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REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES

No. 6 Mayo 2008 - TERCERA ÉPOCA Año 1

INSTITUTO DE INVESTIGACIONES METALÚRGICAS Y DE MATERIALES

REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES – No. 6 – Mayo 2008

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REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES

No. 6 Mayo 2008 - TERCERA EPOCA Año 1

CONSEJO EDITORIAL Ing. Armando Alvarez Q. Ing. Juan Carlos Montenegro B.

DIRECCIÓN CARRERA METMAT Plaza del Obelisco. Edif. Facultad de Ingeniería, 6to Piso Tel. Fax: 2205000 – 2204353 Int.1801 DIRECCIÓN IIMETMAT

Calle Santa Rosa Nº 100, esq. Av. Las Américas, Villa Fátima Tel. Fax: 2210402 - 2260106 e-mail: [email protected]

DIRECTOR DE LA CARRERA Ing. Oscar Vila Rodríguez DIRECTOR DEL IIMETMAT Ing. Juan Carlos Montenegro REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES, es el órgano de difusión de la Carrera y el Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales de la Universidad Mayor de San Andrés ( UMSA ). La Revista REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES, no se hace responsable de las opiniones vertidas por los autores de los artículos.

Índice

Página 2 Editorial Página 4 Tecnologías alternativas para el

tratamiento de concentrados complejos de plomo

Página 9 Características tribológicas en materiales compuestos matriz polimérica con rellenos cubanos

Página 15 Ensayos de desempeño para la selección de esquemas de pintura en las atmósferas de La Paz y Santa Cruz

Página 23 Oxidación a presión de preconcentrados sulfurosos auríferos con solución bacterial

Página 27 Efecto de los residuos mineros en la durabilidad del concreto, el caso de soluciones ácidas sulfuradas

Página 33 Recuperación de metales preciosos a partir de residuos de joyería

Página 39 Recuperación de antimonita a partir de desmontes – pasivos ambientales de la empresa minera codiciada

Página 47 Propuesta de una metodología para la implementación industrial de un circuito de arenas de moldeo en verde

Página 52 Actividades de la Carrera y el IIMETMAT

Página 56 Sugerencias prácticas

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES – NO.6 – MAYO 2008 2

EDITORIAL

55 AÑOS DE VIDA DEL INSTITUTO DE INVESTIGACIONES

METALÚRGICAS Y DE MATERIALES

Ing. Juan Carlos Montenegro DIRECTOR IIMETMAT

El 29 de mayo de 2008, el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales (IIMETMAT) cumple 55 años de vida institucional al servicio del país.

Como no podía ser de otra manera, la historia del IIMETMAT, desde sus inicios, ha estado estrechamente ligada a las vicisitudes del acontecer nacional y de manera particular, con la historia del sector minero metalúrgico.

Desde la colonia, pasando por la caída de la era de la plata a fines del siglo XIX, la era del auge y la caída de los Barones del estaño, hasta nuestros días, ésta ha sido una historia signada por el saqueo y atraso, fomentado por un modelo económico esencialmente exportador de materias primas. Pero también, una historia de dignos hombres y movimientos que lucharon contra ese despojo, lo denunciaron y vislumbraron el camino de la industrialización de nuestros recursos naturales.

La historia de la lucha por la instalación de las fundiciones en Bolivia es la historia de la lucha por la independencia económica del país. En este emprendimiento se destacaron un puñado de hombres admirables que jugaron un rol decisivo en el desarrollo de las fundiciones e industria metalúrgica nacional y en la creación, un 29 de mayo de 1953, del primer Laboratorio Metalúrgico, hoy convertido en el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales, como un instrumento destinado a realizar estudios

pirometalúrgicos y demostrar la viabilidad de las fundiciones en el país para la obtención de metálicos a partir de minerales concentrados. Nuestra historia y nuestra misión están ligadas a ellos.

Entre estos hombres admirables se destacan el Ing. José Núñez Rosales, el Ing. Jorge Zalesky, Mariano Peró, el Ing. José Miguel de Velasco y el Ing. Hugo Silva, todos ellos profesores universitarios de la UMSA, con la excepción de Mariano Peró. A ellos deseamos dedicar el homenaje de este 55 aniversario, reafirmando nuestra voluntad de continuar con su obra y plasmar sus enseñanzas.

El Ing. José Núñez Rosales, fue Gerente General del Banco Minero desde 1949 a 1950 y posteriormente Decano de la Facultad de Ingeniería de la UMSA entre 1954 y 1956. Ya desde 1942 el Ing. Núñez Rosales se destaca por su admirable comprensión de los problemas nacionales y de la necesidad de defenderlos planteando soluciones contra el drenaje que sufría nuestra economía por el poderío económico y político de los Barones del estaño, que se empeñaron en convertir y mantener a Bolivia en fuente de materias primas (concentrados de estaño) y evitar a toda costa la instalación de fundiciones, pues estas eran parte de otros eslabones económicos e intereses ubicados fuera del país. Simón Patiño, además de ser uno de los hombres más ricos y poderosos del mundo en ese entonces, estaba estrechamente vinculado a los intereses del capital financiero


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internacional pues era propietario también de minas en Malasia y principal socio de fundiciones de estaño en Estados Unidos y Gran Bretaña. En 1954, el Ing. Núñez Rosales publicó un libro que recopila más de 25 artículos de su puño y letra publicados en el periódico “Ultima Hora” entre los años 1949 y 1950, que según sus propias palabras reflejan los antecedentes de su tenaz lucha “por implantar en Bolivia las fundiciones de estaño, plomo y otros minerales” enfrentándose al Superestado minero de entonces y del cual fue su víctima.

