Apunte Procesos Industriales[1]

8/12/2019 Apunte Procesos Industriales[1]

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UNIVERSIDAD ARTURO PRAT

DEPARTAMENTO DE INGENERIA

APUNTE PROCESOS

INDUSTRIALES

CARRERA: Ingeniería Industrial

PROFESOR: Aldo Quiero Gelmi

2005



INDICE

PaginaCapitulo 1: INTRODUCCION

Capitulo 2: METALURGIA DEL ORO Y LA PLATA

Capitulo 3: METALURGIA DEL HIERRO

Capitulo 4: METALURGIA DEL COBRE



1

Profesor: Aldo Iván Quiero Gelmi. Departamento de Ingeneria. Universidad Arturo Prat

Capitulo 1: INTRODUCCION.



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Capitulo 2: METALURGIA DEL ORO Y LA PLATA.

Yacimientos de Oro.

Los recursos que Chile posee pueden ordenarse en cuatro tipos:

1. Yacimientos hidrotermales2. Placeres auríferos3. Depósitos hidrotermales subvolcánicos.4. Subproducto de otras faenas mineras.

Yacimientos auríferos hidrotermales.

a) Son los mas numerosos del país y se extienden en abundancia desde Antofagasta hastaConcepción.

b) En su mayor parte, las menas explotadas se ubican en la zona de oxidación y deenriquecimiento secundario→ 10-50(gr./TMS). La zona primaria excepcionalmentesobrepasa los 10(gr./TMS).

c) Se encuentra asociado a pirita (FeS2), especularita (Fe2O3), y en menor cantidad amagnétita (Fe3O4)

d) No existe un inventario de recursos o reservas, además que la mayoría de las vetas ya hansido tratadas en sus zonas enriquecidas, por lo que el recurso puede ser sub-económico.

Placeres Auríferos.

a) Se extienden desde Copiapó hasta el canal Beagle.

b) Algunos lavaderos han sido formados a expensas de vetas de oro que fueron erosionadas por agentes fluviales. (placeres de Copiapó, Andacollo y Lonquimay).

c) El oro esta finamente dividido, aparece en forma de hojitas delgadas o polvo y solo encontadas ocasiones, se han encontrado pepas de oro (éstas aparecen generalmente en los placeres originados por destrucción de vetas).

d) La cantidad de oro encontrada oscila entre 0.1-0.5 (gr./m3)e) Los agentes geológicos que han interenido en la concentración de oro, se distinguen los

siguientes: auríferos fluviales, glaciales y glacifluviales y litorales marinos.f) Entre los placeres de mayor importancia se ubican los lavaderos de la 10ª y 12ª región.

Depósitos hidrotermales subvolcánicos.

a) Estos depósitos forman fajas metalogénicas de mucha importancia y sus reservas sonconsiderables

b) En Chile, esta mineralización corresponde a las faenas de• El Indio, se ubica en la zona limítrofe de la tercera y cuarta región. El largo reconocido era de

casi 200(km) y ancho entre 1 y 4 (km).• El Guanaco, se ubicaba en la segunda región.• Andacollo, se ubica en la cuarta región.

Subproducto de otras faenas mineras. Se obtiene de la minería del cobre.



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Yacimientos de Plata.

1. Yacimientos de cobre con contenido de plata. Su participación es de aproximadamente

49.3%.

2. Yacimientos de oro con contenido de plata. Su participación es de aproximadamente 49.6%.

3. Yacimientos de plata. Su participación es < 1%.

Producción de Oro

0

10

20

30

40

50

60

1 9 9 1

1 9 9 3

1 9 9 5

1 9 9 7

1 9 9 9

2 0 0 1

Año

T o n e l a d a s minería

de oro

minería

de cobre

total

Precio del Oro

0

100

200

300

400

500

1 9 9 2

1 9 9 4

1 9 9 6

1 9 9 8

2 0 0 0

2 0 0 2

Año

U S $ / l b



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Propiedades Físicas del Oro

Metal amarillo, brillante por la luz reflejada, en láminas muy delgadas.Es el metal más maleable y dúctil.

La densidad del oro es 19.4(gr/cm3).En estado puro es demasiado blando para ser usado en joyería y para acuñar moneda→ se

forman aleaciones con plata y/o cobre. Por ej. en presencia de pequeñas cantidades de otrosmetales (en especial plomo), su ductibilidad disminuye en forma considerable.

Punto de fusión de 1073(ºC).Conductividad térmica es 53.Las aleaciones de oro mas utilizadas se fabrican con plata, cobre, paladio y la cantidad de

oro se expresa en kilates.

• Oro puro→24 kilates.• Moneda de oro inglesa→22 kilates (91.66%)• Moneda de oro norteamericana→21.6 kilates (90% oro y 10% cobre).

Propiedades Físicas de la Plata.

Es un metal de color blanco y es considerado como blando.

Tiene una densidad de 10.5(gr/cm3).

Su conductividad térmica se le denomina 100 (cobre es 73, oro 53 y el aluminio 31; elresto de los metales tienen menor conductividad térmica). Es decir la plata es el conductor deelectricidad mas perfecto comparada con otros metales.

La plata es mas maleable que el cobre, hierro, aluminio y platino; y es menos maleableque estaño, plomo, zinc y oro.

La presencia de pequeñas cantidades de As, Sb, Bi y Pb transforma a la plata enquebradiza.

La temperatura de fusión de la plata es 960.5(ºC).

Propiedades Químicas del Oro y la Plata.

Una de las características principales del oro y la plata es su presencia en estado nativo ometálico en las menas, ya que tiene una su estabilidad química, en los ambientes naturales de lacorteza terrestre. Presenta afinidad con otros metales nobles como el Cu, Hg, Pt e Ir, formandosoluciones sólidas.

El oro y la plata debido a su alta estabilidad como metal, tienen poca reactividad química, por lo que se presentan en pocos minerales comunes, siendo el estado nativo el más importante.



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Oro Plata Nombre Formula Nombre Formula

Nativo Au Nativa AgElectrum (Au, Ag) Argentita Ag2SCalaverita AuTe Pirargirita 3Ag2S•Sb2S3

Petzita Ag3AuTe2 Cerargirita AgClSilvanita (Au, Ag)Te4 Proustita 3Ag2S•As2S3 Auroestibnita AuSb2 Polibasita 9Ag2S•Sb2S3

El oro y la plata se encuentran asociados a minerales sulfurados como pirita, arsenopirita,galena, blenda y otros. Los teluros de oro son problemáticos a la cianuración por su baja y lentadisociación.

Los procesos hidrometalúrgicos (sistemas acuosos) se estructuran de acuerdo al sistemaquímico de lixiviación, que es una etapa fundamental del proceso.

Dadas las condiciones mineralógicas del oro y la plata, en las que se encuentran en suestado nativo y muy diseminado y el carácter noble que presentan (no reactivos), hacen que estasno sean disueltas fácilmente por las soluciones acuosas utilizadas en la hidrometalurgia para otrosmetales o minerales.

Por lo tanto, estabilizar el oro y la plata como cationes exige demasiados esfuerzos, dadala inestabilidad mencionada. La única forma de estabilizarlos es formando complejos de oro,estables en soluciones acuosas, como por ejemplo etc.,AuCl,Au(CN),AuCl -

4-22

−

Extractantes para el oro y la plata.1. Cloro gaseoso. Fue uno de los primeros extractantes utilizados en la lixiviación del oro, por el

antiguo método de clorinación.

)ac(3)ac(2 AuCl2Cl3Au2 =+

2. Agua Regia. Consiste en una solución de HNO3-HCl (1:3), la que es capaz de disolver el oroy la plata y sus aleaciones; debido a que es un enérgico reactivo oxidante y complejante,siendo el cloro el oxidante activo.

3. Tiurea. Es un gran agente complejante, y es utilizado con el ion férrico (Fe+3) como agenteoxidante. Este reactivo tiene la ventaja de no ser tóxico como el cianuro y más selectivofrente a menas de ganga ácida, menas de cobre y minerales de antimonio. La cinética deextracción es alta ya que se puede alcanzar entre un 95 y 98% de extracción en dos horas deataque.

( ) 2222

322 FeCSNH NHAuFeCSNH NH2Au +++

+=++

Problema→$ del reactivo.



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4. Amalgamación.

La amalgamación es un proceso de concentración en el cual los metales nativos son

separados de los minerales no metálicos que forman la ganga, en razón de su mojabilidadselectiva de la superficie del metal por mercurio en medio acuoso, mientras que el agua mojaselectivamente a los minerales no metálicos.

La mojabilidad de un líquido sobre un sólido esta dada por el ángulo de contacto.

El oro es soluble en el mercurio (0.06% a 20ºC y 15.7% a 100ºC). Forma Au19Hg4 y

Au19Hg3.Se produce una separación por medios densos ya que la densidad del cuarzo es ≈

2.6(gr/cm3), la del mercurio es ≈ 13.5(gr/cm3) y del oro ≈ 19.2(gr/cm3). Esta separación se produce por la fuerza de gravedad.

Resulta muy importante el factor gravedad, ya que las partículas muy pequeñas, probablemente no serán amalgamadas, por lo que su separación será preferentementegravimétrica.

Otro factor que impide la amalgamación es la contaminación superficial con pátinas o películas de óxidos.

El mercurio puede estar contaminado con varias substancias presentes en la pulpa, talescomo ácidos grasos y sus sales que podrían provenir del proceso de chancado y/o molienda. Estosaceites tienen tensión superficial de 30(dinas/cm), y al hacer contacto con el mercurio (tensiónsuperficial de 375dinas/cm), cubrirán su superficie bajando la tensión, por lo que la atracciónentre el mercurio y el oro puede transformarse en repulsión.

Para limpiar el mineral y prevenir que el mercurio forme compuestos insolubles con union no deseado y además prevenir que sea cubierto con una película de grasa, se añaden ariosreactivos como cloruro de amonio, álcali, agentes oxidantes y ocasionalmente cianuro alcalino.



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La recuperación de oro de la amalgamación sobrepasa el 95% cuando está presente engrano grueso y no tiene la superficie enmohecida o cubierta.

Factores negativos que influyen en la amalgamación.

1. Falta de contacto adecuado entre el oro y el mercurio.2. Oro demasiado fino, de comportamiento coloidal o cuando se presenta en laminas muy

delgadas que sobrenadan sin tener contacto con el mercurio.3. Oro en la forma de teluros.4. Oro ubicado dentro de sulfuros, como por ejemplo la pirita aurífera.5. La superficie del oro se encuentra cubierta por una película de materias extrañas.6. El mercurio es impuro.7. Pulpa contaminada con grasa, aceite, talco, etc.

5. Cianuración de Oro.

El oro es uno de los metales más resistentes a la corrosión y es extremadamente difícilde disolver. Entre los reactivos que lo pueden disolver esta el cianuro de sodio (NaCN) y elcianuro de potasio (KCN). En las faenas de Chile resulta más económico operar con cianuro desodio.

Lixiviación.

Una solución típica que se utiliza para lixiviar es de aproximadamente 0.05 (gr. NaCN/lt.solución). Además se añade cal para mantener el pH en el rango de 10.5 a 11.5.

