen Kupferhutte goza de amplia experiencia a escala

industrial y se aplica en la planta que Metalquimica

del Nervi6n,S.A. posee en Axpe (Vizcaya). Este proce-

so aparece esquematizado en la figura n2 3.5.

El objetivo de la tostación clorurante consiste en ha—

cer solubles los metales que acompañan al hierro en las

cenizas, para lograr su disolución posterior y tratar

por via húmeda las lejías que los contienen.

PROCEDIMIENTO DE TOSTACION CLORURANTE

CAVADO DE GASESTRITURACION TOSTACION LIXIVIACION MINERAL

PÚRPURA

CASCARAChatarra CEMENTACION

COBRE(Aqy

CINC

LTENIONDE CINC ELECTRO-

-------

T1

c1o

3.32.

El procedimiento consta de tres fases fundamentales; -

tostación. lixiviaci6n y cementación. Este procedimien-

to exige que el producto de entrada en el horno sea pre-

viamente aglomerado, limitandose, al máximo , la propor

ción de particulas finas.

En la fase de tostación, las cenizas de pirita se mez—

clan con 10% de CLNa que hace de agente de cloruración.

La mezcla, molida hasta 4-5 mm. se trata en hornos de

pisos con el objeto de conseguir una mayor permanencia

del mineral en el horno.

Durante la fase de tostación se obtiene una mezcla de

cloruros y sulfatos metálicos siendo lo fundamental eri

ella la obtención del SO para convertir los oxidos me-3talicos en sulfatos solubles y as! generar el cloro que

a su vez, convierte los oxidos metálicos en cloruros.

El rendimiento de la extracción posterior de cobre y --

otros metales no férreos viene influenciado, en esta fa

se, por la producción de SO respecto al volúmen de2aire y por la marcha de los tamaños gruesos y finos a

través del horno. Por tanto, para mejorar la extracción

de los metales seria necesario:

3.33.

- Incrementar la presión parcial de SO 2- SO 3*- Procurar un largo periodo de permanencia en el horno

de los tamaños gruesos.

Prevenir las reacciones inversas en los tamaños finos.

El método más idóneo para conseguir estasmetas es la

variación de la temperatura- el aumento de la altura

del lecho y, por lo tanto, el tiempo de permanencia del

mineral a igual capacidad del horno, variando la veloci

dad, también conduce al mismo fin.

El mineral tostado, que sale del horno a una temperatu-

ra de 400OC, se transporta a la sección de impregnación

donde recibe una lluvia de agua y de lejia circulante,

proveniente de la lixiviaci6n, y as! el mineral se pre-

para para la lixiviación.

La siguiente fase,lixiviación,se realiza en unas cubas

provistas de lecho filtrante a través del cual pasan --

las lejias para su recirculación en circuito cerrado o-

para su envío a la siguiente sección, la de precipita—

ci6n del cobre. Debajo de estas cubas, hay otras exac—

tamente iguales donde se almacenan las distintas lejias

para su tratamiento posterior o para su envio a la cu—

ba que convenga.

3.34.

El mineral tostado e impregnado se carga en las cubas

por las que se hace pasar, en contracorriente, una mez-

cla de vapor y aire comprimido a través del lecho filtran

te, durante 4 horas.A continuación se ataca el mineral -

por la lejía de circulación que estaba almacenada en las

cubas inferiores. A su paso por el mismo se concentra en

cobre, disolviendo también a los metales preciosos. Esta

lejía, que se lleva a cementación, es la que se denomina

L-A y supone aproximadamente 0,5Jt. de mineral tostado.

Seguidamente se vierte agua caliente en las cubas y se -

-origina una disolución de cobre residual., fluyendo por -

la parte inferior de las mismas, una lejía de circulación

a la que se denomina L-R y que supone aproximadamente -

0,5 m 3 /t de mineral tostado. A esta lejía se le añade --

�loro gas, y una vez clorado, se introduce en otra cuba

que haya terminado su fase previa de vapor, para produ-

cir la lejía cargada de cobre L-A que pasa a cementación

y se va repitiendo el ciclo.

Finalmente, las cubas se lavan con agua caliente para

expulsar los últimos restos de lejía y queda en ellas,

como producto final, un residuo denominado mineral "lUrpura.11

La acidez de las lejías se regula por la adición de un

3.35.

ácido de aproximadamente 6% de C1H, obtenido en el lava

do de gases en contracorriente.

Los gases procedentes de los hornos de-tostación son la

vados en contracorriente , eliminándose el Cl que arras-

tran y rebajándose su temperatura y su proporción de -

SO2.

Por el procedimiento de tostación clorurante se obtiene

fundamentalmente dos productos: cáscara de cobre en la

que se recupera el 95 % del cobre contenido en la ceniza

junto con los metales preciosos y un mineral "púrpura -

residual".

Siguiendo el tratamiento de las lejías se pueden obtener

cantidades importantes de Zn,SO4 Na2,Co, Cd e incluso meta--

les raros. A este respecto hay que comentar el proceso -

instalado en la planta de Metalquímica del Nervión,S.A.

para tratar lejía de Zn provinente de la filtración del

polvo de cobre precipitado por cementación donde se recu

pera el 95% de Zn contenido en la ceniza , para obtener -

8.000 t /año de Zn electrolítico.

- Procedimiento Montedison: Puede tratar cenizas de piri

;x .../...

3.36.

tas procedentes de cualquier tipo de horno de tosta—

ción, con independencia de su contenido en metales no

férreos, consigue eliminar considerablemente el As.

Este procedimiento permite la eliminación de los meta—

les no férreos y del As de las cenizas mediante una pre-

rreducci6n parcial y posterior cloruraci6n volatizante,

Las cenizas as! depuradas y posteriormente peletizadas,-

forman mineral de hierro siderúrgico. Por otra parte los

metales no férreos, eliminados en forma de cloruros, son

recuperados por vía hidrometaDirgica.

Procedimiento Kowa-Seiko: Utiliza las cenizas proceden

tes de la tostación de piritas en hornos de pisos Bol¡

den - R.T. o Basf-Auxini.Se obtienen muy buenos resul7

tados para cenizas de bajo contenido metálico, sin em-

bargo para las piritas ibéricas con contenidos metáli-

cos normales no es muy adecuado aunque se pueden apro-

vechar algunas de sus etapas complementarias como es -

el tratamiento de colas y adecuarlo a otros procesos.

Los productos obtenidos son pellets de hierro, cemento

de cobre, sulfato de plomo, óxido de plomo e hidróxido

de cinc.

3.37

Proyecto A.I.P.S.A.: Está basado en los procedimientos

Montedison y Kowa-Seiko, se ha desarrollado un esque—

ma de beneficio.para las cenizas de piritas ibéricas -

procedentes de la tostación en cualquier tipo de horno

sin limitaciones quimicas ni granulométricas.