En este empeño, el Ing. Núñez Rosales contrató a otro ingeniero metalúrgico, el Ing. Jorge Salezky de origen ucraniano, quien llegó a Bolivia como profesional y educador y coincidía plenamente con Núñez Rosales para formar una conciencia nacional en torno a la necesidad de las fundiciones. Siendo profesor universitario de la Facultad de Ingeniería de la UMSA, el Ing. Zalesky influenció en jóvenes profesionales y el 29 de mayo de 1953 instaló el primer Laboratorio Metalúrgico, hoy convertido en el IIMETMAT. Entre estos jóvenes se encontraba el Ing. Hugo Silva, quien contribuyo decididamente al

fortalecimiento del Laboratorio Metalúrgico y posteriormente a la creación de la Carrera de Ingeniería Metalúrgica. El Ing. Silva fue además uno los pioneros en la creación de la conciencia en torno a la necesidad de la explotación e industrialización del hierro del Mutún, pues no es casual que uno de sus primeros trabajos de investigación este referido a “El Alto Horno-Proceso Teórico-Práctico en la Fusión de Minerales de Hierro del Mutún” (1957) realizado en el Laboratorio Metalúrgico. El Ing. Hugo Silva fue también decano de la Facultad de Ingeniería.

Otro profesional boliviano, formado en el exterior, pero que contribuyó decididamente a la instalación de plantas metalúrgicas en Bolivia, fue el Ing. José Miguel de Velasco, ex-catedrático y Director de la Especialidad de Metalurgia de la U.M.S.A., a quien se debe entre otras obras la cristalización de la Primera Fundición de Estaño en Vinto - Oruro y que en su paso por la Facultad dejó escuela para que sus discípulos siguieran la línea trazada por los ingenieros Zalesky y Núñez Rosales.

NUESTRO PROFUNDO HOMENAJE PARA TODOS ELLOS


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TECNOLOGÍAS ALTERNATIVAS PARA EL TRATAMIENTO DE CONCENTRADOS COMPLEJOS DE PLOMO

Jorge Lema Patiño

Gerente General MINERAL PROCESSING [email protected]

RESUMEN

La metalurgia del plomo es una de las más antiguas. Se describen brevemente los procesos piro e hidrometalúgicos para la extracción del plomo metálico a partir de una variedad de concentrados. Se destacan los procesos Kivcet y Ausmelt como los más modernos. La hidrometalurgia no encuentra su aplicación económica para el tratamiento de los concentrados de plomo a diferencia de la hidrometalurgia del zinc y cobre, con el proceso INTEC, que esta encontrando una amplia aceptación para la construcción de nuevas refinerías en el mundo.

ALTERNATIVAS TECNOLÓGICAS

En los Dardanelos 3000 a.c. se obtenía el metal reduciendo la galena y en Babilonia se lo empleaba para “unir“ piedras talladas. En el ano 60 a.c. en la China, se inventa la técnica para la fabricación de tubos de plomo utilizados como tuberías. En la cultura Inca, se conocía el oro, estaño, hierro, plomo y otros metales (1400 a 1532 d.c.). En España se utilizaban los hornos de “cuba baja” tipo retorta. Después se desarrollo el horno de Cuba media empleando carbón vegetal y finalmente el horno con coke como reductor, en Altos Hornos, utilizado ampliamente en Europa.

El tratamiento de los concentrados sulfurados de plomo ha tenido una evolución importante:

Pirometalurgia:

Horno tipo español: únicamente fue utilizado para minerales de plata.

Horno de Cuba baja: previa tostación del mineral, altamente contaminante. En desuso.

Alto Horno: todavía utilizado, previa sinterización del mineral. Requiere carbón

coke. En la famosa fundición de La Oroya en el Perú se funde plomo desde 1928,

Horno convertidor Boliden TBRC: mediante sinterización parcial; horno eléctrico y convertidor.

Imperial Smelting: proceso para tratar concentrados sinterizados de zinc con plomo. Ya no es competitivo con los procesos modernos.

QLS: Proceso continuo basado en fusión autógena “flash”, seguido por inyección de oxigeno dentro del baño. Horno rotatorio que opera en contra corriente. Se retiró de operación en la China y en Alemania.

CONTOP. Top Blowing. Desarrollado por

Klockner. No encontró aplicación industrial para minerales de plomo. Combina el ciclón (suspensión) con el horno eléctrico de retención. Utiliza lanzas para la limpieza final de la escoria.

Worcra: Inicialmente desarrollado para la fundición de concentrados de cobre. La desulfurización se realiza mediante lanzas. La escoria fluye en contra corriente con el bullion.