La reacción química para disolver oro en las pilas de mineral con solución rica en cianuroes:

−−−+→+++ OH4)CN(Au4OH2OCN8Au4 22)g(2)s()s(

Donde el CN- se agrega en forma de NaCN al agua en la solución de lixiviación, y eloxigeno viene del aire. El complejo Au(CN)2

- es muy estable en el PLS, el que se transporta a la planta de adsorción.

Adsorción (Carbón en columnas CIC).

Hay una serie de vías para recuperar el oro de un PLS cianurado, tales como:

1. Precipitación con zinc,2. Amalgamación con mercurio,3. Electrólisis con electrodos de acero inoxidable.

Técnicamente es factible recuperar oro directamente del PLS, por los tres métodosanteriores, pero la baja concentración de oro provoca que se deben tratar grandes cantidades de



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solución, lo que hace una “planta grande y costosa”. Esto indica que es necesario un proceso previo de concentración.

Por esta razón, el oro se concentra en primer lugar en una serie de columnas que contienen

carbón activado. El proceso se denomina “Carbón en columnas (CIC)” y consiste en adsorber oroen solución sobre carbón activado.

En las columnas de carbón, la mayoría de los iones complejos de cianuro se adsorben enla superficie de las partículas de carbón.

Las fuerzas de atracción entre el ion complejo de oro y las superficies de carbón son masfuertes que las fuerzas de atracción que mantiene los iones en solución. Por lo tanto, los ionescomplejos de oro se adsorben a las superficies del carbón.

El cianuro forma iones complejos con otros metales, además del oro y algunos de estosiones complejos se adsorben al carbón en el siguiente orden:

Adsorción mas fuerte Au(CN)2-

Hg(CN)2- Ag(CN)2

-

Cu(CN)3-2

Zn(CN)4-2

Ni(CN)4-2

Adsorción menos fuerte Fe(CN)6-4

Esto provoca disputas por los sitios de adsorción en el carbón.

Carbón activado.

El carbón utilizado para la recuperación de oro, es carbón vegetal (Sri Lanka o de LasFilipinas) que se produce de la cáscara de coco, ya que presenta una buena estructura porosa,resistencia mecánica y capacidad de adsorber oro.

El primer paso para la fabricación del carbón activado de la cáscara de coco se conocecomo carbonización, las que son inflamadas en condiciones similares a un horno donde la presencia de oxigeno es mínima.

Posteriormente el producto se reduce de tamaño hasta un tamaño levemente superior alfinal, el que se activa al vapor y se harnea al tamaño de malla requerido. Este producto final, vistoen el microscopio se asemeja a una esponja.

Este producto se debe mantener limpio, y con alta porosidad, para asegurar que el oro seadsorba.

Las propiedades mas importantes del carbón activado, utilizadas en la extracción de oroson:

1. Capacidad de adsorción2. Velocidad de adsorción.3. Resistencia mecánica y contra el desgaste.4. Características de reactivación.5. Distribución de tamaño de partículas.



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Los factores que se deben controlar, pata tener una buena eficiencia de adsorción son:temperatura, concentración de oro en PLS, concentración de cianuro en el PLS, pH de lasolución, resistencia iónica, concentración de otros cationes (Ca+2, Mg+2, H+, Li+, etc.), deaniones (CN-, S-2, etc.), concentración de oxigeno disuelto y la suciedad del carbón.

Separación (desorción).

Es lo inverso de la adsorción, y se utilizan los factores fisicoquímicos que inhiben el proceso de adsorción. La variable mas importante es la temperatura, que s eleva a 110(ºC).

El proceso de eliminación de impurezas, se realiza en cuatro etapas:1. Se moja en soda cáustica y cianuro de sodio.2. Se lava con agua.3. Se lava con ácido clorhídrico.4. Se lava con agua.

Posteriormente, se elimina el oro del carbón.

Regeneración de carbón.

El carbón utilizado en el circuito de adsorción se ensucia con calcio y diferentescompuestos orgánicos, incluido aceite. El lavado con ácido (en desorción) retira el carbonato decalcio, sulfato de calcio y otras impurezas solubles en ácido.

Sin embargo, algunos compuestos orgánicos se adsorben en los poros de la partícula decarbón, anulando sitios de adsorción disponibles para la adsorción de oro. Dichos compuestosorgánicos se eliminan por volatilización.

Electroobtención de oro.

Es el proceso que se usa para recuperar el oro de la solución rica en mineral (electrólito).Por definición: es un proceso electrolítico durante el cual el oro y otros metales básicos serecuperan de una solución que pasan por una corriente eléctrica directa entre los electrodos(ánodos y cátodos) inmersos en un electrólito. El oro se adhiere al cátodo durante el proceso.

Un cátodo típico tiene una estructura de acero inoxidable (virutas enrolladas en una malla)y debe tener: una gran área superficial para el depósito del metal, alta conductividad y buenaresistencia mecánica.

El ánodo debe ser también de una superficie conductora y resistente a la corrosión. Elmaterial más utilizado es el acero inoxidable, aunque puede utilizarse carbón y titanio.

Fundición.

Las virutas de acero inoxidable y lodo, se proceden a calcinar (675ºC) para eliminar lahumedad y oxidar el hierro. Las virutas contienen oro, plata y diversos contaminantes endiferentes cantidades (el Fe es uno importante, Cu, Pb, Cd y Zinc, además de SiO2, CaSO4*2H2Oy CaCO3). Estos contaminantes se transforman a óxidos, los que forman la fase escoria (en estecaso muy parecida al vidrio), que es menso densa por lo que flotará en la superficie de la barrafundida.



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Para ayudar se agregan fundentes (mezcla de diferentes componentes que promueven laoxidación de los contaminantes) tales como bórax, salitre y sílice.

Finalmente se obtiene un bullion (lingote) de oro.



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Capitulo 3: METALURGIA DEL HIERRO.

I. INTRODUCCIÓN.

Al descubrir el hombre los metales y observar que puede utilizarlos en su beneficio, esque comienza el desarrollo intelectual entorno a la metalurgia.

Ya que la metalurgia consiste en el arte de extraer, concentrar, purificar, transformar yadaptar los metales, es que con ella nace el progreso y bienestar de toda la humanidad.

El hierro presente en la naturaleza pueden tener una procedencia diversa:

i) Yacimientos metalíferosii) Desechos artificialesiii) Meteórica

Para el caso del fierro, (56.300 ppm en corteza terrestre) los minerales más comunes son:

a) Hierro nativo (Fe) b) Hematita roja, especular y oligisto (Fe2O3)c) Magnetita (Fe3O4)d) Siderita (FeCO3)e) Limonita (FeO⋅OH·nH2O)f) Pirita (FeS2)

El hierro es el metal cuyo uso y explotación supera a todos los demás metales extraídos, lo que comprende ≈ 93% del tonelaje de todos los metales utilizados.

Su aplicación no es precisamente como hierro puro, sino que como “acero” (aleación deFe-C) y fundiciones (%C > 2).

El acero, además de contener elementos como C, Si, Mn, S y P, requiere de elementosaleantes, tales como: Cr, Ni, Mo, W, Cu, Nb, V, etc. Para poder cumplir con requerimientoscomo: resistencia a la corrosión, a la abrasión o desgaste, a la oxidación a alta temperatura, etc.

El proceso de obtención de un acero involucra 2 fases:

i) Fusión reductora del mineral oxidado de fierro hasta obtener el arrabio (Fusión enel Alto Horno).

ii) Refinación del arrabio, hasta obtener el acero (Siderurgia).



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II RESERVAS Y EXPLOTACION EN CHILE.

Usado desde que llegaron los españoles a América, este mineral es muy abundante en lanaturaleza. De color gris azulado ha sido muy utilizado en la industria, debido a su dureza,ductibilidad y maleabilidad.

En Chile, los principales yacimientos están ubicados en la franja «ferrífera» , que seextiende desde Taltal hasta Ovalle.

En la Tercera Región (Atacama), se ubica la mina El algarrobo, que abastece de preconcentrados a su planta de pellets ubicada en Huasco, a 86 Km del yacimiento. Tiene unacapacidad de producción de 4.200.000 tons. de productos al año, se efectúa sus embarques através del puerto Guacolda II , que se encuentra al lado de la planta de pellets.

En la Cuarta Región, en tanto, la CMP explota la mina El Romeral, 22 Kms al norte de laciudad de La Serena, con una capacidad de producción de 4.000.000 de Toneladas de productosal año. Su puerto de embarque Guayacán, se localiza en la bahía de La herradura, a 38 Kms dedistancia de la mina.

Actualmente se explotan las minas Los colorados, con una ley de 45%; Algarrobo, con

una ley de 52%; y el Romeral con un contenido superior al 55%. Dichos yacimientos pertenecena la compañía minera del pacífico(CMP), propiedad del grupo de empresas CAP.

Las exportaciones de pellets de hierro y mineral a granel se destinan principalmente aJapón , Argentina , México , Francia , Inglaterra y Alemania. En el mercado interno, la mayor parte de la producción de hierro se destina a la usina de Huachipato, para la producción de acero.Estrechamente asociada a la extracción de hierro se encuentra la producción de ferroaleaciones.Estos son: ferrocromo, ferrosilicio, ferromanganeso y siliciomanganeso.



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La producción de hierro en 1996 registró un aumento de 7,7% en relación con 1995,alcanzando un volumen de 9.081.661 toneladas, 650 mil toneladas más que las 8.431.647toneladas obtenidas en el año precedente.

Al total de la producción, la tercera región aportó el 54,6%, mientras que la contribución

de la Cuarta Región alcanzó al 45,4%. En cuanto al destino de la producción, en el mercadointerno se colocaron 813.347 toneladas de granzas (% Fe = 65.85) y 4.955.540 toneladas sedestinaron al abastecimiento de la planta de pellets.

El futuro de la compañía está basado en sus reservas y las permanentes campañas deexploración, prospección y evaluación de nuevos yacimientos. Es así que, ante el agotamiento deEl Algarrobo se ha desarrollado el estudio del yacimiento Los Colorados, que lo reemplazará enla provisión de preconcentrados para la planta de pellets Esta mina se ubica a 28 Km. al noroestede Vallenar, a 400(m) sobre el nivel del mar. Después de una campaña de exploración de 35.720metros de sondajes, se cubicaron 314 millones de toneladas de mineral, con una ley de corte de30% de hierro, y una ley media de 48,27%. Las reservas cubicadas alcanzan a 245 millones detons. de mineral con una ley media de 48,19% de hierro.



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PRECIO

El banco central informó que los valores medios referenciales por tonelada fueron de 13dólares para el hierro a granel y de 29 dólares para los pellets.

CUADRO COMPARATIVO DE LA PRODUCCIÓN DE PELLETS

AÑOS TONELADAS %Fe

1991 4.255.275 65,891992 4.028.437 65,781993 4.494.350 65,941994 3.442.380 65,901995 3.879.100 65,82

1996 4.348.920 65,75

Fuente: Sernageomin

III CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA DE MINERALES DE HIERRO

Básicamente, los procesos de concentración de estos minerales se basan en una propiedad de sus partículas, su permeabilidad magnética.

Como se conoce, existen materiales (de acuerdo a su comportamiento frente a la acción deun campo magnético) del tipo:

i) Magnético (son atraídos)ii) No magnéticos (no son atraídos)iii) Diamagnéticos (son repelidos)

Los equipos o separadores magnéticos, pueden clasificarse como: Baja, Media y altaintensidad.