Las etapas fundamentales que lo componen son: preparación

y depuración de cenizas arsenicales y no arsenicales por

el proceso Montedison y peletizaci6n de estas por la téc

nica Kowa-Seiko.

Se tiene en estudio la posibilidad de tratar 330.000 --

t/año de cenizas arsenicales y 355.000 t/año de cenizas

no arsenicales. Los productos obtenidos con este proceso

son pellets de hierro 641.870 t/año del 62,3% de Fe, cds

cara de cobre 7.387 t/año del 85% de cobre, concentrado-

de cinc 20.202 t/a.flo del 65,8% de Zn., concentrado de plo

mo 4.222 t/año del 72..7% de Pb, obtención de 19.651 kg/-

año de plata y 293 kg/aflo de oro.

Procedimiento lixiviaci6n dinámica (Auxini-Piri'tas): -

Está diseñado especialmente para las cenizas de la tos

tación dirigida de piritas por el método de Auxini-Pi-

ritas, sin embargo, también seria aplicable a las ceni

3.38.

zas procedentes de la tostación tipo Boliden -Auxini.

El procedimiento consta de dos fases de lixiviación, una

primera con disoluciones ligeramente ácidas para solubili

tar cobre y cinc y otra posterior para la solubilización

de plomo y plata. Los productos obtenidos son: cemento de

cobre óxidos de cinc, y sulfato de plomo y plata o bien -

carbonato de plomo y sulfato de plata.

Procedimiento V.I.P.: Trata las cenizas procedentes de

la tostacid`n de piritas en hornos mecánicos, a muer

te, Boliden. RT o Basf-Auxini. Este procedimiento el¡-

mina las limitaciones en cuanto a sus contenidos en -

As, Pb, Sb y Zn, obteniéndose fundamentalmente anhidri

do sulfuroso, magnetita, cemento de plomo, bisulfuro -

de arsénico, cemento de cobre y sulfato de cinc. El -

rendimiento previsto en la recuperación de los metáles

no ferreos es muy alto.

Procescsbacteriol6gicos:La técnica de utilizar ciertas

bacterias que son activas en medios fuertemente ácidos para

solubilizar los metales no férreos en los minerales

sulfurados, está siendo investigada mundialmente, no

estando demostrada su capacidad potencial para los mi-

nerales piriticos españoles.

3.39.

Hay que destacar que los procesos descritos anteriormente en

su mayor parte se encuentran en vías de investigación por lo

que aún no se pueden dar resultados concretos sobre'ellos.

De entre todos estos procesos, el proceso A.I.P.S.A. parece

ser el de implantación más cercana en nuestro país, pues la

empresa Aprovechamiento Integral de Piritas,S.A. fundada en

1.970 por E.R.T.,Tharsis y Metalquimica del Nervi6n,tiene -

prevista la instalación de una planta con capacidad de trata

miento de 685.000 t/año en Huelva.

3.1.3.2. Aprovechamiento Vía Directa.-

Los sistemas incluidos en esta vía, (figura 3.6.) se dirigen

básicamente al aprovechamiento de la pirita granular sin re-

querir la tostación clásica del mineral.

Actualmente, y en el mundo entero, no funciona ninguna insta

lación industrial que pueda incluirse como representante de

procesos incluidos en esta vía.

En la fase de experimentación se encuentran los procesos --

Sherrit-Gordon y los bacteriol6gicos, ya estudiados ambos y

que se piensa podrían llegar a ser utilizables.

APROVECHAMIENTO VIA DIR-ECTA- DE LA PIRITA .

ORKI-A PROCESOS S/ SHERRIT-OORDON S(PIRITA - CUPRIFERA BACTERIOLOGICOS S04 H2

RECUPER ESCORIA DE RECUPE)RACa0N RESIDUO UPERACION ESPONJA)S02 111CDE Cu HIE)RRO (DEMETALES (FERRIFE)RO DE METALES DE HIERRO

3.41

Por su parte el método noruego Oskla- hoy abandonado- ofreció

en el pasado buenos resultados, siendo incluso utilizado por

Rio Tinto para el tratamiento de piritas ferrocobrizas. Su --

abandono fue debido, fundamentalmente, a falta de competitivi

dad en el mercado del azufre.

En resumen, y aunque han existido procesos a nivel de simple

patente, puede decirse que esta via está totalmente abandona-

da en el presente.

3.1.4. Otras menas sulfuradas y oxidadas de cobre.-

En este apartado se van a considerar unas menas sulfuradas -

de cobre caracterizadas por el aprovechamiento de otros mine-

rales además del cobre.

Menas sulfuradas de cobre, hierro y molibdeno.- El mo-

libdeno se presenta en forma de molibdenita (S 2 MO), mi

neral que flota más facilmente que los minerales de --

cobre por lo cual suele formar parte de los concentra-

dos de cobre.

La molibdenita se recupera flotando los concentrados -

de cobre después de precipitar los minerales de Cu con

Na CN.

3.42.

Menas sulfuradas de cobre y níquel.- Son la calcopiri

ta, pentlandita CNi., Fe) 9 S 8 ) y pirrotina. Se real¡

za la concentración de cada minerar, la.calcopirita -

se flota en primer lugar con la pentlandita. Un pH de

8 a 10 es utilizado como depresor de la pirrotina y el

colector empleado normalmente es el amil-xantato-potá

sico.

La siguiente operación es la flotación de la calcopiri

ta de la pentlandita partiendo del concentrado global.

Esto se realiza por precipitación de la pentlanditacon

un ph 12 que se consigue mediante la adición de caliza

calcinada.

El concentrado de níquel es una porción de la cola ob-

tenida en la separación de la calcopirita a: partir del

concentrado global. Se recupera más pentlandita por re

circulación de las colas.

La menas oxidadas de cobre son fundamentalmente carbo-

natos, óxidos, silicatos y sulfatos presentandose en -

una proporción mucho menor que las menas sulfuradas. -

Estas menas oxidadas se tratan casi siempre por méto—

dos hidrometalúrgicos, que se contemplan en un aparta-

do posterior.

3.43.

3.2. Procesos metalúrgicos del cobre,

Dentro de los procesos metaltirgicos del cobre se van a dife—

renciar entre procesos pirometalirgicos e hidrometalúrgicos,

Se prestará una mayor atención a los procesos pirometalúrgi

cos debido a que el 90% del cobre presente en la naturaleza -

se presenta en forma de sulfuros, minerales a los cuales se -

aplica la pirometalurgia.