St. Joseph: fundición directa en un convertidor. Requiere de concentrados de alta ley. El excesivo consumo de refractarios y otras causas motivaron cancelar la investigación.

Noranda. Proceso adaptado sin éxito del sistema aplicado para los concentrados de cobre. Se alimentan los concentrados paletizados a la superficie del plomo fundido, en un horno parecido a un convertidor (alargado) Pierce Smith, con inyección de aire a través de toberas para la progresiva conversión del mineral en plomo, en contra corriente.

Kivcet: tecnología moderna desarrollada en Rusia.

Ausmelt. Aplicable en dos etapas en el mismo horno. Requiere una capacidad mínima de 30,000 tons anuales. Utiliza lanza Este proceso se aplica a una variedad de materiales: concentrados de estaño; concentrados de plomo, residuos de lixiviación. La tecnología Ausmelt produce directamente el bullion de plomo (1100 oC), pero paralelamente una escoria rica (40 – 50% Pb) que debe ser


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retratada en una segunda etapa en el mismo horno (1250 oC), con una escoria intermedia del 5% Pb que puede ser nuevamente retratada en un horno fuming separado para recuperar especialmente el zinc de esta escoria, dando una escoria final del 0.5% Pb. Este proceso no compite con el Kivcet, pero tiene la ventaja de retratar subproductos de plomo en una relación muy alta respecto al concentrado

Proceso Combinado. Concebido por Mineral Processing, que permite la adaptación del horno ciclón a un proceso Kivcet. Según se muestra en el diagrama adjunto es posible modificar un horno ciclón incorporando una pared divisoria que separe el ciclón con el horno eléctrico de retención de escorias. Simultáneamente los polvos volátiles del horno ciclón pueden ser reprocesados en una etapa neutra de lixiviación para recuperar residuos con plomo / zinc y plata que retornan al horno ciclón.

Con excepción de los procesos Kivcet/Combinado y Ausmelt, los otros sistemas son contaminantes y no utilizan el azufre como elemento exotérmico. El horno de Cuba, Boliden e Imperial Smelting requieren de la etapa de sinterización – altamente contaminante. El proceso Imperial Smelting esta siendo eliminado y sus plantas en proceso de cierre. Este proceso requiere de carbón mineral (coke metalúrgico) y no es apto cuando los concentrados de plomo-zinc tienen contenidos de estaño (max. 0.1%). El

horno QLS no ha podido cumplir con las exigencias técnicas y ha resultado un fracaso. El convertidor desarrollado por Boliden requiere de tres etapas para producir el bullion Pb/Ag.

Las características del proceso Boliden y de los otros procesos de tratamiento directo de concentrados sulfurados y/o mixtos (óxidos y sulfuros) - mediante reacciones de tostación – reducción - tienen están regulados por la relación:

%S en (bullion) = x pS02/%Pb en escoria

Esta determinante obliga a los procesos al tratamiento posterior de escorias altas en plomo. En el proceso Kivcet este tratamiento se lo realiza inmediatamente en la parte del horno eléctrico. Por esta razón el sistema TBRC emplea más etapas. En la etapa del convertidor se realiza la eliminación final del azufre antes de pasar a la refinación del plomo.

En todos los procesos de fusión directa la desulfurización ocurre parcialmente mediante la fundición flash encima del baño y parcialmente por el equilibrio: tostación – reducción.

La ventaja de la tecnología Kivcet es que permite el tratamiento de concentrados complejos de plomo-plata-antimonio-zinc. Aplicada en diversas partes del Mundo: Rusia., Italia, Canadá. En Bolivia (Potosí) se disponen en la fundición de Karachipampa de esta moderna y probada tecnología esperando las decisiones del gobierno para su puesta en operación mediante la incorporación de una refinería de zinc. De esta refinería se recuperan los residuos de zinc / plata que recircularían al horno Kivcet junto a los concentrados de plomo.

Proceso Kivcet

A principios de 1964 se inicio la investigación del sistema Kivcet aplicado inicialmente a concentrados sulfurosos de cobre – zinc. Posteriormente en 1967 se desarrollo el horno Kivcet ZL para concentrados de plomo – zinc.

En 1975 se inicio la comercialización de esta tecnología. En efecto la planta piloto semi industrial (Kazaakhstan) permitió efectuar pruebas con una capacidad de hasta 24 t/d. En esa planta piloto se efectuaron "test" con 6000 tons de diversas calidades: 12 – 60% Pb; 6 – 38% Zn; 12 – 28% S. Los resultados obtenidos en esta planta fueron:


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Recuperación % Plomo en bullion: 95 - 98 (con

recirc. de polvos) Zinc en óxidos: 75 – 80 Plata en bullion 96 Consumo de carbón reductor:50 – 90 Kg/t. Oxigeno: 200 – 280 Nm3. Energía eléctrica. 500 – 800 Kwh Consumo electrodos 3 – 4 Kg/t. Gases para filtración 250 – 500

NM3/t.