Ejemplos de los materiales antes descritos se aprecian en la tabla 2.5

Tabla 2.5

Mineral Atractibilidad

FerromagnéticosHierro 100Magnetita 48

Moderadamente magnéticosIlmenita 9,1



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Pirrotita 2,5 Débilmente magnéticos

Hematites 0,77Siderita 0,74

BUENAS SEPARACIONES >0.4Limonita 0,31Pirolusita 0,25SEPARACIÓN >0.2Molibdenita 0,12Volframita 0,10Apatito 0,08Cerusita 0,057Arsenopirita 0,054Calcopirita 0,051Flourita 0,032

Levemente magnéticosPirita 0,022Criolita 0,022Magnesita 0,019Yeso 0,016Galena 0,0096Rutilo 0,0034Dolomita 0,0011Berilio 0,0008Circonio 0,0002

No magnéticos y diamagnéticos

Barita 0,0Fluorita -0,0004Calcita -0,0004Cuarzo -0,0005Galena -0,0011Apatito -0,0034

Para valores de atractibilidad relativa ≥ 0.4 se obtienen buenas separaciones, inclusive porsobre 0.2 ya se consigue una buena separación.

Antes de la separación magnética, el material puede ser sometido a un tratamiento previo.Ej: Tostación magnetizante para aumentar así las propiedades magnéticas (para menas de Ni con piritas ; tostación sulfatante) y posteriormente obtener Ni (por flotación) y Fe (por separaciónmagnética).

También se utiliza para beneficiar menas pobres de Titanio, eliminando el hierro por unaseparación magnética posterior.



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IV PROCESO A ALTA TEMPERATURA. Alto Horno y Convertidor.

Alto Horno.

En el contexto, de los hornos metalúrgicos industriales, haremos referencia al Alto Horno.



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El Alto Horno (A.H.) se utiliza para obtener el arrabio (Fe fundido impuro), a partir del

mineral de hierro. También constituyen la carga:

Carbón coke (agente reductor) Caliza, balastro y cuarcita (como fundente) Para producir la combustión del coke se inyecta aire precalentado por las toberas ( o aire

enriquecido con oxígeno) inyectando petróleo, gas natural o carbón de coke. Escorificante como MgO y/o CaO.

Reducción de óxidos de hierro

Se sabe que si T >570º C, el FeO se hace inestable y se transforma según:

4 FeO → Fe + Fe3O4

Si T < 570º C:

Fe2O3 → Fe3O4 → Fe

pero si T > 570º C:



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Fe2O3 → Fe3O4 → FeO → Fe

También se formarán soluciones sólidas, por ejemplo: de Fe3O4 en FeO y Fe3O4.De acuerdo a su calidad, los reductores que se recomiendan son: C, CO y H.

C ; Reducción directaAsí , distinguiremos

Gases CO y H ; Reducción indirecta.

Para el caso en que T >570º C, la reducción de óxidos de fierro mediante CO transcurre según :

1. 3Fe2O3 + CO ↔ 2Fe3O4 + CO2 -7.9 / -9.7 kcal

2. Fe3O4 + CO ↔ 3FeO + CO2 3.7 / 3.4 kcal

3. FeO + CO ↔ Fe + CO2 -4.5 / -3.6 kcal

y para T< 570º C se tiene:

4. 3Fe2O3 + CO ↔ 2Fe3O4 + CO2 -7.94 /-11.14 kcal

5. ¼ Fe3O4 + CO ↔ ¾ Fe + CO2 -2.45/-0.74 kcal

El proceso denominado como reducción directa es más complejo, puesto que realmente son dosetapas: la reducción indirecta y la reacción de CO2 y C:

MeO + CO ↔ Me + CO2

CO2 + C ↔ 2CO (Ecuación de Boudouard)

Materias primas que se cargan en el Alto Horno, para la obtención de arrabio, se tiene:

1. Mineral: Básicamente compuestos de óxidos de hierro, usualmente Fe2O3 y en ocasionesFe3O4 . Estos óxidos se adicionan a la forma de pelletes de 1-2 cm de diámetro y que se hanconformado a partir de polvos finos de mineral beneficiado.

2. Coke Metalúrgico: Suministra el gas reductor y el calor necesario para la fusión y reduccióndel mineral. Se produce destilando los componentes volátiles ( 25-30 %) del carbón mineral pulverizado, en ausencia de aire. Se obtiene carbón coke poroso , reactivo a las elevadastemperaturas de trabajo y consistente para que no se muela cerca del crisol.Su granulometría normal es de trozos que van de 2-8 cm y de composición química promedio de~90% C, ~10% Cenizas y 0.5% H2O.

3. Fundentes y Escorificantes: Se adicionan proporciones variables de CaO y MgO los queescorifican las impurezas del mineral, y junto a los óxidos de la carga (Al2O3 y SiO2), se permiteobtener una escoria fluida y de bajo punto de fusión (~ 1.325ºC).



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La cal (CaO) presenta un benéfico efecto secundario: remoción de parte del S contenido en lacarga.

4. Gases soplados a través de las toberas: Aire caliente de soplado e hidrocarburos (g, l o S).

Productos del Alto Horno.

Tabla 2: Análisis de arrabio

Elemento composición(% peso)

C 4 – 5%(saturado)Si 0.3 – 1S 0.03

P(*) hasta 0.1Mn(*) 0.1 – 2.5

Pto. fusión 1.127

(*)depende del mineral

Tabla 3: Composición de Escoria

Compuesto % peso

SiO2 30-40

Al2O3 5-15CaO 35-45MgO 5-15

Na2O5 + K 2O 0-1S 1-2.5

Tabla 4: Composición de gases del A.H.

Componentes %Volumen

CO 23CO2 22H2 3 N2 49otros ~ 2

Observaciones: El Alto Horno pertenece a la clasificación de los hornos de cuba, y en este caso posee un crisol en la parte inferior (se colectan los metales fundidos).

Descripción de las zonas del Alto Horno.



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1. Cimientos: Su superficie y espesor van a depender del peso del horno y de la carga quesoporta el terreno, lo que llevará a realizar excavaciones profundas o usar pilotes para mejorar suresistencia. Entre el cimiento y fondo del horno puede usarse cemento resistente a la altatemperatura.

2. Zona del crisol y toberas: el crisol corresponde a una cavidad cilíndrica o prismática cuyofondo debe ser de material refractario poco poroso, mientras que sus paredes tienen también unacoraza exterior y continua de acero con una separación de material monolítico apisonado( 100 a200 mm de espesor).Esto permite la dilatación del material refractario sin que se fracture.Lasalida del metal líquido puede realizarse a través de una piquera metálica refrigerada con agua,igual que para la sangría de escoria.

3. Toberas: Es por donde ingresa el aire y se sitúan en la parte alta del crisol y distribuidas en su perímetro. También ellas se emplean refrigeradas por agua a presión.

4. Zona del etalaje: Se ubica por sobre el crisol e interiormente posee recubrimiento refractario yen su exterior una coraza metálica continua. Pueden existir aquí toberas suplementarias.



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Los refractarios sen de alta calidad para soportar las zonas muy activas de reacción y de altatemperatura.

5. Zona del vientre: Es la zona que une el etalaje con la cuba del horno y debe ser una

construcción robusta para resistir el peso de la parte superior del reactor, vía columnas desustentación. También se encuentra expuesta a la acción corrosiva de los gases ascendentes a altatemperatura.

6. Zona de cuba: Aquí se realizan las primeras transformaciones de los materiales y está formadainteriormente por una capa de refractarios que va disminuyendo conforme ascendemos.

7. Zona del tragante: Constituye la parte superior del horno y es a través de esta zona por dondeentra la carga sólida al horno y escapan los gases de salida.

Dada la gran cantidad de escoria extraída en los procesos metalúrgicos (siderúrgicos eneste caso), dentro de sus aplicaciones se distinguen: Grandes trozos de balastros para construir carreteras. Fabricación de adoquines En agricultura (corregir suelos mezclados con otros productos). Materia prima como arena para cemento. Ladrillos de escoria Material de relleno y hormigón ligero.

En la separación metal-escoria debe tenerse al menos una diferencia de 1 unidad entre susdensidades.

Tabla: Algunos tipos de escoria.-

Tipo de Escoria Peso específico

Monosilicatos de Fe, Mn, Zn 4.0Bisilicatos de Fe , Mn , Zn 3.5Silicatos básicos Al2O3 3.2 - 3.6Silicatos ácidos con Al2O3 3.0 - 3.2Silicatos de Manganeso 3.0 - 3.3

Silicatos de cal 2.6 - 3.0Silicatos de Na y K 2.5Silicatos de Ba 4.4Silicatos de Pb 4.8SiO2 2.6Cu2S(eje de cobre) 5.8FeS 4.8

Factores que afectan el funcionamiento del horno



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Cantidad de calor que precisa la carga para su transformación. Características físicas de la carga: Tamaño, forma, naturaleza superficial de las partículas, ycambios que sufren durante las transformaciones. Características del horno: Altura activa de la cuba, área de la sección transversal, temperatura

de inyección del aire, cantidad de calor perdido, tiempo de retención de la carga.

Los rendimientos térmicos de estos hornos de cuba oscilan entre 80 a 90% (hornos bienequipados)

Exceso de aire utilizado ≤ 20 %

79% v/v de N2(g)

Recordemos que: aire ≈

21% v/v de O2(g)

Proceso de obtención de acero. Convertidor.

La fabricación de acero corresponde a un proceso que tiene por objeto disminuir el contenidode elementos indeseables en el arrabio, proveniente del alto horno y controlar el contenido deotros dentro de ciertos límites de especificación.

Lo anterior se consigue principalmente por la oxidación selectiva de las impurezas de lacarga, mediante el insuflado de oxígeno puro sobre la superficie del baño metálico. Por ejemplo:

Si + 2O2 + 2Ca ↔ (CaO)2·SiO2

Mn + ½ O2 ↔ MnO

Fe + ½ O2 ↔ FeO

2P + 5/2 O2 + 4CaO ↔ (CaO)4·P2O5

CO C + O2 ↔

CO2

Existen otras etapas dentro de lo referente al proceso de oxidación y refinación:

1. Descarburización:

Eliminación de Carbono del arrabio debido a su combustión con oxígeno que se va conlos humos hacia la atmósfera.

Las reacciones exotérmicas producidas provocan elevadas temperaturas (2500 a 3000 ºCen zona de impacto del chorro de O2 (g) ), debida a la Energía cinética del oxígeno y formaciónde CO y CO2.



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2. Desulfuración:

El proceso de desulfuración se produce de 2 formas:

a) por combustión con O2 → SO2 (g) a la atmósfera. b) por la reacción : S + CaO ↔ CaS 1/2O2

Por lo tanto al adicionar CaO se capta el S y se envía a la escoria.

La oxidación de otros elementos presentes en el arrabio, tales como: Si, P y Mn, se realizautilizando fundentes adicionales. Se forman así, escoria activa y espumante, de acuerdo a:

1. 2Si + 2FeO + CaO ↔ 2CaO·SiO2 + 2Fe

2. 2P + 5FeO + CaO ↔ CaO·P2O5 + 5Fe

3. Mn + FeO ↔ MnO + Fe

La reacción 2 correspondiente a desfosforación se produce a temperatura baja al comenzar elsoplo, mientras que la desulfuración ocurre a temperaturas más elevadas.