3.2.1. Pirometalurgia o fundición del cobre,

Dentro de la industria del cobre, recibe el nombre de "fundi-

ci6n" la etapa de la metalurgia durante la cual se extrae el

cobre de los concentrados procedentes de sulfuros, chatarras,

cdscaras, desperdicios, etc.,que lo contienen, hasta presen—

tarlo en forma de un cobre metálico impuro que recibe el nom-

bre de "cobre blister" o " cobre negro", dependiendo de que -

su obtención sea a través de la formación de una mata o no.

El proceso seguido en la fundición del cobre era practicamen-

te el mismo en todo el mundo:

- Preparación de la carga

- Tostación en horno de soleras mtíltiples

3.44.

- Fusión en horno de reverbero

- Tratamiento de la mata en convertidores Peirce-Smith

En la actualidad, tal y como puede verse en la figura n2 3.7.

existen una serie de posibilidades para cada una de las fa—

ses a realizar en la recuperación del cobre.

PREPARACION DE LA CARGA

Esta se realiza mediante el mezclado de todos los materiales

(minerales, concentrados, chatarras, subproductos, fundentes,

etc.) en proporciones adecuadas. En las modernas fundiciones

esta operación se realiza por ordenador, el cual, simulando

las condiciones en que se desenvolverla el total del proce-

so pirometalúrgico, realiza la fundición de optimizar las --

mezclas.

TOSTACION

La tostación consiste en la oxidación parcial de los sulfuros

de los concentrados de flotación y en la eliminación parcial

de azufre en forma de SO 2* Se realiza mediante la reacción de

los concentrados con aire a una temperatura entre 500-7000C.-

El producto de la tostación es una mezcla de dxidos, sulfatos

Figura 3.7

PIAIRAMA-DE FLUJOS F. UNA FU!lPICION DE £º§RE

PREPARACION DE LA CARGA

9 MINERALESo CONCENTRADOS0 FUNDENTES9 ETC.

TOSTACION

GAS o MAQUINA DE SINTERIZACIONo HORNO DE SOLERAS MULTIPLES*HORNO DE LECHO FLUIDO

CALCINADOS

FUSION

GAS o HORNO ALTOo HORNOS MOMODAo HORNOS DE REVERBERO

ESCORIA DE e HORNO ELECTRICOCONVERTIDO11o HORNO FLASH9 HORNO DE FUSION A CICLOS

ESCORIAS A MATA DE COBREESCOMBRERAS

CONVERTIDORES

PIERCE SMITHHOBOKENCONVERTIDORES ROTATORIOS

GASS TIPO ESTACIONARIO

PLANTA DE ACIDOCOBRE BLISTER

3.46.

y sulfuros, y su composición puede ser alterada controlando

la temperatura del proceso y la relación aire/concentrados.�

El-proceso de tostación es exotérmico y produce una corrien-

te concentrada de gases de SO 2 (5-15% de SO 2 ) útil para la -

recuperación del azufre en forma de ácido sulfúrico.

La principal función de la tostación es calentar ysecar la

carga del horno de reverbero utilizando el calor exotérmico -

de las reacciones de tosti6n y obtener un incremento del con-

tenido en cobre.

Los productos de la tostión calientes requieren una considera

ble menor energía para su fusión que los concentrados frios -

y húmedos de forma que la tosti6n produce un considerable aho

rro energético y una mayor velocidad de fusión.

FUSION

Los objetivos de la fusión son la formación de una fase liqui

da de sulfuros (mata) que contenga todo el cobre de la carga,

y una fase líquida de escoria libre de cobre. La mata es some

tida a una oxidación y una posterior formación del cobre blis-

ter impuro. La escoria ¿e fusión es desechada directamente odespués de un paso de recuperación de cobre.

3.47.

La fusión se realiza fundiendo la carga del horno alrededor de

1.200 OC con la silice como fundente. La silice junto con alil-

mina, cal, oxidos de hierro y otros óxidos forman la escoria;-

el cobre, azufre, hierro sin oxidar y los metales preciosos --

forman la mata. La escoria es más ligera que la mata y además

casi inmiscible, siendo facilmente extraldas por separado.

Un objetivo importante de la fusión de la mata es producir una

escoria desechable con el minimo contenido posible en cobre.-

Esto se consigue manteniendo la escoria cerca del punto de - satura

ci6n de silice, (lo que provoca la inmiscibilidad mata-escoria)

manteniendo el horno suficientemente caliente para que la esco

ria esté liquida y fluida, y evitando las condiciones de oxida

ción.

Esta última condición es necesaria para miniminar la forma—

ción de magnetita sólida (Fe 0 punto de fusión 1.5792C) lo3 4y

que crea viscosidad y en consecuencia impide la separacion en-

tre la escoria y la mata.

Los hornos en los cuales se realiza la fusión de cara a sus

análisis se agrupan en cuatro grupos:

1.- Hornos de cuba o verticales

3.48.

2.- Hornos le reverbero

3.- Hornos eléctricos

4.- Horno de flash o de fusión Relampago.

A continuación se estudian cada uno de estos gru&s:

HORNO DE CUBA

El incremento del uso de la flotación en la producción de con

centrados de alta ley en cobre ha llevado a un descenso en la

utilización de este tipo de hornos, utilizandose en Japón, -

Africa y Europa.

Son hornos en contracorriente en los cuales los materiales -

frios de la carga descienden por el horno y reaccionan con -

los gases calientes producidos por el coque y los sulfuros de

la propia carga. Todo ello produce un secado, calentado y fun

dido de la carga a medida que desciende formando la mata y la

escoria en el fondo del horno.

La fusión de los sulfuros de c"obre tiene lugar junto con los

terrones de coque metalúrgico que forma parte de la carga

(S-10%). Las funciones del coque son de combustible y la de

proporcionar permeabilidad y soporte a la carga. Los materia-

3.49.

les de la carga de alimentación se introducen en el horno -

con forma de terrones para que los gases calientes ascenden-

tes pue¿en ascender a través de la carga. En consecuencia --

los materiales cupriferos deben ser introducidos en un todo-

uno masivo o en concentrados sinterizados o peletizados.

Los productos del horno son una escoria y una mata liquidas

que son periodicamente extraldas a medida que se acumulan. -

Las necesidades de calor de la fusión se generan por la com-

busti6n de coque y azufre. Los combustibles liquidos y gaseo

sos, pueden ser inyectados a través de toberas para propor-

cionar calor adicional.

Dentro de los hornos de cuba existen hoy.dia dos tipos de uso

en las funciones:

a) Horno de cuba convencional

b) Horno Momoda

El primer tipo, el horno de cuba convencional, en este momen-

to apenas se usa para el tratamiento de menas sulfurosas, las

plantas metalúrgicas, que disponen de ellos, suelen utilizar-

los en el tratamiento de material oxidado. Presenta el incon-

veniente de necesitar realizar la carga en forma de fragmen—

3.50.

tos o trozosl admitiendo muy poca cantidad de finos por lo que

en los únicos sitios donde se emplea,la carga se realiza des—

pués de.una operación,de sinterizado de los materiales.