Los resultados anteriores obtenidos durante las pruebas en la planta piloto están basados en el procesamiento de una complejidad de minerales, con una amplia relación de plomo / zinc inferior a la de los concentrados disponibles en Bolivia. Durante las pruebas metalúrgicas para la totalidad de la producción de plomo-plata existente en Bolivia (1978) que tenían la siguiente composición:

Concentrado: 47.96 %Pb; 7.77 %Zn; 3795 g/t Ag; 3.06 %Sb; 1.13 %Sn; 18.68 %S. Los resultados obtenidos fueron: Metal Crudo: %Pb, 86.33 (R 88.59%); Ag, 8192 g/t (R 99.99%); %Sb, 6.32 (R 95.26%) Óxidos H. Eléctrico: %Pb, 30.66 (R 10.39%); %Zn, 44.31 (R 89.57%)

Los óxidos de la parte del shaft – ciclón recirculan con la carga fresca (aprox. 12 % en peso).

El proceso Kivcet hace uso de varias técnicas de fundición: uso de oxigeno y principio de ciclón con fundición “suspendida”. Así, el proceso de oxidación de un material de granulometría fina y su posterior reducción en un horno eléctrico se combina en “una sola etapa”. El éxito del proceso es que es altamente intensivo lo que facilita el tratamiento de elevados rendimientos por unidad de área del horno ciclón. En la primera sección del horno Kivcet – en este caso el horno ciclón - se produce una reacción exotérmica, debido al alto contenido de azufre en los minerales sulfurados. Para que la reacción sea completamente exotérmica se requiere que el S sea > 17%. En esta primera sección (ciclón) se realiza la reacción de tostación-reducción. La carga así fundida pasa a la segunda sección del horno (horno eléctrico – retención. Cuando los concentrados tienen 17% S es necesario adicionar energía mediante el quemador a gas.

Reacciones metalúrgicas

Sección horno ciclón

“flash” 1.- C(s) + 02(g) --------- C02(g) 2.- C(s) + 1/202(g) ----- CO(g) 3.- S + 02(g) ------------- S02(g) “Oxidación de sulfuros” 4.- PbS + 3/2 02(g) ------ Pb0 + S02(g) 5.- ZnS + 3/2 02(g) ------ Zn0 + S02(g)

Horno eléctrico “Formación del plomo metálico“ 6.- PbS + 2 PbO ------ 3 Pb + S02(g) “Etapa de reducción” 7.- Pb0 + C ------------ Pb + C0(g) 8.- Pb0 + C0(g) ------- Pb + C02(g) 9.- ZnO + C0(g) ------ Zn(v) + C0(g) 10.- Zn0 + C0(g) ------ Zn(v) + C02(g) 11.- C + C02(g) -------- 2 C0 (g)

Como se aprecia en la primera parte del horno (shaft - ciclón) se produce la oxidación casi completa del mineral. Es un proceso de “tostación – fusión” a temperaturas de: 1200 – 1350 oC. Los óxidos fundidos pasan mediante un “vaso comunicante” a la segunda sección (horno


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eléctrico) donde se produce la reducción y producción del bullion de plomo/plata y paralelamente la reducción del Zn0. Sin embargo si el contenido de Zn0 es elevado (vg. Tratamiento de minerales de alto contenido en Zinc) es preferible pasar la escoria a un horno fuming adyacente.

El bullion producido en el horno Kivcet contiene la plata, oro, bismuto, antimonio y parcialmente el cobre. El arsénico y antimonio altamente contaminantes es posible eliminarlos parcialmente en la primera fase, controlando las condiciones del horno shaft/ciclón y colectando diferencialmente el Sb203, sin embargo la mayor parte del antimonio pasa al bullion. Existen técnicas para eliminar el antimonio del bullion. El cobre se elimina parcialmente en una mata que se separa de la parte del horno eléctrico.

Procesos Hidrometalúrgicos

Adicionalmente existen varios procesos hidrometalúrgicos que aun no encuentran su aplicación industrial por el elevado costo de los reactivos, por no ser competitivos frente a las tecnologías anteriores. Sus características son:

El PbS04 es insoluble, frente a los otros sulfatos de zinc y cobre.

La selectividad de los procesos hidrometalúrgicos esta basada en que los compuestos de: PbCl2, AgCl, PbS04 y Ag2S04 son insolubles en agua pero solubles en una solución concentrada de “sal”.

La galena es fácilmente atacada mediante ácidos diluidos, generando H2S

La galena es también atacada por el ácido sulfúrico concentrado, generando azufre elemental y sulfato de plomo

La utilización de ácido sulfúrico y el ácido clorhídrico respectivamente forman sulfato y cloruro de plomo, pero simultáneamente se forma sulfato de plomo y otros sulfatos lo que requiere de varias etapas para la extracción total

La solubilización del sulfato de plomo ha sido propuesta por varios investigadores utilizando: acetato de amonio; amonio; hidróxido de sodio y aminas, en reemplazo de las soluciones con cloro. La solubilidad del sulfato sin embargo no es completa y los reactivos costosos.

Debido a que el fluorsilicato de plomo es soluble en agua, es posible lixiviar el sulfuro de plomo en ácido fluorsilisico según:

PbS + H2SiF6 + ½ 02 --- PbSiF6 + S + H20

El plomo puede ser recuperado por electrolisis,

a un costo muy elevado por la baja eficiencia (Emv) y la baja calidad del cátodo.