Luego de todo este proceso de oxidación viene la etapa de desoxidación, la que se lleva acabo en la cuchara, adicionando las respectivas ferroaleaciones para obtener el acero deseado.

Una vez ajustada la composición del acero (transcurridas etapas de oxidación y refinación )viene la colada o sangría del material fundido para obtener lingotes o palanquillas, que serán

procesados para obtener así los productos del acero indicados en esquema del procesosiderúrgico.



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Ejemplo de carga al convertidor para obtener un acero a partir de arrabio y chatarra deFe:

(Kg /Ton acero)

-Arrabio líquido 1.000-Chatarra 75-Cal 60-Espatofluor 5-Pellets o escama 10-Mineral de Mn 17-Fe-Si (45%) 1

Tipos de Acero.

Aleaciones férreas Más del 90% en peso de los materiales metálicos empleados por los seres humanos sonaleaciones férreas.

Esas aleaciones se dividen en dos categorías →%C de aleación.Los aceros → generalmente %C entre el 0,05% y el 2,0% en peso.Las fundiciones →generalmente %C entre un 2,0% y un 4,5% en peso.Acero de baja aleación → %aleantes<5.0%

Aceros al carbono y de baja aleación

Son la mayoría de las aleaciones en uso: a) ↓ precio (ausencia de aleantes), b) son dúctiles (buenconformado)

Aceros de alta aleación.Es un acero caroAceros inoxidables→aleantes para evitar la corrosión de medioAceros de herramienta→aleantes → dureza requerida → mecanizado. Las superaleaciones → aleantes →estabilidad en aplicaciones a altas temperaturas, tales como álabes de turbina.

Aceros inoxidables. Los aceros inoxidables son más resistentes a la corrosión que los aceros al carbono y los aceros

de baja aleación, debido principalmente a la presencia de Cr.El contenido en cromo es > 4% y normalmente > 10%.A veces ∼ 30% en peso.Aceros inoxidables austeníticos → mantienen retenida la estructura de la austenita atemperatura ambiente. El Fe γ, o austenita, tiene una estructura fcc y es estable ↑ 910ºC. Estaestructura se puede presentar a Tº ambiente → estabilizada por un elemento de aleación (níquel).Aceros inoxidables ferríticos→ < % níquel que A.I. austenítico → la estructura bcc es tambiénestable → muchas aplicaciones que no requieren la elevada resistencia a corrosión de losausteníticos → aceros inoxidables ferríticos, menos aleados (< costo), son bastante útiles.



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Aceros inoxidables martensíticos resultan excelentes en aplicaciones tales como cubiertos omuelles, se forman por temple rápido.Aceros inoxidables de endurecimiento por precipitación→encuentran en aplicaciones talescomo piezas resistentes a la corrosión con responsabilidad estructural.

Aceros de herramienta.

Se usan para cortar, mecanizar o dar forma a otro material.Por ejemplo un acero simple al carbono (W1).Para operaciones de conformado no demasiado exigentes, este material resulta adecuado.Los aceros de herramienta fueron históricamente de la variedad de aceros simples al carbono.Hoy día → tiene adición de gran cantidad de aleantes.Ventaja → obtiene la dureza requerida con TTT simples y conserva esta dureza a mayorestemperaturas de operación. Los principales elementos aleantes → Wolframio, molibdeno y elcromo.

Fundiciones.Aleaciones férreas → %C es superior al 2% en peso.Hasta un 3% silicio para controlar la cinética de formación de carburosTº fusión y viscosidad de fase líquida relativamente bajas. No forman capas superficiales indeseadas durante la coladaTienen contracción moderada durante la solidificación y el enfriamiento. Las fundiciones debenmantener un equilibrio entre una buena conformabilidad de formas complejas y unas propiedadesmecánicas inferiores que las aleaciones forjadas.Fabricación → colando el metal fundido en un molde → obtiene una microestructura menosuniforme con algo de porosidad → propiedades mecánicas resultantes son inferiores.



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COMPAÑÍA MINERA HUACHIPATO (VIDEO)

Acero: Importante factor el alumno del progreso para un país.

Así lo entendió un grupo de destacados profesionales chilenos, cuando en 1940 comienzaanálisis y estudios que concluyen en 1946, con la creación de la “COMPAÑÍA DE ACERODEL PACIFICO S.A.” CAP.

Al año siguiente se comienza la construcción de la planta siderúrgica Huachipato, en la bahía San Vicente de la ciudad de Talcahuano, el fruto de 3 años de arduos trabajos y esfuerzos,se recoge en la madrugada del 3 de junio de 1950, cuando desde su alto horno emerge la 1eracolada de fierro fundido, la naciente producción siderúrgica nacional, se transformó de inmediatoe importante estimulo para el desarrollo de nuevas actividades metal mecánicas lo que produjo unfuerte impulso a la industrialización del país, y muy especialmente en el desarrollo de lasciudades de Concepción y Talcahuano.

El compromiso de Huachipato por abastecer en forma continua y segura a la industrianacional, se tradujo a través del tiempo en constantes aumentos de la producción de acero,transformado la capacidad instalada inicial de 180.000 toneladas por año de 1950, a mas de1.000.000 de toneladas en la actualidad, este significado aumento, ha sido acompañado por la permanente modernización de los procesos, mediante la incorporación de nuevas tecnologías yequipos.

Para mantener su presencia en el mercado, hoy globalizado y cada vez más exigente, sedio inicio en 1990, a una serie de modernización a través de un completo programa deinversiones, pendiente a mejorar la calidad de los productos de acero y a reducir los costos de

producción.

Este programa a significado lo siguiente:

• La instalación de una nueva planta de coque, con una batería de 58 hornos para producircoque metalúrgico de alta calidad.

• La instalación de una línea de recubrimiento continuo “ZINCALUM”, que genera un producto para techumbres y paneles de alta resistencia a la corrección y el desgaste.

• La amplificación y modernización del laminador de barras que significó incorporar equiposde moderna tecnología que entre otras ventajas permite obtener productos de menordiámetro, y rollos de mayor peso.

• La instalación de una colada continua que permite importantes ahorros de energía y unsignificativo aumento en la producción de planchones, que hoy alcanza a 500.000 toneladasanuales.

• La modernización del laminador terminador continuo en caliente, con 2 nuevos marcoslaminadores incorporan los últimos adelantos tecnológicos en relación a lo parámetrosmetalúrgicos de laminación, control de espesores y de planitud de los materiales procesados.

• La modernización de la línea de decatado continuo, mejoró las instalaciones para el manejode rollos con mayor peso, incorporando una nueva soldadura y un sistema de enrollado dealta potencia.



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• La modernización del laminador reductor de planos en frío, con la incorporación de dosnuevos marcos laminadores, introdujo una serie de ventajas al acero, en cuanto a planitudsuperficie, uniforme en espesores y la elaboración de productos de hasta 0.17 mm, y enanchos superiores a los actuales.

• La modernización del laminador de temple consistió en incorporar elementos de últimatecnología, como un sistema de control distribuido, que automatiza el proceso permitiendomejorar los aspectos de planitud, rugosidad superficial y controlar la elongación de la cinta.

• La instalación de una nueva línea de recocido continuo para rollos de hojalata, con unacapacidad de proceso de 55.000 toneladas por año y que permite entregar productos de hasta.017 mm de espesor con una dureza más alta y uniforme.

• La compañía siderúrgica huachipato desde sus primeros planes de ampliación por los años(1955-1960) se ha preocupado de incluir en sus instalaciones, sistemas de tratamiento,recirculación y manejo adecuado de desechos y residuos industriales para disminuir yminimizar posibles emisiones al aire, tierras o aguas.

Huachipato ha participado activamente en programas de evaluación de impacto ambientaly actualmente en el programa de monitoreo y mejoramiento ambiental, implementado todos lossistemas de control que son apoyados por permanentes estudios e investigaciones.

“La Compañía Siderúrgica Huachipato S.A.”

Empresa: CAP

Es una industria siderúrgica integrada, que a partir del mineral de hierro fabrica acerolaminado, para utilización directa o para transformaciones posteriores.

PROCESO: los diversos productos obtenidos son logrados después de un largo ycomplicado proceso que se inicia con la excepción de materias primas.

Esta se realiza en el muelle de la empresa, el que posee dos torres de descarga y unsistema de correas transportadoras que llevan las materias primas a las canchas dealmacenamiento.

Las materias primas utilizadas son:

• Mineral de hierro, en granzas provenientes del yacimiento el Romeral de la IV región.• Pellets de hierro, fabricados en la plata de Huasco, a partir del mineral de yacimiento el

Algarrobo III región.• Carbonato de calcio, o piedra caliza, que se extrae del yacimiento de Isla Guarello de

Archipiélago “Madre de Dios”, de la XII región.• Carbones minerales de diversas procedencias.



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“Planta de Coque y Subproductos”

La principal instalación de la planta de Coque, la constituye la batería de hornos de

coquización, compuesta por 58 hornos dispuestos en un solo bloque, como materia prima empleacarbones los que mezclados de acuerdo a sus características y calidades son cargados a razón de22 Ton por horno, a través de orificios ubicados en su parte superior.

Al interior de estos hornos, se desarrolla el proceso de coquización en que el carbóncargado desprende sus componentes volátiles y alquitrán a medida que es calentado porconducción térmica, a través de las paredes que a la vez constituyen las cámaras de combustión elcalentamiento.

Transcurrido el tiempo de coquización 16 horas y 30 minutos aprox. El coqueobtenido, que es un residuo sólido, rico en Carbono y de alta dureza se empuja desde un extremo

del horno para ser recibido en el extremo opuesto por un carro que traslada las 15 Tondescargadas que se encuentran a 100ºC, hasta una torre en donde el coque es apagado medianterociado con abundante agua.

Posteriormente el coque se deposita en una rampa inclinada, para alimentar la correaque lo transporta a los altos hornos.

El gas de coque que se obtiene mediante el proceso (obtenido como subproducto), sesomete a diversas etapas de purificación que lo dejan en condiciones de ser utilizado comocombustible en la industria.

“Altos Hornos”

Los altos hornos de Huachipato que son capaces de producir 3000 Ton diarias dearrabio fundido, son reactores verticales en contracorriente que emplean carbono en forma decoque, para reducir Hierro a partir de sus óxidos minerales.

Las materias primas del proceso de reducción en los altos Hornos son granzas y pellets de mineral de Hierro:

• Coque, como agente reductor• Caliza, como fundente y escorificante.

Las cargas derivadamente programadas se transportan a la zona superior del horno,y se cargan a través de la tragante, descendido a través de las zonas cargas el convertidor paracomenzar el proceso de “Afino” o “Refinación”, por medio de la inyección de oxígeno, a alta presión a través de una lanza.

Las reacciones que se producen dentro del convertidor son exotérmicas, generandoelevadas temperaturas que permiten refinar el arrabio por oxidación de sus elementos que son principales C, Si y Mn.



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Por su parte, la escoria formada en proceso por la adición de cal, dolomita ymineral, permite la fijación en ella de elementos como P-S

Un exigente control de calidad sobre el proceso de refinación se realiza al terminar

la inyección de O2 el que se inicia con la medición de Tº, nivel de O2 del baño y luego con latoma de muestras preliminares.