El horno Momoda de cuba fue*' desarrollado por la Sumitomo Me--

tal Mining Co. y está en uso en varias fundiciones de Japón y

en España, Rio Tinto dispone de dos hornos de este tipo que des-

pués de la instalación del horno flash trabajan de forma espo

rádica.

La clave del desarrollo de los hornos Momoda se encuentran en

permitir la alimentación de concentrados en forma de masa

plástica formada por finos (50% a menos de 40/c.L), polvos de

chimenea y cementos de cobre Ccdscaras), y una proporción de

agua que varia entre el 10 y el 15%. Esta masa plastificada

representa entre el 50 y el 60% del total del material de

alimentación, siendo el resto fundente, coque, caliza, esco—

ria del convertidor, y otros materiales de cobre.

El horno Momoda en comparación con el horno de cuba convencio

nal necesita de 1/3 a 1/4 parte de enerala.

HORNOS DE REVERBERO

El horno de reverbero es en esencia un horno de forja con

una carga sólida consistente en concentrados tostados, funden

tes, polvos de chimenea y escorias con cobre del convertidor

que se calientan de 1.2000 a 1.2500C por gases calientes de

combustión.

Un horno tipico de reverbero consiste en una cdmara forrada

de refractarios (normalmente maanesita o cromo-magnesita) con

una bóveda fija (silícea)o suspendida (magnésica). Estos hor-

nos son calentados por la combustión de carbón pulverizado,

fuel o gas natural en un extremo produciendose gases calien-

tes que barren el horno fundiendo la carga.

Los productos del horno de reverbero son una escoria fundida

que es desechada y una mata fundida que es transformada en el

convertidor en cobre blister. La mata y la escoria son extral

dos separadamente segi1n se acumulan en el horno.

El horno de reverbero tiene dos defectos principales:

a) Comparativamente con otros hornos de fusión consume

una mayor energia, con un peor aprovechamiento tér

mico y

b) Produce una gran cantidad de gases de combustión

3.52.

con un SO 2 muy diluido (=1%,vol.).La recuperación de -

este SO tan diluido es muydificily por ello se s-uelen2originar serios problemas de contaminación del aire,

Todos estos inconvenientes hacen pensar que el horno

reverbero será reemplazado en los proximos años por

técnicas alternativas de fusión. Una de estas posibi

lidades es la recuperación hidrometaDirgica a partirde

sulfuros concentrados, estando su posible entrada en

funcionamiento en fase de estudio en plantas piloto.

HORNO ELECTRICO

La fusión en horno eléctrico es similar a la del horno de re

verbero, excepto en que no usa combustible. El calor necesa-

rio para la fusión es generado por la resistencia de la esco

ria al paso de una corriente de alto amperaje entre electro-

dos de carbón inmersos en la escoria.

Los hornos eléctricos tienen restringida su utilización a zo

nas donde la electricidad sea abundante y relativamente bara

ta.

El horno eléctrico tiene la ventaja de alcanzar la temperatu

ra adecuada, flexibilidad y control, y, dado que no hay ga—

3.53.

ses de combustión., un buen control sobre, la oxidación. Debi-

do al- buen control sobre estos dos factores, se puede ejer-

cer igualmente una excelente regulación de las propiedades de

la escoria (viscosidad, concentración de magnetita) lo que --

permite bajas pérdidas de Cu en las escorias fundidas.

En el horno eléctrico solo se producen pequeñas cantidades de

gas, y la concentración de SO en los gases se puede contro-2lar facilmente regulando la entrada de aire.Con una entrada

mínima de aire., los gases contienen mínimas cantidades de --

SO 2 (0,5% en volumen) y son vertidos a la atmósfera. De igual

manera una sangría de aire controlada conduce a la oxidación

de parte de la carga y gases que contienen alrededor del 5%

de SO pudiéndose recuperar el H . Este control2 S02 como S04 2de volumen de gas y laconcentración de SO 2 ha llevado a que

este tipo de horno reemplace al de reverbero en áreas ambien-

talmente sensibles.

HORNO FLASH U HORNO DE FUSION RELAMPAGO

Los hornos de cuba, de reverbero y eléctricos utilizan consi-

derables cantidades de combustibles hidrocarbona*dos o de ener

gía eléctrica para la fusión, a pesar de poder obtener una --

considerable cantidad de energía por la oxidación de las car-

gas sulfuradas.

3.54.

La fusión en horno flash, por el contrario, hace un uso consi

derable de la energia de combustión de los sulfuros por:

a) Oxidación parcial de la carga de sulfuros y,

b) Utilización del calor as! liberado para la fusión de

la mata y la escoria.

En los hornos flash, se insuflan en el horno concentrados fi-

nos y secos, que en contacto con el aire y/u oxígeno se pro—

duce la combustión. La reacción de combustión puede ser repre

sentada por la ecuación:

2 S Cu Fe + 5/2 0 + Sio S Cu. SFe + FeO.SiO + 2 +calor2 2 2 2 S02

(Calcopirita) (Fundente) (Mata) (Escoria)

Esta reacción proporciona la mayoria o todo el calor necesario

para la fusión. Se necesita un combustible (fuel-oil o gas) -

adicional cuando el aire es comburente, pero con oxígeno, al-

no haber nitr6geno el proceso se convierte en autógeno. Se

produce una considerable cantidad de SO 2 en las reacciones

del horno flash, siendo su concentración en los gases efluen-

tes alta (10%), recuperandose eficientemente en forma de SO 4H 21 SO 2 liquido y azufre elemental.

3.55.

Las principales ventajas de los procesos en horno flash son:

a) bajo consumo de combustible y b) facilidad y eficacia con

que se puede separar el SO 2 de los gases efluentes. Su única

desventaja son sus posibles pérdidas de cobre, que pueden ser

bastante altas tanto en las escorias como en los polvos, pe-

ro su mayoria se recupera mediante retratamiento.

Existen dos tipos de hornos flash que se encuentran en funcio

namiento a escala industrial:

El horno Outokumpu fue desarrollado por Outokumpu Oy

(Finlandia), en él los concentrados secos y los fun-

dentes se inyectan junto con una corriente de aire -

precalentado y que produce unos gases residuales con

un contenido en SO 2 de alrededor del 14%.

El horno Inko fue desarrollado por Internacional Ni-

ckel Co. en Sudbury Canada., en el que los concen—

trados secos y el fundente se inyectan con una co—

rriente de oxígeno del 95% lo que produce unos gases

residuales con un contenido en SO, entre el 75 y el

80%.