Otros sistemas de lixiviación: con nitratos, o la clorinación directa mediante gas de cloro, permiten evitar la formación de sulfato y recuperar el azufre elemental. La dificultad en el manejo y recuperación del gas de cloro.

Recientemente el proceso INTEC, aplicado a los concentrados de zinc ha resuelto este problema pero no es aplicable a los concentrados de plomo. El proceso INTEC se utiliza además para los concentrados sulfurados de cobre y se esta instalando la primera planta piloto.

El uso del gas de cloro tiene la ventaja sobre las soluciones ácidas de ácido clorhídrico en que no se forma el sulfato de plomo, debido a la formación directa del azufre elemental.

Recientes investigaciones han conducido – sin mayor éxito – a la combinación del proceso de utilización del gas cloro, seguido de la recuperación del plomo mediante la electrolisis fundida del PbCl2. Para este efecto el cloro es alimentado en un reactor en contra corriente al flujo de la carga fresca de galena. Este proceso requiere de temperaturas elevadas (155 – 175) oC en un reactor cerrado. Sin embargo las sales fundidas y su electrolisis se realizan a 500 oC.

El proceso desarrollado por Sherrit Gordon Mines, actualmente promovido por Dynatec, ha sido concebido (1959) para procesar minerales de zinc y ha sido ampliado con reservas a los concentrados de zinc-plomo. Este proceso en dos etapas de autoclaves y a elevadas temperaturas superiores al punto de fusión del azufre (150 oC) utiliza acido sulfúrico para solubilizar el zinc como sulfato. No es adecuado para recuperar la plata en porcentajes económicamente aceptables y el contenido de plomo debe estar limitado. Los residuos insolubles de hierro y plomo forman “plumbojarosita” que arrastra gran parte de la plata y son descartados.


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Refinación del bullion de plomo

1. El proceso de refinación del metal bullion de plomo, obtenido por fusión de los concentrados, aun con contenidos elevados de antimonio es factible y económicamente viable. En comparación con la eliminación del antimonio del metal crudo de estaño, en el caso de la refinación de plomo esta técnica esta mas avanzada. La eliminación del antimonio del plomo es termodinámicamente mas activa.

2. La altura de aprox. 3600 msnm de la fundición de Vinto y de Karachipampa, origina una baja presión de oxigeno en el aire, evitando una mayor oxidación del bullion. Los reducidos contenidos de cobre en los concentrados bolivianos también facilitan la fase de decobrizacion, finalmente los elevados

contenidos de estaño y plata en estos concentrados permite una descobrizacion mayor al reducir la actividad del plomo con el azufre.

3. El bismuto del plomo es eliminado mediante el conocido proceso Kroll-Betterton, desarrollado por Hoboken para reducir el bismuto hasta niveles del 0.01 %Bi., seguido por adición de antimonio para la eliminación final del bismuto hasta 0.001 %Bi. En este caso el antimonio en forma similar que el bismuto forman compuestos isomorfos de Ca/Mg que a su vez forman soluciones sólidas entremezcladas.

REFERENCIAS

Process for Direct Smelting of Lead Concentrates. F.T. Fuller. Journal of Metals, December 1968.

The Lead Smelter Today. R. McNaughton. Transactions of Metallurgical Society of AIME. Vol. 242., April 1968.

Metallurgy of the Direct smelting of lead. A. Matyas and P. Mackey. Journal of Metals, Nov. 1976.

Lead, Zinc & Tin. T.R.A. Davey, and Willis. CSIRO and University of Melbourne. Australia. 1978.

18th “Annual Conference of Metallurgist 1979, Ontario Canadá” (Chaudhuri, Koch, Lema).

Metalurgia Moderna del Plomo, Primera realización a Escala industrial del Proceso Kivcet. Koch, Chaudhuri, Paschen, J. Lema .Perfil Minero Metalúrgico N015.I.I.M.M. Junio 1980.

Hydrometallurgy of Lead, Fathi Habashi. Laval University, Quebec City, Canada.


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CARACTERÍSTICAS TRIBOLÓGICAS EN MATERIALES COMPUESTOS, MATRIZ POLIMÉRICA CON RELLENOS NATURALES

Sagaró Zamora, R.

Departamento de Mecánica y Diseño. Facultad de Ingeniería Mecánica. Universidad de Oriente. CP 90900, Santiago de Cuba, Cuba, Fax: 53-22-641701

[email protected]

Bustillos Castillo, J. A. Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales de la Universidad Mayor de San Andrés.

La Paz Bolivia. Fax: 591-2-2260106 [email protected]

Olivares Miyares, A. L.

Departamento de Mecánica y Diseño. Facultad de Ingeniería Mecánica. Universidad de Oriente. [email protected]

Coureaux Mustelier, D.