Personal especializado del departamento metalúrgico y control de calidad analizaestas muestras en modernos equipos, los resultados de estos exactos análisis permiten conocer lacomposición del baño metálico. Se da paso entonces, al vaciado a la cuchara, etapa en la cual seagregan ferro aleaciones, recarburantes, aluminios y otros elementos para darle al acero a propiedades específicas para los posteriores procesos.

El acero fabricado puede enviarse al proceso de colada continua o ser vaciado amoldes para su solidificación, de estos moldes se obtienen mas tarde los lingotes que van a un

proceso de calentamiento antes de ser laminados.

COLADA CONTINÚA DE PLANCHONES

Otro sistema de vaciado se realiza en el proceso de colada continua. El acerorecibido en la unidad de ajuste metalúrgico se somete a tratamiento en un horno otorgándole las propiedades necesarias para su procesamiento en la maquina de colada continua. Básicamente seajustan la Tº y el análisis químico final, cumplida esta etapa la cuchara es dispuesta en el torre dedescargar de la maquina y se procede entonces al vaciado, en este tipo de vaciado no existecontacto del acero liquido con el aire atmosférico, ya que entre la cuchara de acero y el deposito

alimentador de la maquina como también entre el alimentador y el molde, el acero pasa por elinterior de tubos cerámicos de alta tecnología. El molde de la maquina de sección rectangular esde cobre y sus dimensiones son las del planchon resultante, el objetivo del molde es iniciar lasolidificación del acero para la cual durante el vaciado se refrigera con agua a presión, el moldeoscila en función de la velocidad de formación del planchon, el resto del enfriamiento necesario para el total y controlada la solidificación se realiza mediante duchas de aguas distribuidas a todoel largo de la curva de extracción de la maquina. Finalmente el planchon se dimensiona con unsoplete de corte automático según requerimientos y necesidades de posteriores procesos.

LAMINADOR DESBASTADOR

Los lingotes que se han obtenido por el sistema de moldeo tradicional, una vezcalentados se retiran de los hornos de foso para dar inicio a la laminación. La laminación primariade lingotes se efectúa en un equipo laminador reversible de dos rodillos mediante los cuales ensucesivos pases se modifica su forma original. De estos productos laminados se obtienen principalmente palanquillas las que son destinadas en su mayor parte a abastecer los laminadoresde barras de la empresa y también mercados de exportación.



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LAMINADORES DE BARRAS

El proceso de transformación física de la palanquilla proveniente del laminadordesbastador se lleva a efecto en dos laminadores de barras, un a de estas se ubica en la ciudad de

rengo a 120 km al sur de la ciudad de santiago y tiene una capacidad de producción de 100.000toneladas por año. Aquí el proceso se inicia con la recepción e inspección de la palanquilla, laque es sometida a calentamiento en un horno a una Tº de 1250ºC y luego a cambios de formassucesivos en los varios stand de laminación, transformando la palanquilla de 100 x 100 mm enuna barra redonda recta o en rollo como producto liso con resalte para la construcción y barrashelicoidales para la minería.

El laminador de barras en la planta huachipato tiene una capacidad de producción de320.000 toneladas por año. Es alimentado con palanquillas de 150 x 150 mm las que sonrecalentadas a una Tº de 1250º C y luego sometida a transformación, el producto es una barraredonda recta o en rollo cuya forma y características metalúrgicas son aptas para abastecer un

mercado creciente en exigencias. Las barras rectas entre diámetros de 19.1 y 101.6 mm presentanhoy una mayor rectinilidad, mejor calidad en el corte de guillotina y mayor uniformidad en eldiámetro, los productos mas característicos son barras para molienda de minerales, barras para lafabricación de bolas de molienda y barras con resaltes para hormigón. Las barras laminadas endiámetros de 5.5 a 12 mm son sometidas a un proceso de tratamiento térmico controlado, lo queles otorga propiedades especificas en función de su uso final, estos productos fabricados en rolloscon un peso promedio de 1100 kilos tienen una variada gama de aplicaciones tanto en la rama dela construcción como en la manufactura de alambres, clavos, tornillos, resortes. Cables y otros productos.

LAMINADOR DE PLANOS EN CALIENTE

El Depto. Laminador de planos en caliente, procesa planchones que son fabricados principalmente en el proceso de colada continua, los planchones se cargan a un moderno hornode calentamiento para darles la Tº que requieren para ser laminados, esta alcanza a 1250ºC. Lalaminación propiamente tal se inicia en el laminador frío donde en pases sucesivos los planchones de menor tamaño se transforma en planchas gruesas con espesores finales de 6 a 50mm, anchos de 1 a 2 metros y largo hasta 12 metros, estos productos son de gran uso para laconstrucción de cascos de barcos, calderas, estanques, tolvas, perfiles estructurales y de muchosotros productos. Planchones de mayor tamaño se transforman en cintas de acero mas larga ydelgadas que continúa en proceso de reducción de espesor en el laminador terminador continuo.

Este controlado sistema de laminación continua produce rollos de acero lisos de 1.6 a 12mm deespesor, los productos de acero ya sea en rollos o planchas dimensionadas, se encuentranvariados uso y aplicaciones en industrias transformadoras que los convierten en cilindros de gaslicuados, palas, carretillas, chimeneas, perfiles, cañerías y muchos otros productos.



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PRODUCTOS TUBULARES

Algunos aceros laminados en caliente se utilizan en la fabricación de productostubulares. La fabricación de tubos de gran diámetro de 14 a 88 pulgadas, se efectúa con el

proceso de soldadura por arco sumergido, este consiste en la unión de planchas con metal deaporte protegido de la atmósfera con un fúndente sólido que evita la formación de óxidos y laincorporación de gases a la unión, estos productos son sometidos a exigentes pruebas y controles por funcionarios de organismo especializados en control de calidad, lo que da certeza de entregaral mercado un producto seguro y confiable.

LAMINADORES DE PLANOS EN FRIO

Parte importante de la producción de aceros laminados en caliente continua en procesos de espesor, antes de ser laminado en frío es preciso que el acero sea sometido a un

proceso de decapado continuo el que se realiza en soluciones de ácido clorhídrico (HCL) paraeliminar los óxidos, finalmente el acero es protegido con aceite. A los rollos de acero que se lesreduce su espesor a medidas más delgadas, pasan al proceso de laminación en frío, el que serealiza en un laminador reductor de 5 marcos, esta laminación efectuada en modernos equiposcon controles automáticos de alta tecnología permite obtener aceros de excelente planitud,uniformidad de espesores y superficie y elaborar productos de hasta 0.17 mm. Posteriormente elacero se somete a un proceso de limpieza para eliminar los residuos de aceites y partículasmetálicas en la línea de limpieza electrolítica. Un proceso de tratamiento término para hojalatasde mayor dureza el que se realiza en la línea de recogido continuo y para los productos sinrecubrimiento a un proceso de tratamiento térmico en hornos tipo campana, el proceso final alacero se cumple en el laminador de temple, a través del cual se le confiere principalmente

planitud y la terminación superficial que requiere para sus posteriores usos y aplicaciones.

LINEAS DE RECUBRIMIENTO CONTINUO ZINCALUM

Algunos aceros de bajo espesor son destinados a los procesos en los que se protegecon recubrimiento metálico según su utilización, uno de estos procesos se realiza en la línea derecubrimiento continuo zincalum. Una vez limpio y tratado térmicamente, el acero es recubiertocon una aleación de cinc y aluminio que le proporciona una verdadera barrera protectora contralos agentes corrosivos y una terminación superficial estable a elevadas Tº. Sus usos se encuentranen la elaboración de paneles de acero, pero principalmente en la construcción de paneles de

acero, pero principalmente en la construcción de techumbres y paredes de edificaciones.Huachipato lo produce en rollos y planchas dimensionadas de variables medidas.

LINEA DE ESTAÑODO ELECTROLITICO

Otro proceso de recubrimiento aplicado al acero se efectúa denominadas cubasuperior, cuba media y cuba inferior. La carga llega al etalaje del alto horno, donde el aire que seha precalentado 1000 ºC se insufla al horno mediante las toberas, facilitando la reacción decoque, generando los gases reductores y la energía necesaria para el proceso.



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Específicamente el ablandamiento y fusión de la carga se produce en la zona de cubainferior y en el etalaje, zona desde la cual el fierro fundido gotea al crisol del horno. El fierrofundido o arrabio, que se extrae del alto horno cada dos horas, y a una temperatura de 1450 ºC,

son un contenido de 0,4 a 0,7 % Silicio y 4,5 a 4,7 % Carbono, el que escurre por los canales del patio de colada y se acumula finalmente en una cuchara torpedo.

La escoria del proceso, obtenida por acción de la caliza, se separa naturalmente delarrabio por su menor densidad, cayendo en un foso donde es apagada y granulada por un granchorro de agua.

Esta escoria de alto horno, es importante materia prima para la industria delcemento.

“Aceros de Convertidores al Oxígeno”

Los aceros de Huachipato se fabrican por refinación de arrabio en las acerías deconvertidores al oxígeno, las principales materias primas para fabricar el acero son el arrabio(provenido del alto horno) y la chatarra (proveniente de los procesos internos de laminación). Lachatarra que ha sido previamente seleccionada, se carga primero al convertidor, luego delescoriado efectuado al arrabio, éste se en la línea de estaño electrolítico. La electrodeposición deestaño sobre el acero, un proceso cuidadosamente controlado, ya que de él se obtiene la hojalataelectrolítica que constituye el material de mayor utilización en la fabricación de envases paraconservas y también de otros productos destinados a variados usos.

El proceso productivo Huachipato cuenta con el importante aporte de unidades de

apoyo que permiten con su asesoría servicios el permanente y correcto funcionamiento de cadauna de las partes de este complejo engranaje siderúrgico. Mantenimiento eléctrico, manteniendomecánico, maestranza, combustibles y el tráfico son algunas de ellas. Sin embargo tras la producción de acero hay quienes cumplen un rol fundamental, son los mas de 3000 trabajadoresque con su esfuerzo diario permite el crecimiento y desarrollo de su empresa. Una de lasactividades que reviste gran importancia es la capacitación, que ha permitido entregar al personalconocimiento tanto teórico como prácticos para desempeñar sus funciones y proyectar su futurolaboral. Gran relevancia tiene también el conocimiento de las normas y correcto uso de losequipos de seguridad e higiene ambiental y la preocupación por la salud ocupacional de lostrabajadores.



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Capitulo 4: METALURGIA DEL COBRE

Introducción.

Mina: El mineral se retira del yacimiento, mediante el uso de explosivos y maquinaria pesada laque se transportada a etapas posteriores de tratamiento.

Conminución o reducción de tamaño: Debido a que los minerales se encuentran asociados a laganga, se hace necesaria la reducción de tamaño de manera que exista una liberación de losgranos mineral desde la matriz. La reducción de tamaño es la etapa de mayor consumoenergético, por lo que ella debe ser óptima para asegurar una buena liberación de las partículas yevitar la sobremolienda que provocaría un aumento en el consumo energético, además de generar partículas demasiado finas, las que perjudican la etapa global de concentración. La conminucióncomienza con el chancado primario de grandes trozos de mineral por acción de fuerzas decompresión. Como el producto generado tiene un tamaño demasiado grande para el tratamiento

metalúrgico de concentración, se hace necesario etapas posteriores de molienda, con el objeto deobtener un tamaño optimo.