La mayor parte de la nueva capacidad de fundici6n pertenece a

hornos flash, particularmente tipo Outok�mpu.

3.56.

CONVERSION

La conversión del cobre consiste en la oxidación (con aire)

de la mata liquida de la fusión. La-conversión quita el hie-

rro y azufre de la mata y conduce a la producción de un cobre

blister crudo (95-99% de Cu). El proceso se realiza casi un¡

-Smith horizonversalmente en el convertidor cilindrico Peirce

tal revestido de refractario básico, se puede presentar mejora

do en el sistema colector de gases.

La mata liquida se vierte en el convertidor a través de una

gran "boca" cent-al y el aire se introduce a través de una

linea de toberas a todo lo largo del recipiente. La mata se

adiciona alrededor de 1.1000C y el calor generadoen el conver

tidor por la oxidación del Fe y del S es suficiente para ha—

cer autógeno el proceso.

La conversión se realiza en dos etapas fundamentales:

a) eliminación del SFe. Formación de la escoria.

2 SFe + 3 0 2 + Sio 2 ---> 2 FeO. SiO 2 + 2 S02

(aire) (fundente)

3.57.

b) formación del cobre blister

S Cu + 0 2 Cu + SO2 2 2(Mata)(aire) (blister)

La formación del cobre blister no tiene lugar hasta que la ma

ta contenga menos del 1%& Feasí�ue casi todo el hierro se re-

tira del convertidor, como escoria, antes de que comience la

producción de Cu. Industrialmente la mata se carga en el con-

vertidor en varios pasos, efectuando en cada uno de ellos una

oxidación parcial y una retirada de escorias. El resultado --

es una acumulación gradual de S Cu 2 en el convertidor.

El producto obtenido en el proceso de conversión es el cobre

blister con un contenido en azufre del orden del 0..02% al

0,1%. En el cobre blister no existe una presencia significati

va del oxido del cobre, debido a que su formación no tiene lu

es inferior al 0,2%.gar hasta que el contenido en azufre

La mayor parte del níquel y metales preciosos que puede conte

ner la mata pasan al cobre blister. El hierro y cinc son oxi-

dados casi por completo, pasando a la escoria, y otros meta—

les como Sb, As, Bi, Cd y Pb tienden a vaporizarse.

La escoria del convertidor suele contener inevitablemente

3.58.

del 2 al 10% de cobre que se recupera transfiriendo la esco

ría a un horno de fusión. Este horno de fusión suele ser, ge

neralmente un horno eléctrico de arco donde se suelen tra—

tar también escorias procedentes del horno de fusión C H.-

Flash). En este horno las escorias funden y el cobre flota.

El SO 2 es un subproducto de las reacciones de conversión, --

siendo su concentración en los gases del convertidor razona-

blemente alta (S% de SO 2 ) y puede ser recuperado eficiente--

mente de los gases como SO 4 H 2*

FABRICACION CONTINUA DEL COBRE

De los apartados anteriores de la extraccion pirometaldrgica

del c-o-bre,tostión,fusi6n yconversion sededuce que son procesos

de oxidación controlada que producen SO 21 óxidos de hierro -

que se escorifican con la ganga y el fundente) y cobre me-

tálico. Es natural., al menos en teoria, que el método más ba

rato y conveniente de producción de cobre, sea una combina—

ción de estos tres procesos en una sola operación autógena

y continua en oposición a la operación discontinua de cada

uno de los tres pasos.

Esta combinación de procesos se inició con la tostión y la

3.59.

fusión en el horno flash y después con la fusión de algunos

concentrados en convertidores de oxígeno enriquecido. En los

últimos'años se ha imcorporado con éxito el paso de S Cu a -2cobre blister en procesos continuos que hacen cobre blister -

a partir de concentrados en un sólo paso. Estos procesos, es-

pecialmente los procesos Noranda y Mitsubishi, han alcanzando

niveles comerciales.

El proceso Noranda fue probado en una planta piloto tratando

90 t/dia de concentrados y a escala industrial con una planta

de 750 t/dia. La Kennecott Copper Corporation obtuvo la licen-

cla para su fundición de Garfield.

El reactor Noranda a escala industrial (Noranda, Quebec) tie-

ne una longitud de 21 m. y un diámetro interior de 5 m.El reac

tor está recubierto por cromo-magnesita siendo semejante a un

convertidor Peirce-Smith alargado. Mediante 50-60 toberas, --

situadas en un lateral del reactor, se introduce aire o aire

enriquecido con oxir geno en la capa de mata. Las toberas están

sumergidas en el transcurso del proceso y solamente son extiu!

das, mediante giro, en caso de emergencia.

Las operaciones del proceso consisten en

3.60.

a) Carga con concentrados peletizados con un 10% de -

agua y sílice como fundente de la escoria.

b) Inyección de aire o aire enriquecido con oxígeno a

través de las toberas.

c) Sangría de la escoria

d) Sangría del cobre blister (1-2% S) intermitente des-

de el fondo del reactor a través de una piquera ca—

liente.

e) Combustión de gas natural o fuel en los quemadores

localizados en los extremos del reactor.

El reactor va provisto de un boca, siendo su único objetivo

la extracción de los gases, cuyo contenido en SO 2 varia en—

tre el 8 y 15% según la riqueza en oxígeno del aire inyecta-

do. Esta boca suele ser tapada evitando la dispersión ambien

tal del SO y contribuyendo a su mejor recuperación. Los ga-2ses de SO 2 dan origen a SO 4. H 2 y

azufre.

El cobre blister producido es llevado al fondo del reactor -

desde donde se sangra a 1.2000C a una cuchara y es llevado -

al afino.

3.61

El cobre blister producido en el reactor Noranda contiene del

1 al 2% en azufre, cantidad muy superior al 0,02-0,1% en azu-

fre del cobre blister obtenido en el convertidor Pierce-Smith.

Esta cantidad de azUfre superior es la mayor desventaja del -

reactor Noranda, originando*mayor-duración del afino anódico.

La escoria, con un contenido de 8-10% de cobre, se moldea,se

tritura y es sometida a flotación.

Todos los procesos continuos tienen en común el reducir la --

contaminación y la mano de obra, pero las impurezas no se se-

paran adecuadamente ( el Pb,As,Sb, se vanien el cobre bliswr)

AFINO IGNEO Y ELECTROLITICO

El afino es la eliminación de las impurezas del cobre blister

y la obtención del cobre útil para el empleo en la industria.

Puesto que la técnica moderna presenta grandes exigencias res

pecto al grado de purezas del cobre, es necesario efectuar --

una buena depuración del mismo, eliminando las impurezas con-

tenidas.

El afino ígneo se lleva a cabo bién en hornos fijos semejan—

tes a los hornos de reverbero de menores dimensiones o bién

3.62.

en hornos basculantes de estructura análoga a la del converti

dor.