Departamento de Mecánica y Diseño. Facultad de Ingeniería Mecánica. Universidad de Oriente. [email protected]

RESUMEN

En esta investigación se muestran los resultados obtenidos en los ensayos de desgaste realizados por el Grupo de Tribología de la Universidad de Oriente y la Universidad Mayor de San Andrés a materiales compuestos desarrollados en la Universidad de Oriente. En los análisis se discute la caracterización tribológica de materiales compuestos que incluyen como rellenos fibras naturales (Henequén) y minerales aluminosilicatos de obtención nacional comparando estos resultados con los obtenidos para materiales formulados con fibras de vidrio de diferentes orientaciones espaciales del tipo MAT 600 y Roving 250. Los ensayos experimentales de fricción y desgaste fueron realizados en el tribómetro del tipo “block on ring” con arreglo a la norma ASTM G77-98. De manera complementaria se introduce la aplicación del ensayo de análisis térmico diferencial para el mineral zeolítico empleado. Los resultados experimentales fueron procesados empleando el software profesional STATGRAPHICS 4.1 obteniéndose las ecuaciones de regresión y correlaciones gráficas para el diseño de mezclas concebido para el estudio de la influencia de las diferentes variables en las características tribológicas.

INTRODUCCIÓN

La importancia de los materiales compuestos en la ingeniería moderna va más allá de la simple suma de las propiedades de sus elementos

componentes. Las propiedades de los materiales compuestos dependen de las propiedades físico - mecánicas y las características tribológicas de los componentes y la resistencia de los enlaces entre ellos. No obstante los materiales compuestos adquieren ciertas propiedades no encontradas en sus componentes

La fibra de vidrio es el refuerzo más utilizado en la fabricación de materiales compuestos. Las razones de su amplio uso se encuentran en la conjunción de diversas características de estas fibras tales como el fácil procesamiento y una alta resistencia.

Las principales características de la fibra de vidrio son:

Excelente adherencia fibra-matriz, gracias a la posibilidad de emplear recubrimientos apropiados para la mayoría de las matrices orgánicas.

Resistencia mecánica específica (resistencia tracción/densidad) superior a la del acero, en la dirección de la fibra.

Buenas propiedades dieléctricas. Incombustibilidad. Estabilidad dimensional. Baja conductividad térmica Buena resistencia a los agentes químicos Propiedades isótropas.

Cuando el vidrio se convierte en finas fibras, su tensión de rotura a la tracción, aumenta


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considerablemente. Para la fabricación de fibra de uso en plástico reforzado, se emplea el vidrio tipo "E", el cual es un vidrio borosílico, con escaso contenido de álcalis, (menor a 1%).Se fabrican diferentes tipos de refuerzo de fibra de vidrio, según las necesidades, en cuanto al diseño y al proceso de transformación a emplear. Se pueden conseguir en forma de hilo (Roving) y MAT o Tejido.

En los últimos tiempos cuestiones relacionadas con su manipulación e incidencia en la salud humana han limitado sus aplicaciones dando paso al empleo de fibras y rellenos naturales que resulten de un compromiso que permita garantizar las propiedades requeridas, abaraten los costos, respeten el medio ambiente y la salud humana [1,2].

MATERIALES Y PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL

Los materiales a ensayar fueron formulados en una matriz de resina poliéster con diferentes rellenos: MAT 600 (100 % de fibra de vidrio, cortas y orientadas en todas direcciones en forma de malla), MAT 600 (50 %) con mineral zeolítico (50%), MAT 600 (16%) Roving 250 (R250), fibra de vidrio bidireccional (16%) Zeolita (66%) y finalmente fibras de henequén (100%). De estas formulaciones se elaboraron probetas de sección rectangular con dimensiones de mm51110 . Un resumen de sus propiedades mecánicas se presenta en la Tabla 1.

Material Comp. Módulo de Elasticidad

E (Mpa)

Impacto Resist. a Trac.[st] (Mpa)

Dureza Shore D

Peso Específ g/cm3

Coef. de Poisson

Izod, ak

Kg.cm/cm μ

MAT (100 ) 2374.5 105 131.8 84 1.48 0.11

MAT (50%) + Zeolita (50%)

1570.4 78.8 82.8 90.6 1.28 0.23

MAT (16%) + Zeolita (66%) + R250 (16%)

1328.5 33.9 58.7 86.6 1.34 0.21

Fibras de Henequén (100 %)

707 22.43 34.8 74.3 1.2 0.08

Tabla 1. Propiedades Mecánicas de los materiales a ensayados.

Para la planificación de los experimentos se utilizó un diseño de tipo factorial de dos niveles 2 k, con mediciones en 2 puntos centrales y replicas del experimento lo que representa un total de 12 ensayos por material.

Los experimentos fueron realizados en la máquina de ensayo bloque - anillo con una duración de 30 min y como variables dependientes se emplearon diferentes combinaciones de carga normal y la velocidad de deslizamiento.

La determinación del desgaste se realizó por el método gravimétrico de diferencia en peso en una balanza analítica con una sensibilidad de 0.1 mg.

En calidad de contracuerpo se empleó el acero AISI 316, HV=200, de diámetro exterior 50 mm y Ra= 0.8 μm.

1- Motor eléctrico 2- Transmisión mecánica 3- Regulador de velocidad 4- Cabezal giratorio 5- Transductor diferencial 6- Árbol principal 7- Probeta cilíndrica 8- Porta probeta 9- Bloque probeta 10- Mecanismo de resorte del sistema de carga 11- Sistema de carga.