El cobre está presente en la corteza terrestre en forma de minerales sulfurados y oxidas, teniendo para cada uno dos vías de tratamiento; el tratamiento pirometalúrgico para los sulfuros ytratamiento hidrometalúrgico para los óxidos.

TRATAMIENTO DE MINERALES SULFURADOS DE COBRE.

Concentración: de la roca al mineral de cobre

El objetivo del proceso de concentración es liberar y concentrar las partículas de cobre que seencuentra en forma de sulfuros en las rocas mineralizadas, de manera que pueda continuar a otrasetapas del proceso productivo. Generalmente, este proceso se realiza en grandes instalacionesubicadas en la superficie, formando lo que se conoce como planta, y que se ubican lo más cerca posible de la mina. El proceso de concentración se divide en las siguientes fases:

Chancado.Molienda.Flotación.

ETAPA 1: CHANCADO

El mineral proveniente de la mina presenta una granulometría variada, desde partículas de menosde 1 mm hasta fragmentos mayores que 1m de diámetro, por lo que el objetivo del chancado esreducir el tamaño de los fragmentos mayores hasta obtener un tamaño uniforme máximo de ½ pulgada (1,27cm).El Chancador realiza el primer proceso de reducción de tamaño de las rocas de materialmineralizado extraído de la mina.



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Para lograr el tamaño deseado de ½ pulgada, en el proceso del chancado se utiliza la combinaciónde tres equipos en línea que van reduciendo el tamaño de los fragmentos en etapas, las que seconoce como etapa primaria, etapa secundaria y terciaria.

En la etapa primaria, el Chancador primario reduce el tamaño máximo de los fragmentos a 8 pulgadas de diámetro.En la etapa secundaria, el tamaño del material se reduce a 3 pulgadas.En la etapa terciaria, el material mineralizado logra llegar finalmente a ½ pulgada.

Descripción de los Chancadores.

Los chancadores son equipos electrónicos de grandes dimensiones. En estos equipos, loselementos que trituran la roca mediante movimientos vibratorios están construidos de unaaleación especial de acero de alta resistencia. Los chancadores son alimentados por la partesuperior y descargan el mineral chancado por su parte inferior a través de una abertura graduada

de acuerdo al diámetro requerido. Todo el manejo del mineral en la planta se realiza mediantecorreas transportadoras, desde la alimentación proveniente de la mina hasta la entrega del mineralchancado a la etapa siguiente.

El chancador primario es el de mayor tamaño (54’ x 74’, es decir 16,5m de ancho por 22,5 m dealto). En algunas plantas de operaciones, este chancador se ubica en el interior de la mina (cercade donde se extrae el mineral) como es el caso de la División Andina.

ETAPA 2: MOLIENDA

Mediante la molienda, se continúa reduciendo el tamaño de las partículas que componen el

mineral, para obtener una granulometría máxima de 180 micrones (0,18 mm), la que permitefinalmente la liberación de la mayor parte de los minerales de cobre en forma de partículasindividuales.El material que viene del chancador, pasa al proceso de molienda donde diferentes molinosreducen aún más su tamaño.

El proceso de la molienda se realiza utilizando grandes equipos giratorios o molinos de formacilíndrica, en dos formas diferentes: molienda convencional o molienda SAG. En esta etapa, almaterial mineralizado se le agrega agua en cantidades suficientes para formar un fluido lechoso ylos reactivos necesarios para realizar el proceso siguiente que es la flotación.

Molienda convencional

La molienda convencional se realiza en dos etapas, utilizando molino de barras y molino de bolas, respectivamente, aunque en las plantas modernas sólo se utiliza el segundo. En ambosmolinos el mineral se mezcla con agua para lograr una molienda homogénea y eficiente. La pulpaobtenida en la molienda es llevada a la etapa siguiente que es la flotación.

El molino de barras, tiene en su interior barras de acero que cuando el molino gira, caen sobre elmaterial fracturando el mineral, por acción de las barras y del mismo mineral.



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Molienda de barras:

Este equipo tiene en su interior barras de acero de 35 pulgadas de diámetro que son los elementosde molienda. El molino gira con el material proveniente del chancador terciario, que llega

continuamente por una correa transportadora. El material se va moliendo por la acción delmovimiento de las barras que se encuentran libres y que caen sobre el mineral. El mineral molidocontinúa el proceso, pasando en línea al molino de bolas.

Molienda de bolas:

Este molino, cuya dimensiones son 16 x 24 pies (es decir, 4,9 m de diámetro por 7,3 m deancho), está ocupado en un 35% de su capacidad por bolas de acero de 3,5 pulgadas de diámetro,las cuales son los elementos de molienda. En un proceso de aproximadamente 20 minutos, el80% del mineral es reducido a un tamaño máximo de 180 micrones.Las bolas de acero que tiene el molino de bolas, caen sobre las rocas cuando el molino gira,

reduciendo aún su tamaño.

Molienda SAG

La instalación de un molino SAG constituye una innovación reciente en algunas plantas. Losmolinos SAG (semi autógenos) son equipos de mayores dimensiones (36 x 15 pies, es decir, 11,0m de diámetro por 4,6 m de ancho) y más eficiente que los anteriores. Gracias a su grancapacidad y eficiencia, acortan el proceso de chancado y molienda.

El mineral se recibe directamente desde el chancador primario (no del terciario como en lamolienda convencional) con un tamaño cercano a 8 pulgadas (20 cm, aproximadamente) y se

mezclas con agua y cal. Este material es reducido gracias a la acción del mismo materialmineralizado presente en partículas de variados tamaños (de ahí su nombre de molienda semiautógena) y por la acción de numerosas bolas de acero, de 5 pulgadas de diámetro, que ocupan el12% de su capacidad. Dados el tamaño y la forma del molino, estas bolas son lanzadas en caídalibre cuando el molino gira, logrando un efecto conjunto de chancado y molienda más efectivo ycon menor consumo de energía por lo que, al utilizar este equipo, no se requieren las etapas dechancado secundario ni terciario.

El molino SAG tiene mayor capacidad y tecnología que los molinos convencionales. Muele rocasmás grandes que vienen directamente del chancador primario.

La mayor parte del material molido en el SAG va directamente a la etapa siguiente, la flotación,es decir tiene la granulometría requerida bajo los 180 micrones, y una pequeña proporción debeser enviado a un molino de bolas.

Etapa 3: La Flotación

La flotación es un proceso fisicoquímico que permite la separación de los minerales sulfurados decobre y otros elementos como el molibdeno, del resto de los minerales que componen la mayor parte de la roca original. Dicha separación se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofilicas e hidrofóbicas.



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Se puede efectuar la separación de varios componentes en dos grupos: flotación Colectiva dondeel concentrado contiene a lo menos 2 o mas componentes y flotación Selectiva donde se efectúauna separación de compuestos complejos en productos que contengan no mas de una especieindividual.

La flotación contempla la presencia de tres fases: sólida, líquida, gaseosa. La sólida representa lasmaterias a separar, la fase líquida es el medio para dicha separaciones y la fase gaseosageneralmente es aire inyectado en la pulpa en forma neumática o mecánicamente para poderformar las burbujas que son los centros sobre los cuales se adhieren las partículas sólidas.De acuerdo a lo mencionado anteriormente, la flotación se basa en las propiedades hidrofilicas(afinidad por el agua) e aerofílicas (afinidad por el aire) de una especie mineral que se requieresepara de otras especies sin valor comercial, llamadas gangas.Para relacionar en forma cuantitativa las propiedades hidrofóbicas de un mineral se utiliza elángulo de contacto. En el caso de la existencia de 3 fases, sólida, líquida y gaseosa, correspondeal ángulo formado por el plano tangente a la interfase líquido -gas y el plano formado por elsólido en contacto trifásico sólido-liquido–gas.

Pocas partículas minerales tienen flotabilidad natural, es decir, formar una unión estable burbuja– partícula. Para ello, es necesario cambiar las propiedades superficiales de las partículas mineralesde hidrofilicas a hidrofóbicas mediante el uso de un reactivo químico llamado colector. Tambiénes necesario que éstas posean el tamaño adecuado de tal forma que asegure una buena liberaciónde las especies minerales.

La pulpa proveniente de la molienda, que tiene ya incorporados los reactivos necesarios para laflotación, se introduce en unos receptáculos como piscinas, llamados celdas de flotación. Desdeel fondo de las celdas, se hace burbujear aire y se mantiene la mezcla en constante agitación para

que el proceso sea intensivo. Los reactivos que se incorporan en la molienda tienen diferentesnaturalezas y cumplen diferentes funciones:

Reactivos espumantes: tiene como objetivo el producir y estabilizar burbujas.Reactivos colectores: tienen la misión de impregnar las partículas de sulfuros de cobre y demolibdeno para que se separen del agua (efecto hidrófobo) y se peguen en las burbujas. Es decir,cambiar la tensión superficial de la partícula mineral de interés, para transformarla de hidrofílicaa hidrofóbica.Reactivos depresantes: destinados a provocar el efecto inverso al de los reactivos colectores,evitando la recolección de otros minerales como la pirita (FeS2, que es un sulfuro que no tienecobre.

Otros aditivos: como la cal sirven para estabilizar la acidez de la mezcla en un valor de pHdeterminado (en el rango entre 10 y 12.5), proporcionado el ambiente adecuado para que ocurratodo el proceso de flotación.

Las celdas de flotación se pueden clasificar en:Mecánicas: es el tipo más común, caracterizado por un impulsor mecánico que agita la pulpa y ladispersa. Neumáticas: carecen de impulsor, utilizan aire comprimido para agitar y airear la pulpa.Columnas: se caracterizan con el flujo de agua de lavado.



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Las burbujas arrastran consigo los minerales sulfurados hacia la superficie, donde rebasan por el borde de la celda hacia canaletas que las conducen hacia estanques especiales, desde donde esta pulpa es enviada a la siguiente etapa.

Luego de varios ciclos en que las burbujas rebasan el borde de las celdas, se obtiene elconcentrado, en el cual contenido de cobre ha sido aumentado desde valores del orden del 1%(originales en la roca) a un valor de hasta 31% de cobre total. El concentrado final es secadomediante filtros y llevado al proceso de fundición.

Los productos de la flotación contienen de 50 a 70% en peso de agua, gran parte de está esretirada por los esperadores de concentrado y cola, los que realizan simultáneamente los procesosde sedimentación y clarificación. El sólido obtenido en la descarga de los espesadores deconcentrado, contiene entre 40% y 45% de agua la cual es posteriormente retirada mediantefiltros hasta obtener un valor final entre un 8 y 10% en peso de agua, este producto es laalimentación para la siguiente etapa.

Proceso de fundición.

El concentrado de cobre seco con una concentración del 31% de cobre, se somete a procesos de pirometalurgia en hornos a grandes temperaturas, mediante los cuales el cobre del concentrado estransformado en cobre metálico y se separa de los otros minerales como fierro (Fe), azufre (S),sílice (Si) y otros.