En el proceso de afino ígneo se realizan las siguientes opera

ciones:

a) Carga y fusi6n de la mezcla.

b) Soplado oxidante del cobre para la eliminaci6n de -

impurezas y sangría de la escoria.

c) Reducci6n de 6xido cuproso y de otros 6xidos disuel

tos en el cobre.

d) Vaciado del cobre afinado.

Virtualmente todo el cobre blister producidose refina electro

liticamente para producir cátodos de cobre de alta pureza --

> 99..99% de cobre) que son adecuados para usos eléctricos y

de otro tipo.

El electrorrefino requiere ánodos fuertes, lisos y delgados

intercalados con cátodos en las celdas de refino, pero no pue

den ser obtenidos por moldeo directo de cobre blister. Esto

3.63.

se debe a que el azufre y el oxígeno residuales forman burbu

jas durante la solidificación lo que a) debilita los ánodosy

b) produce áuperficies rugosas de grosor desigual. Por tanto

el azufre y el oxígeno se retiran por técnicas de afino ígneo

antes del moldeo de los ánodos; el azufre por inyección de

aire en el cobre blister fundido y después el oxígeno por in-

yección de hidrocarburos gaseosos.

El afino electrolitico consiste en la disolución electroquimi

ca del cobre de los ánodos impuros y la deposición del cobre-

puro ( sin impurezas del ánodo) en cátodos de cobre. El elec-3trolito es una solución acuosa de SO H (200 kg/m ) y SO Cu4 2 4

(50kg/m 3 ) que normalmente contiene trazas de Cl. La mayoria -

de las impurezas del ánodo son insolubles en este electroli—

to(ASAu,Bi,Pb,Pt,Sn) y no interfieren con la electrólisis. --

Otras impurezas, como As, Fe, y Ni, son parcial o totalmente

solubles y deben mantenerse a una concentración baja en el -

electrolito para que sean excluidos por el cobre del cátodo.

Esto se consigue sangrando continuamente parte del electroli-

to a través de un circuito de purificación.

Los voltajes tipicos son 0,20-0,25 voltios a una densidad de

corriente de 200 A/m 2 de cátodo. Un reciente desarrollo en el

afino del cobre ha sido la inversión periódica de la dirección

3.64.

de la corriente a través de las celdas de refino por cortos

periodos de tiempo. Esta inversión periódica de la corriente

minimiza la polarización de los electrodos y ha permitido in-

crementos del 15% en la densidad de corriente y en la veloci-

dad de producción de cátodos manteniendo la elevada pureza --

exigida al cobre.

3.2.2. Hidrometalurgia del cobre.-

Aunque el cobre se presenta generalmente en forma de sulfuros

también aparece en forma oxidada, estos minerales cuando se -

presentan en cantidad suficiente pueden ser reducidos pirome-

talurgicamente a cobre impuro en horno de cuba, tal como se -

hizo en el pasado. Sin embargo, las menas oxidadas que se ex-

plotan en la actualidad son demasiado pobres en cobre para --

una reducción pirometalúrgica directa y además los óxidos de

cobre no pueden ser eficazmente concentrados por flotación y,

por tanto, son tratados más eficazmente por técnicas hidrome-

talúrgicas, es decir, lixiviaci6n con SO 4 H2 seguida de preci

pitación o extracción electrolítica del cobre de la solución.

La mena se prepara por rotura ( y trituración y molienda si

es necesario), para exponer la mayor superficie a la extrac—

ci6n efectiva.A continuación se pone en contacto con un sol—

3.65.

vente, casi siempre SO 4 H 21 sea por gravedad en grandes es-

combreras o montones de mineral de baja ley o por agitación

mecánica en tanques o depósitos ( para minerales de alta ley

o concentrados) .

Las soluciones resultantes se tratan para que la recuperación

del cobre sea por precipitación con chatarra de hierro ( ce-.

mentación o cascara de cobre) o, en el caso de soluciones --

concentradas,por extracción electrolitica. El cobre obtenido

en la cascara de cobre contiene una alta cantidad de hierro,

y se trata en el horno de fusión o en el convertidor de una

fundición convencional. El cobre obtenido por extracción --

electrolitica es fundido, moldeado y enviado al mercado.

La solución de la lixiviaci6n en escombreras de menas de baja

ley es muy diluida ( Skg/m 3 de Cu) y su cobre se ha recupera-

do tradicionalmente por cementación en hierro. Sin embargo,-

modernamente se han desarrollado disolventes orgánicos que -

extraen selectivamente iones de cobre de estas soluciones di

anluidas. Los solventes org* icos son despojados a continua

ci6n del cobre por soluciones acuosas muy ácidas, obteniéndo

se una disolución acuosa de cobre apta para la extraccion --

electrolítica. Los más conocidos de estos solventes son los

reactivos LIX que pueden producir electrolitos con más de 1503kg/m-de cobre.

3.66.

Las técnicas de extracción se van utilizando cada vez más en

la industria hidrometalirgica para purificar soluciones y p��

ra concentrar los metales en pequeños volúmenes de disolución.

El cobre en el proceso hidrometalúrgico se extrae electroli-

ticamente a partir de soluciones muy lixiviadas o de los --

electrolitos obtenidos por técnicas de extracción. La extrac

ci6n electrolitica es similar al electrorrefino excepto en -

que el ánodo es de un material inerte,'generalmente plomo an

timonial. La reacción global de la extracción electrolitica

del cobre se puede escribir:

SO Cu + H 0 ---> Cu+ 1/2 0 + SO H4 2 2 4 2

El cobre se produce en el cátodo, que tiene una base de co—

1 -L H se regenerabre, el ox'geno evoluciona hacía el ánodo y el S04 2

para volver a utilizarlo como lixiviador.

La extracción electrolitica requiere unas diez veces el vol-

taje utilizado en el electrorrefino. ( 2 V contra 0,2V) y -

por tanto utiliza una cantidad superior de energía. El cobre

producido es menos puro que el obtenido en el electrorrefino

principalmente a causa de la contaminación del plomo anódico

que no es completamente inerte. Sin embargo, el cobre obten¡

3.67.

do es útil para todos los usos menos para eléctricos que es

el de mayor demanda.

El cobre catódico se funde en atmósfera reductora para mol-

dearlo en forma comercial. Los combustibles utilizados en la

fusión para moldearlos deben tener un bajo contenido en azu-

fre paraevitar su absorción por el cobre. La fusión se puede

realizar en hornos de cuba en el que los cátodos descenden-

tes son calentados por los gases ascendentes producidos por

la combustión en el fondo del horno. La fusión es rápida y -

eficaz y, mientras se mantenga en atmolsfera levemente reduc-

tora, no existe oxidación ni absorción de impurezas.