Figura 1 Tribómetro bloque- anillo. Disco (AISI 316L), Bloque (Material Compuesto).


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DISCUSIÓN DE RESULTADOS

La Tabla 2 recoge los resultados de los ensayos de desgaste de los diferentes materiales ensayados. La tabla 3 recoge las correlaciones matemáticas para cada formulación con arreglo a las variables carga normal y velocidad de deslizamiento.

En todos los casos las formulaciones ensayadas presentaron como comportamiento general una tendencia a incrementar el desgaste con las variaciones de la carga y la velocidad de deslizamiento (aunque no en la misma razón), que resultaron, de acuerdo a los análisis de los diagramas de Pareto, las variables de mayor incidencia estadística y en menor medida la combinación de ambas.

Corrida VARIABLES INDEPENDIENTES MAT 600100%

MAT 600 (50%)

Zeolita (50%)

MAT 600(16%) Roving (16%) Zeolita (66%)

Henequén(100 %)

Velocidad de deslizamiento m/s

Carga (N)

Desgaste (mg)

Desgaste(mg)

Desgaste (mg)

Desgas te (mg)

1 0.1571 106 1.9 1.2 3.9 3.7

1 0.1047 53 0.2 0.7 1.2 1.1

1 0.2094 53 2.5 1.9 4.4 4.9

1 0.1047 159 1.4 0.9 2.8 4

1 0.2094 159 3.9 2.9 8.1 8.3

1 0.1571 106 1.8 1.6 3.9 3

2 0.1571 106 2.3 1.8 3 4.5

2 0.1047 53 0.2 0.6 1.1 1.7

2 0.2094 53 1.4 1.3 5.5 4.8

2 0.1047 159 1.2 1.2 1.6 3.4

2 0.2094 159 2.9 2.4 6.3 7.6

2 0.1571 106 1.6 1.6 2.7 4.5

Tabla 2. Resultados de los ensayos de desgaste.

Material de Relleno Ecuación ajustada según modelo MAT (100 %) nn F*V*0.317 F*0.071 V*15.143 1.862- W (1)

MAT (50%) + Zeolita (50%) nn F*V*0.590 F*0.024 - V*6.009 0.154- W (2)

MAT (16%) + Zeolita (66%) + R250 (16%) nn F*V*1.088 F*0.014 - V*30.766 2.742- W (3)

Fibras de Henequén (100 %) nn F*V*0.726 F*0.142 V*29.327 2.983- W (4)

Tabla 3. Correlaciones matemáticas del desgaste de los materiales ensayados.

La Figura 2 representa la dependencia gráfica obtenida para el material formulado con la fibra de vidrio MAT 600 (100 %).

Como se puede observar este material incrementa su desgaste linealmente con los incrementos de carga y velocidad.

Como detalle significativo se aprecia que este material en la zona correspondiente a las altas velocidades incrementa su desgaste en

prácticamente dos veces con el incremento de la carga normal.

El material formulado con fibras de vidrio y el mineral zeolítico (50-50) presenta un comportamiento para la variable desgaste, menos dependiente de la velocidad a bajas cargas normales, siendo esta más significativa en los resultados de los experimentos en la zona de las mayores cargas normales.


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Figura 2. (a) Diagrama de Pareto, MAT (100 %). (b) Influencia de la velocidad y la carga en el desgaste del material compuesto formulado con 100 % de fibra de vidrio del tipo MAT.

Al igual que el material compuesto la mayor influencia la ejerce la carga normal con un comportamiento muy similar en la zona de las altas velocidades (Figura 3).

Figura 3. Diagrama de Pareto y Superficie de respuesta estimada del desgaste como función de la velocidad y la carga para MAT 600 (50%) Zeolita/ (50%).

Como quiera que los efectos combinados de la carga y velocidad están muy relacionados con el

régimen térmico se practicó un análisis térmico diferencial del mineral zeolítico y que ha sido sugerido por algunos investigadores [3,4] como unos de los aspectos a tener en cuenta a la hora de buscar potenciales sustitutos de la fibras de vidrio en materiales para uniones deslizantes. La Figura 4 presenta la curva característica de ATD practicado en la Universidad de Oriente para el aluminosilicato zeolita.

Figura 4. Análisis térmico diferencial de la zeolita practicado en el derivatógrafo 1500 D.

De la figura se puede inferir una pérdida de masa a bajas temperaturas que ocurre a gran velocidad (DTG). En la curva del ATD se observa que este proceso comienza a los 60º C y se prolonga hasta los 140 º C, con su pico máximo en los 127 º C.

Esta pérdida de agua de adsorción corresponde al agua presente en los canales de la estructura cavernosa de la zeolita. Posteriores calentamientos hasta los 1000 º C no registran cambio alguno en su estructura cristalina, lo que corrobora que el agua eliminada no se encuentra ligada a su estructura y por lo tanto se pone de manifiesto su gran estabilidad térmica. Otro aspecto que se sugiere relacionado con las buenas propiedades de resistencia al desgaste de los compuestos formulados con relleno de mineral zeolítico está vinculado a la dureza (HV= 150-350) y dispersión del relleno.