El proceso de fundición se realiza en etapas que son:

Fusión

ConversiónPirorefinación

Segunda etapa: Proceso de fusión

La fusión corresponde a una etapa de concentración a alta temperatura (1200ºC), en esta se rompela especie mineralógica para liberar la especie metálica de interés. La alimentación a las unidadesde fusión (hornos) pueden ser básicamente concentrados (productos de flotación) o calcinas(productos de tostación). La tostación es una etapa previa a la fusión que permite la eliminaciónde elementos volátiles (azufre, arsénico, antimonio, selenio) al calentar los concentrados en

presencia del oxígeno del aire a temperaturas que suelen llegar a los 800ºC.

Dependiendo del tipo de reactor a emplear en la fusión, se debe establecer el nivel de humedad delos concentrados, por ejemplo, para el uso de un horno de fusión Flash (Chuquicamata y Chagres)se debe secar el concentrado (proceso de secado térmico) para reducir la humedad hasta valoresinferiores a un 0.2%.

La fusión de concentrado y calcinas de cobre genera dos fases líquidas con características muydistintas. La mata que corresponde a la fase metálica y es en donde se concentra el cobreasociado principalmente a azufre y hierro. En ésta también se concentran los metales preciosos



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(oro, plata, otros sulfuro metálicos (cobalto, níquel), metales del grupo del platino e impurezacomo arsénico, antimonio, bismuto y selenio. La otra fase liquida es la escoria que estáconstituida principalmente por óxido de hierro y sílice. Ambas fases difieren en su densidad permitiendo su separación.

Para la formación de las fases indicadas se logra mediante la adición de fundentes y escorificante.El más importante es la sílice, óxido que favorece la formación una fase oxidada mediante lainteracción con los óxidos (principalmente de hierro) generando silicatos poliméricos, los que sonla base de la fase escoria. Dado que la sílice no interactúa con la fase sulfuro se puede efectuar laseparación. En la práctica industrial se opera con niveles de sílice cercanos a la saturación(>35%).

Tradicionalmente la fusión puede realizarse de dos maneras, utilizando dos tipos de hornos: elhorno de fusión flash Outokumpu, que realiza la fusión a mate y posteriormente el convertidorPierce-Smith que funde hasta blister y finalmente el horno de refino a fuego (RAF) que produce

ánodos de cobre; el otro proceso utiliza el convertidor modificado teniente (CMT) que realiza enuna sola operación la fusión y la conversión a metal blanco, este metal blanco pasa al convertidorPierce-Smith que funde a blister y posteriormente el RAF para formar ánodos de cobre.

Convertidor modificado Teniente: sistema de fusión – conversión

El convertidor Teniente, desarrollado y patentado por la División El Teniente de Codelco, es unhorno basculante, formado por un cilindro metálico de 5 m de diámetro por 22 m de largo,dispuesto en posición horizontal y revestido por ladrillos refractarios en su interior. Este hornoestá montado sobre un sistema de cremalleras que le permiten oscilar.

El concentrado sufre un proceso de fusión. Se separa el eje de la escoria.

El convertidor Teniente es cargado en forma continua con concentrado de cobre y sílice (cuarzo) por una abertura ubicada en su parte superior. La sílice tiene por objeto captar el hierro contenidoen los minerales sulfurados fundidos y concentrarlos en la parte más liviana de la mezcla fundida.

El convertidor Teniente tiene un sistema de cañerías en el interior, las cuales insuflan aireenriquecido con oxígeno, el cual permite la oxidación de hierro y del azufre presentes en losminerales que constituyen el concentrado. El hierro forma magnetita, que se concentra en laescoria, y el azufre forma gases (monóxidos y dióxidos) los cuales son evacuados a través degigantescas chimeneas, junto a otros gases, donde son captadores en gran parte para producir

ácido sulfúrico (H2 SO4).

En el proceso de fusión conversión se separa la escoria del metal blanco, la fase más pesada y quecontiene 70 a 75 % de cobre.

Las reacciones que se producen producto de la oxidación de los distintos elementos, y entre ellos,libera energía la que es aprovechada para ayudar a la fusión.

En el convertidor Teniente también los elementos se concentran en fases, de acuerdo a su peso:



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Metal blanco: corresponde a la parte más pesada del material fundido y que se encuentran en la parte baja del convertidor. Contiene un 70% a 75% de cobre.

Escoria: es la parte más liviana del fundido, la cual se envía de vuelta al horno de reverbero o a

hornos destinados a limpieza de escoria para recuperar el contenido de cobre que aún le queda.

Segunda etapa: Proceso de Conversión

La mata obtenida en la fusión debe ser convertida en cobre, esta operación se realiza en lasunidades de conversión llamadas convertidores. En ellas se eliminan en forma progresiva elhierro y el azufre de la mata mediante la oxidación de éstos por el oxígeno del aire que se insuflaen el convertidor, el que opera a 1200ºC.

Dado el alto contenido de hierro y azufre que hay en las matas, se genera una gran cantidad deescoria (FeO-SiO2) y de anhídrido sulfuroso. (SO2). Este último es alimentado a una planta de

ácido sulfúrico ya que no puede ser emitido directamente a la atmósfera. Es importante destacarque la conversación es un proceso autógeno ya que las reacciones de oxidación generan toda laenergía requerida por el proceso.

El producto de la conversación es un metal impuro denominado Cobre Blister, éste contieneniveles importantes de azufre, oxígeno, además de los otros metales que se concentraron en lamata durante la fusión.

Mediante el proceso de conversión se tratan los productos obtenidos en la fusión, para obtenercobre de alta pureza. Para esto se utilizan hornos convertidores convencionales llamados Pierce-Smith, en honor a sus creadores.

El convertidor Peirce-Smith consiste en un reactor cilíndrico de 4,5 m de diámetro por 11 m. delargo, aproximadamente, donde se procesan separadamente el eje proveniente del horno flash y elmetal blanco proveniente del convertidor Teniente. Este es un proceso cerrado, es decir, unamisma carga es tratada y llevada hasta el final, sin recarga de material. Finamente se obtienecobre blister, con una pureza de 96% de cobre.

Tercera etapa: Proceso de pirorefinación

La mata obtenida en la fusión debe ser convertida en cobre, esta operación se realiza en lasunidades de conversión llamadas convertidores. En ellas se eliminan en forma progresiva el

hierro y el azufre de la mata mediante la oxidación de éstos por el oxígeno del aire que se insuflaen el convertidor, el que opera a 1200ºC.Dado el alto contenido de hierro y azufre que hay en las matas, se genera una gran cantidad deescoria (FeO-SiO2) y de anhídrido sulfuroso. (SO2). Este último es alimentado a una planta deácido sulfúrico ya que no puede ser emitido directamente a la atmósfera. Es importante destacarque la conversación es un proceso autógeno ya que las reacciones de oxidación generan toda laenergía requerida por el proceso.El producto de la conversación es un metal impuro denominado Cobre Blister, éste contieneniveles importantes de azufre, oxígeno, además de los otros metales que se concentraron en lamata durante la fusión.



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Mediante la pirorefinación o refinación a fuego se incrementa la pureza del cobre blister obtenidode la conversión. Consiste en eliminar el porcentaje de oxígeno presente el este tipo de cobre,llegando a concentraciones de 99,7% de cobre.

El cobre anódico obtenido en la pirorefinación es moldeado en ánodos.

Este es un proceso especial que se aplica en algunas fundiciones, como en la fundición deCaletones, donde el cobre blister es sometido a un proceso final de refinación en un horno basculante, mediante la introducción de troncos de eucaliptos. En este caso, la ignición de lamadera permite captar el oxígeno que contiene el cobre blister como impureza y lo transforma enanhídrido carbónico (CO2), que es liberado a la atmósfera. De esta manera, la pureza del cobre seincrementa a 99,7% y el producto se denomina cobre RAF (refinado a fuego).

El cobre RAF es moldeado en placas gruesas, de forma de ánodos, de un peso aproximado de 225

kg, el cual es enviado al proceso de electrorefinación o vendido directamente en diversas formas.

Electrorefinación: una respuesta tecnológica para un mercado exigente

Mediante la Electrorefinación se transforma los ánodos producidos en el proceso de fundición acátodos de cobre electrolíticos de alta pureza.La Electrorefinación se realiza en celdas que son como enormes piscinas.

Primera etapa. La electrólisis: una migración de cationes y aniones

Este proceso de Electrorefinación se basa en las características y beneficios que ofrece el

fenómeno químico de la electrólisis, que permite refinar el cobre anódico (ánodo) mediante laaplicación de la corriente eléctrica, obteniéndose cátodos de cobre de alta pureza (99,99%), losque son altamente valorados en el mercado del cobre.

La Electrorefinación se realiza en celdas electrolíticas, donde se colocan en forma alternada unánodo (plancha de cobre obtenido de la fundición) y un cátodo (plancha muy delgada de cobrecasi puro), hasta completar 30 ánodos y 31 cátodos en cada celda.

La electrólisis consiste en hacer pasar una corriente eléctrica por una solución de ácido y agua.El ion sulfato de la solución comienza a atacar el ánodo de cobre formando una solución desulfato de cobre (CuSO4) denominada electrolito. Al aplicar una corriente eléctrica, los

componentes de la solución se cargan eléctricamente produciéndose una disociación iónica en laque el anión sulfato (SO4-2) es atraído por el ánodo (+) y el catión (Cu+2) es atraído por elcátodo (-). El anión SO4-2 ataca al ánodo formando sulfato de cobre, el que se ioniza en lasolución por efecto de la corriente eléctrica, liberando cobre como catión que migra al cátodo, yse deposita en él. El ion sulfato liberado migra al ánodo y vuelve a formar sulfato de cobre que vaa la solución, recomenzando la reacción.

En las celdas electrolíticas se ubican alternadamente un cátodo y un ánodo. Si la nave tiene “n”cátodos, entonces la cantidad de ánodos será “n+1”.



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Este proceso es continuo durante 20 días. El día 10, se extraen los cátodos y se reemplazan porotros y los ánodos se dejan 10 días más y se reemplazan por otros. De esta forma, al final del día20, nuevamente se extraen los cátodos y se renuevan los ánodos.

Los otros componentes del ánodo que no se disuelven, se depositan en el fondo de las celdaselectrolíticas, formando lo que se conoce como barro anódico el cual es bombeado y almacenado para extraerle su contenido metálico (oro, plata, selenio, platino y paladio).

Los cátodos iniciales son láminas de cobre de alta pureza donde se depositará el cobre proveniente del ánodo.

Segunda etapa: cosecha de cátodos

Obtener cuidadosamente los cátodos y asegurar su calidad para el despacho.

Una vez terminado el proceso de refinación del cobre por electrólisis, cada 10 días los cátodosson sacados de las celdas y se examinan cuidadosamente para asegurar la calidad, descartándosetodos aquellos que tengan algún defecto.

El proceso de electrorefinación dura 20 días y en este plazo se realizan dos cosechas de cátodos.

Los cátodos seleccionados son pesados y embalados para su posterior despacho.



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TRATAMIENTO DE MINERALES OXIDADOS DE COBRE.

Introducción.

Los minerales oxidados no se pueden concentrar eficientemente por flotación espumante y por lotanto se tratan con técnicas hidrometalúrgicas, es decir por lixiviación (LX) seguida por la precipitación o electrólisis de la especie de interés que esta en la solución.

Los minerales a lixiviar son preparados mecánicamente, con una reducción de tamaño adecuadade modo de exponer una gran superficie que permita un contacto intimo entre la solución y lasuperficie del mineral y una etapa de aglomeración en la cual se consigue la adhesión de partículas finas a las mas gruesas, permitiendo una distribución uniforme de tamaño en laalimentación a pilas de lixiviación.