El producto más común obtenido de cátodos electrorrefinados

es cobre con oxígeno electrolitico que contiene menos de 10

ppm de azufre, bastante oxígeno de 150 a 350 ppm e hidrógeno

0,5 ppm.

3.68.

3.3. Plantas metalúrgicas existentes en el mundo,

Descrita la tecnologia metalúrgica del cobre en el apartado

n2.3.2. se enumeran en el cuadro n2 3.1. las plantas existen

te� en el mundo, en el cual aparecen reflejadas una serie de

caracteristicas de interés tales como: localización, tipo y

capacidad teórica total de la instalación.

De todas las plantas recogidas en este listado, se describen

a continuación con más detalle las fundiciones primarias ins

taladas en Europa,que presentan un mayor interés de cara ¡al

logro del presente inventario, señalando sus peculiaridades-

y caracteristicas:

Duisburger Kupferhutte (Alemania, R.F.)

Esta compañia es propiedad de las grandes empresas

quimicas alemanas - BASF, BAYER AG, HOECHTS AG;

Giulini GmbH; Ruhr Schwefelsaure GmbH y Henkel

GmbH. Dispone de una planta en Duisburg con una ca

pacidad de 25.000 t/año de cobre en cátodos obten.¡

dos del tratamiento de cenizas de piritas, residuos

cupriferos y materiales de bajo contenido en cobre.

Su producción anual de cobre se encuentra ligada,-

3.69.

CUADRO N- 3-1-

PRINCIPALES INSTALACIONES MUNDIALES PRODUCTORAS DE COBRE METAL

PAIS SOCIEDAD LOCALIDAD TIPO CAPACIDAD TEORICAANUAL EN T.

EUROPA

Albania Fabricas W Estado. Gjegjan, Kukes Rubik, Lac F 8.500R 7.000

Alernania, R.O. V.E.B. Mansfeld (Kombinat Wilhem R 55.000Pieck). Eisleben

Alemanía, R.F. Norcídeutsche Affinerie. Hamburgo F 171.000R 240.000

Huttenwerke Kayser A.G. Lunen (Westfalia) F 75.000R 95.000

Berliner Kupfer Raffin. GmbH. Berlin Reinickendorf F 80.000R 15.000

Duisburger Kupferhutte. Duisburgo F 25.000l/R 10.000

Arthur Fahibusch GmbH Metal] Hu- R 12.000ttenwerk. RástattFelten und Guille Aume Kabel Wer R 15.000ke A.G. Colonia - MulheimKabel und Metallwerke Gutehoff- R 48.ooonungs. Hutte A.G. Osnabruk y HannoverKabelwerk Rheydt A.G. Rheydt R 7.000

A�stria Vereinigte Metallwerke Ranshofen-Berndorf A.G. Montanwerke Brixlegg. Brixlegg F 30.000

R 30.000Bélgica Metallurgie Hoboken-Overpelt. Hoboken-Olen F 50.000

R 330.000Metailo Chimique S.A. Beerse F 40.000

B�lgaria Georgi Damyanov. Pirdop F 55.000R 55.000

Medet Copper Combine. Zlatts,3 F 20.000R 20.000

Checoslovaquia Krompachy Copper Works. Banska Stiavnica F 25.000R 25.000

España Rio Tinto Huelva F 85.000R 105.000

Indumetai. Asua (Vizcaya) F 18.000R 24.000

Electrolisis de] Cobre S.A. Barcelona-Palencia F 24.000R 50.000

Cobre ElectroIrtico y Metales S.A. Berango (Vizcaya) F 12.000R 12.000

Finlandia Outokumpu Oy. Harjavalta-Pori F 60.000R 48.ooo

Francia Ste Francaise d'Affinage du Cuivre. Poissy F 11.000Cie Generale d'Electrolyse du Pa-lais. Le Palais R 45.000Affinerie du Sud-Ouest. Touluose R 2.000

Italia Societa Metallurgica Italiana. Fornaci di Barga R 23.000A. Tonolli C. Paderno Dugnagno R 10.000

Noruega Falconbridge Nikkeiverk A/S. Kristiansand R 30.000A/S Sulitjelma Gruber. Sulitjelma F 9.000

Polonia Huta Metal¡ Niezelaznych Szopie-nice. Katowice R 12.000Huta Miedzi Legnica. Legnica (Wroclaw) F 22.000

R 70.000Huta Miedzi Glogow Glogow (Zielona Gora) F 300.000

R 300.000Portugal Cia Uniao Fabril S.A.R.L. Barreiro F 7.000

R 4.000

Reino Unido B.I.C.C.,Metals Ltd. Prescott R 138.000Wdness F 20.000

Copper Pass & Son Ltd. North Ferriby R 4.000F 4.000

Elkington Copper Refiners Co.Ltd. Walsall F 15.000R 27.000

l.M.I. Fefiners Ltd. Walsall F 35.000R 65.000

Mckechmie Chemicais Ltd. Wicínes F 5.000R 5.000

3.70.

PRINCIPALES INSTALACIONES MUNDIALES_PRODUCTORAS DE COBRE METAL �Continuación)

PAIS SOCIEDAD LOCALIDAD TIPOCAPACIDAD TEORICA

--�NUAL EN T.

Rumania Baia Mare. Maramures F 35.000R 35.000

Suecia Boliden Metal] AB, Ronnskar F .65.000R 65.000

Turquia Black Sea Copper Works Corp. Samsun F 41.000

Ergani Bakir Isletmesi-Etibank. Madem F 18.ooo

Murgul Bakir Isletmesi-Etibank. Murgul F 12.000

Rabak Elek. Bakir Fab. Estambul R 16.000

Sarhusyan. Cayirova (Izmit) R 20.000

U.R.S.S. Fabricas de] Estado. Alaverdi (Armenia) F 80.000R 110.000

Balkhash (kazakhstan) F 200.000R 250.000

Dzhezkazgan (Kazakhstan) F 180.000R 300.000

Irtyshsk (Kazakhstan) F 70.000Karsakpay (Kazakhstan) F 100.000Glubokoye (Kazakhstan) F 30.000Monchegorsk (Koia) F 20.000Pechenga (Koia) F 20.000Karabash (Ural) F 100.000Sredríouraish (Ural) F 100.000KcasnouraIsk (Ural) F 70.000Kirovgrad (Ural) F 90.000Pyshma (Ural) R 28o.oooKyslhtym (Ural) R 100.000Almalyk (Ouzbebistan) F 120.000