Los métodos de lixiviación que se utilizan en la extracción hidrometalúrgica son:

Lixiviación in situLixiviación en botaderoLixiviación en bateasLixiviación agitadaLixiviación en pilas

La lixiviación in situ, es aquella donde la mena no es transportada del agua en que se formógeológicamente y el elemento valioso se disuelve a partir de la matriz rocosa que lo contiene, através de una solución específicamente preparada que percola en el lecho mineral capturando laespecie útil.

Lixiviación en vertederos o botaderos, son aquellos depósitos que se encuentran relativamentecontrolados, con un contenido de la especie de interés en sus residuos de una explotación minera,entonces este tipo de lixiviación permite recuperar el contenido del mineral que puede haberquedado sin explotar.

La lixiviación en bateas, se utiliza en mina sur óxidos de la división Chuquicamata de Codelco, ydentro de los proyectos futuros de la división Codelco-Norte está la eliminación de dichaoperación.

La lixiviación agitada, se realiza en reactores cerrados o autoclaves en los que se puede controlar

la presión interior del reactor y la temperatura de reacción. La operación de este tipo delixiviación se realiza a mineral fino, cuya extracción por los métodos convencionales escomplicada operacionalmente o encarece el valor del negocio minero.

Proceso global de lixiviación en pilas, extracción por solvente y electroobtención.

En los yacimientos de cobre de minerales oxidados, el proceso de obtención de cobre se realizaen tres etapas que trabajan como una cadena productiva, totalmente sincronizadas:

Lixiviación en pilas



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Extracción por solventeElectroobtención

Primera etapa: lixiviación en pilas (LX)

La lixiviación es un proceso hidrometalúrgico que permite obtener el cobre de los mineralesoxidados que lo contienen, aplicando una disolución de ácido sulfúrico y agua. Este proceso se basa en que los minerales oxidados son sensibles al ataque de soluciones ácidas.Esta lixiviación consiste en la construcción de unos montones perfectamente definidos ycontrolados de un mineral, con una granulometría estudiada, de modo que asegura unarecuperación óptima. La preparación de este tipo de lixiviación requiere considerar una serie defactores, por nombrar algunos tenemos: la superficie dispuesta para formar la pila, sellar concapas impermeables la superficie de la base de modo de evitar pérdidas por percolación,dimensiones de la pila, talud o ángulo de inclinación.

Chancado: el material extraído de la mina (generalmente a rajo abierto), que contiene mineralesoxidados de cobre, es fragmentado mediante chancado primario y secundario (eventualmenteterciario), con el objetivo de obtener un material mineralizado de un tamaño máximo de 1,5 a0.75 pulgadas. Este tamaño es suficiente para dejar expuesto los minerales oxidados de cobre alataque de la solución ácida.

Formación de la pila: el material chancado es llevado mediante correas transportadoras hacia elestanque de aglomeración y curado, cuya finalidad es formar glómeros de material fino conmedianos y gruesos producto de una irrigación con una solución de agua y ácido sulfúrico y queademás, inicia el camino el proceso de sulfatación del cobre contenido en los minerales oxidadosantes que se produzca la lixiviación en la pila. Posteriormente, estos glómeros se transportan por

una correa transportadora hacia el lugar donde se formará la pila. En su destino, el mineral esdescargado mediante un equipo esparcido gigantesco (stacker o apilador), que lo va depositandoordenadamente formado un terraplén continuo de 6 a 8 m de altura: que corresponde a la pila delixiviación. Sobre esta pila se instala un sistema de riego por goteo y/o aspersores que vancubriendo toda el área expuesta.

Bajo las pilas de material a lixiviar se instala previamente una membrana impermeable sobre lacual se dispone un sistema de drenes (tuberías ranuradas) que permiten recoger las soluciones quese infiltran a través del material.

Sistema de riego: a través del sistema de riego por goteo y de los aspersores, se vierte lentamente

una solución ácida de agua con ácido sulfúrico en la superficie de las pilas. Esta solución seinfiltra en la pila hasta su base, reaccionando rápidamente. La solución disuelve el cobrecontenido en los minerales oxidados, formando una solución de sulfato de cobre, la que esrecogida por el sistema de drenaje, y llevada fuera del sector de las pilas en canaletasimpermeabilizadas.

El riego de las pilas, es decir, la lixiviación se mantiene por 45 a 60 días, después de lo cual sesupone que se ha agotado casi completamente la cantidad de cobre lixiviable. El material restanteo ripio es transportado mediante correas a botaderos donde se podría reiniciar un segundo proceso de lixiviación para extraer el resto de cobre.



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De la lixiviación se obtiene soluciones de sulfato de cobre (CuSO4) con concentraciones de hasta9 gramos por litro (gpl) denominados PLS que son llevadas a diversos estanques donde selimpian eliminándose las partículas sólidas que pudieran haber sido arrastradas. Estas soluciones

de sulfato de cobre limpias son llevadas de extracción por solvente.

Segunda etapa: extracción por solvente (SX)

En esta etapa la solución que viene de las pilas de lixiviación, es liberada de muchas impurezas yse concentra su contenido de cobre, pasando de 9gpl a 45gpl, mediante una extracción iónica.

Por definición la extracción por solventes es un proceso físico – químico de separación, en el cuallas especies solubles que están en una cierta fase líquida se distribuye preferencial y selectiva enuna segunda fase, también líquida, siendo ambas fase completamente inmiscibles entre sí.

El objetivo de la extracción por solvente es conseguir una separación y purificación de un o másmetales de interés de las impurezas que los acompañan, elevando la concentración de los metalesdisueltos, lo que implica una disminución de los volúmenes a procesar.

La extracción por solvente consiste fundamentalmente en dos operaciones secuénciales:

Extracción:

La solución acuosa, normalmente una solución rica de lixiviación, es la fase portadora del metal,usualmente se le denomina PLS (pregnant leaching solution), es puesta en contacto con la faseorgánica conformada por el reactivo extractante disuelto en un diluyente orgánico. Como ambas

fases son inmiscibles la mezcla se realiza por acción mecánica, ocurriendo una transferencia de laespecie metálica disuelta en la fase acuosa a la fase orgánica donde se asocia químicamente conel reactivo extractante. La fase acuosa pobre (referido) puede retornar al proceso de LX osometerse a otro proceso de neutralización y descarte.

Re-Extracción:

En esta etapa se recupera la especie metálica de la fase orgánica cargada, normalmente con laregeneración simultánea de las capacidades extractivas de la fase orgánica lo que permite utilizarnuevamente la fase orgánica en las etapas de extracción.

Tercera etapa: electroobtención (EW)

Esta corresponde al desarrollo de un proceso electrometalúrgico mediante el cual se recupera elcobre disuelto en una solución concentrada de cobre.

Mediante el proceso de electroobtención se recupera el cobre de una solución electrolitoconcentrado para producir cátodos de alta pureza de cobre (99.99%) muy cotizado en el mercado.

La solución de cobre producto de la lixiviación se recoge en canales y se lleva al proceso deextracción por solvente y luego a electroobtención.



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La solución electrolítica que contiene el cobre en forma de sulfato de cobre (CuSO4) es llevada alas celdas de electroobtención que son estanques rectangulares, que tienen dispuestas en suinterior y sumergidas en solución, unas placas metálicas de aproximadamente 1 m 2 cada una.

Estas placas corresponden alternadamente a un ánodo y un cátodo. Los ánodos son placas de plomo que hacen las veces de polo positivo, ya que por éstos se introduce la corriente eléctrica,en tanto que los cátodos son placas de acero inoxidable, que corresponde al polo negativo, pordonde sale la corriente.

Todas las placas están conectadas de manera de conformar un circuito por el que se hace circularuna corriente eléctrica continua de muy baja intensidad, la que entra por los ánodos y sale por loscátodos.

El cobre en solución (catión, de carga positiva +2: Cu+2) es atraído por el polo negativo

representado por los cátodos, por lo que migra hacia éstos pegándose partícula por partícula en susuperficie en forma metálica (carga cero).

Una vez transcurridos seis a siete días en este proceso de electroobtención, se produce la cosechade cátodos. En este tiempo se ha depositado cobre con una pureza de 99,99% en ambas caras delcátodo con un espesor de 3 a 4 cm, lo que proporciona un peso total de 70 a 80 kg por cátodo.

Cada celda de electroobtención contiene 60 cátodos y la cosecha se efectúa de a de 20 cátodos por maniobra. Los cátodos son lavados con agua caliente para remover posibles impurezas de susuperficie y luego son llevados a la máquina despegadora, donde en forma totalmentemecanizada se despegan las hojas de ambos lados, dejando limpio el cátodo permanente que se

reintegra al ciclo del proceso de electroobtención.

La electroobtención.

La electroobtención es un proceso de electrometalurgia mediante el cual se recupera el cobre quese encuentra concentrado en la solución de cobre (que se obtiene del proceso de lixiviación) conel propósito de producir cátodos de alta pureza de cobre (99,99%), muy cotizados en el mercado.

La electroobtención es un proceso químico que se realiza en celdas electrolíticas.

Primera etapa: obtención del cobre

En este proceso, la solución electrolítica que contiene el cobre en forma de sulfato de cobre(CuSO4), es llevada a las celdas de electroobtención, (especie de pequeñas piscinas) que tienendispuestas en su interior ánodos (+) y cátodos (-) en orden. El ánodo es una placa de aceroinoxidable que corresponde el polo positivo por donde entra la corriente eléctrica. El cátodo,también es una placa permanente de acero inoxidable, corresponde al polo positivo por dondeentra la corriente eléctrica. El cátodo, que también es una placa permanente de acero inoxidable,corresponde al polo negativo por donde sale la corriente eléctrica. En estas celdas se aplica unacorriente eléctrica continua, de muy baja intensidad, la que entra por el ánodo y sale por elcátodo. El cobre de la solución de sulfato de cobre (Cu+2) es atraído por la carga negativa del



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cátodo y migra hacia él, depositándose en la superficie del cátodo permanente de aceroinoxidable.

Segunda etapa: cosecha de cátodos

Su propósito es recoger cátodos en perfecto estado, con una pureza de 99,99%, los que seránembalados para su despacho a los lugares de embarque.

Antes de la cosecha se pueden tomar muestras para asegurar la calidad de los cátodos.

Una vez transcurridos siete días en el ciclo catódico, comienza la cosecha de cátodos. Estacosecha se realiza siguiendo un orden establecido de “tercios de celdas”, lo que significa levantar20 placas de acero inoxidables simultáneamente (cátodos).

Los cátodos son lavados enérgicamente con agua caliente para remover los restos de materiales e

impurezas que pudieran haber quedado adheridos. Luego, deben ser removidas de los cátodos permanentes de acero inoxidable, para lo que se utilizan las “maquinas despegadoras”.

Una vez que los cátodos han sido separados de los cátodos permanentes, son apilados, pesados yenzunchados para su despacho.

De esta forma se producen los cátodos que tienen un 99,99% de cobre puro y que sontransportados en camiones o en trenes hasta los puertos de embarque.

Después de 7 días de electroobtención se realiza la cosecha de cátodos. La máquina cosechadoralevanta 20 cátodos de una vez.

Apunte Procesos Industriales[1]

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