R 120.000NorilIsk kSiberia) F 10.000Otras F 100.000

R 400.000

Yugoslavia Rudarsko Topionicarski Bassen -Bor Bor F 145.000

R 145.000

AFRICA

Botswana Bamangwato Concessions I-tc. Pikwe Selebi F 17.000Namibia Tsumeb Corp. Ltd. Tsumeb F 30.000Sudafrica The Messina (Transvaal) Develop-

ment Co. Ltd. Messina F 15.000R 15.000

O'Okiep Copper Co. Ltd. Nababeep and Carolusberg F 50.000Palobora Mining Co. Ltd. Palabora F 125.000

R 125.000Rusteníburg Platinum. Rustenburg R 5.000Impala Platinum. Rustenburg L/R 4.000

Uganda Kilembe Mines Ltd. Jinja F 18.000Zimbawue Lomagundi Smelting and Refining

Co. Ltd. Alaska F 4o.oooR 40.000

Corsyn Consolidated Mines. Inyati F 8.000R 8.000

Zaire Gecamines. Lumumbashi F 160.000Panda F 10.000Shituru L/R 130,000Luilu L/R 175.000Shituru R 260.000

Zambia 1. Rodn Consolidated CopperMines Ltd (R.C.M.). Mufalira F 230.000

R 255.000Luanshya F 110.000Chambishi L/R 35.000

H. N'Changa Consolidated Copper Chingola L/R 150.000Mines Ltd (N.C.C.M.). Kitwe F 300.000

R 225.000

AMERICA

Argentina Cupritera Argentina, S.A. San Salvador (Jujuy) F 1.200R 1.200

3.71

PRINC PALES INSTALACIONES MUNDIALES PRODUCTORAS DE COBRE METAL (Contin-jaci¿Sn)

PAIS SOCIEDAD LOCALIDAD TIPO CAPACIDAD TEORICAANUAL EN T.

Brasil Cia Brasileira de Cobre. Itapeva (*) (Cerrada en 1976) F 10.000R 10.000

Canada Noranda Mines Ltd. Noranda (Horne) (due.) F 263.000Canadian Copper Refinier`s Ltd. Montera] East (Que.) F 435.000Gaspe Copper Mines Ltd. Murdochville (Que.) R 90.000The Internacional Nickel Co ofCanada Ltd. Copper Cliff (Ont) F 170.000

F 180.000L/R 10.000

Hudson Bay Min. and Smelting Co.Ltd. Flin Flon (Man) F 60.000Faicombridge Nickel Mines Ltd. Falcombrike (Ont.) F 30.000

Chile Codelco- Cia de Cobre Salvador,S.A. Potrerillos F 90.000

R 75.000Codelco- Cia de Cobre. Chuquicamata F 330.000

L/R 50.000R 390.000

Codelco-Sdad. Minera El Teniente,S.A. Caletones F 260.000

R 130.000Enami-Empresa Nacional de Minería. Paipote F 60.000

Las Ventanas F 80.000R 110.000

Cia Minera Disputada de los Con-des. Chagres F 25.000Empresa Minera de Mantos 8lancos. Mantos Blancos F 30.000

R 30.000Estados Unidos United States Metals Refining Co. Carteret F 68.000

(filial d'Amax Inc). R 235.000Amax Nicke] Refining Co. Inc. Braithwaite - Port Nickei F 20.000Anamax Mining Co. Twin Buttes (Arizona) L/R 33.000Asarco Incorporated El Paso (Tejas) F 105.000

Hayden (Arizona) F 170.000Tacoma (Wash.) F 110.000

R 14o.oooAmarillo (Texas) R 38o.ooo

The Anaconda Co. Anaconda (Montana) F 190.000L/R 33.000

Great Falls (Montana) R 230.000Cerro Copper & Brass Div. of Ce-rro Corp. Saint - Louis (Mo) R 40.000Chemetco Inc. Alton Ollinois) F 30.000Ranchers Exploration & DevelopmentCorp. Bluebird (Arizona) L/R 7.000Reading Industries Inc. Reading (Pa) R 18.oooSouthwire Co, Copper Div. Caroilton (Georgia) R 65.000White Pine Copper Co. White Pine (Michigan) F 8o.ooo

R 8o.oooCities Service Co. Copperhill (Tennessee) F 18.000Cy¡prus Johnson Div. Benson (Arizona) L/R 5.000Cyprus Sagdad Copper Corp. Bagdad (Arizona) L/R 7.000Duval Corp. Sierr'ita (Arizona) L/R 30.000Hecha El Paso Labeshore (Arizona) L/R 36.000Inspiration Consolidated CopperCo. Miami (Arizona) F 160.000

Inspiration (Arizona) R 65.000L/R 5.000

Kennecuir C,)pper Corporation. Hayden (Arizona) F 70.000Hurley (Nuevo Mexico) F 90.000

R 93.000Mc Gil¡ (Nevada) F 70.000Garfield (Utah) F 230.000

R 170.000Kennecott Re4:¡ninq Corp Anne Arundel County (Md) R 250.000Magnia Copper Co. San Manuel (Arizona) F 180.000

R 18o.ooo

3 .72.

PRINCIPALES INSTALACIONES MUNDIALES PRODUCTORAS DE COBRE METAL (Continuaci6n)

PAIS SOCIEDAD LOCALIDAD TIPOCAPACIDAD TEORICA

ANUAL EN T.

Phe1ps Dodge Corp. Ajo (Arizona) F 60.000Horenci (Arizona) F 200.000Dougias (Arizona) F 110.000Hidalgo (Nuevo Mexico) F 90.000

Phelps Dodge Refining Corp. El Paso (Texas) R 1,03.000Laurel Hill (N.Y.) R 83.000

Quincy Mining Co. Hancock (Michigan) F 14.oooR 14.000

Mexico Industrial Minera Mexico S.A. San Luís Potosi F 42.000Cia Minera de Santa Rosalía S.A. Santa Rosalia (Baja California) F 1.800Cobre de Mexico. Mexico R 90.000Cia Minera de Cananea S.A. Cananea (Sonora) F 70.000

Peru Centromim Peru (Empresa Minerade¡ Centro de Peru). La Oroya F 60.000

R 58.oooSoutheen Peru Copper Corp. 1 F 285.ooo

R 150.000Minero Peru. Cerro Verde L/R 33.000

ASIA

China Fabricas de¡ Estado. Shangai R 45.000Shenyang (Liaoning) F 40.000

R 40.000Corea del Norte Chinnampo ¡ron Works Chinnampo F 5.000

Munpyong F 5.000Yongsapo F 5.000

Corea del Sur Korea Mining and Smelting Co.Ltd. Changhang F 24.000R 24.000

India Hindustan Copper Ltd. Kletri (Rajas Than) F 31.000R 31.000

Moubhandar (Bihar) F 25.000Iran Fonderie Gouvernementale de Chani-

Abad. Ghani-Abad (Teheran) F 10.000R 10.000