Si bien un relleno muy abrasivo puede dañar seriamente la contraparte metálica, uno medianamente abrasivo, puede desgastar los picos de las asperezas del contracuerpo metálico, reduciendo su rugosidad en un asentamiento relativamente corto y disminuyendo de esta forma la magnitud del desgaste del material compuesto [5,6].


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Otro aspecto a considerar es el relacionado con la orientación de las fibras en los materiales compuestos. Si bien algunos autores han reportado los mejores resultados con fibras con orientación normal respecto a la superficie de deslizamiento, la orientación en forma de red produce la suficiente resistencia a la propagación de grietas subsuperficiales muy comunes en estos materiales, así como la resistencia al desgaste abrasivo [7].

Los resultados obtenidos corroboran las buenas características tribológicas exhibidas por materiales con rellenos de aluminosilicatos desarrollados por el Grupo Tribológico de la Universidad de Oriente para elementos de frenos de equipos ferroviarios [8].

La Figura 5 muestra los resultados de los ensayos para la material con fibras de vidrio bidireccionales R250 (16 %), MAT (16%) y zeolita (66%). Como se puede observar el incremento del por ciento de zeolita y la disminución de las fibras de vidrio provocaron una disminución de la resistencia al desgaste.

Figura 5. Influencia de la carga normal y la velocidad en el desgaste para el material formulado con MAT600 (16%) R250 (16%) y Zeolita (66%).

Finalmente la Figura 6 muestra el efecto que tienen en el desgaste la velocidad y la carga y su interacción para una estimación con un 95 % de confianza en el material compuesto formulado a partir de un 100 % de fibras de henequén.

Como se puede observar de la Tabla 2 y la figura anterior este material presentó la más baja resistencia al desgaste aun cuando se debe significar que a bajas cargas y velocidades manifestó un comportamiento válido para aplicaciones de poco compromiso. Las causas de este comportamiento pueden estar justificadas por la baja resistencia mecánica y la insuficiente resistencia térmica de la fibra.

Figura 6. Superficie de respuesta estimada del desgaste como función de la velocidad y la carga para el material compuesto con 100% de relleno de fibra de henequén.

COEFICIENTE DE FRICCIÓN

Para la influencia de las condiciones de explotación en la magnitud del coeficiente de fricción de las formulaciones con mineral zeolítico y fibras de henequén se realizaron experimentos en la máquina de ensayo block on ring según el procedimiento ASTM G77-98 utilizando para ello muestras de estos materiales con las mismas dimensiones y acabado superficial que las empleadas en los ensayos de desgaste. En este caso los niveles seleccionados fueron Fn = 110-210 N y V=0.1-0.21 m/s.

Las dependencias matemáticas de las condiciones de realización de los experimentos par alas formulaciones con MAT 600 (50%) Zeolita/ (50%) Ec. (5) y 100 % de fibras de henequén Ec. (6) pueden ser descritas según la forma y sus dependencias graficas pueden ser mostradas según las Figuras 7 y 8:


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f = 1,11323 - 3,07905*V - 0,0455*Fn+ 0,180635*V*Fn (5)

f = 0,669662 - 0,489524*V -0,0182333*Fn +

0,0165079*V*Fn (6)

Figura 7.Dependencia del coeficiente de fricción de las condiciones de realización de los ensayos para el material compuesto con 50 % de zeolita.

De la figura se puede observar que los más altos valores del coeficiente de fricción (0.38) se obtienen para los menores valores de carga (110 N) y velocidad (0,105 m/s), en tanto el menor valor del coeficiente de fricción (0.22) es para el mayor nivel de carga (210 N) en combinación con el menor nivel de velocidad (0,105 m/s). Se percibe por tanto una dependencia significativa a la disminución de “f” con el incremento de la carga. En el rango estudiado de velocidades, el aumento de esta última provoca un incremento poco significativo independientemente de los valores de la carga normal aplicada.

En la Figura 8 se muestra el comportamiento del coeficiente de fricción para la formulación con fibras de henequén. De igual forma el material presentó una tendencia a una disminución significativa de la fricción con el incremento de la carga bajo cualquier condición de velocidad de deslizamiento. Al analizar la influencia de esta última se observa una disminución del coeficiente de fricción con el incremento de la velocidad, más significativo en la zona de las bajas cargas normales y que varia poco al incrementar la carga normal. Se puede concluir que el material con fibras de henequén presentó durante los ensayos los mayores valores del coeficiente de fricción y la mayor variación con el incremento de la carga normal (0.43 a 0.26).

Figura.8. Comportamiento del coeficiente de fricción para el material con fibras de henequén.

CONCLUSIONES

1. Sobre la base de investigaciones previas de los autores y los resultados del presente trabajo de investigación se puede concluir que es posible formular materiales compuestos para aplicaciones tribológicas con rellenos de mineral zeolítico garantizando una alta resistencia al desgaste, estableciendo un compromiso entre sus características tribológicas y las propiedades mecánicas que adicionalmente se requieran. Tal proceder permitía abaratar los costos sin detrimento de las propiedades requeridas.

2. La elección de rellenos sustitutos en materiales compuestos para su empleo en uniones tribotécnicas requiere en nuestra opinión de una valoración de la composición química del relleno sustituto y la caracterización tribológica de la formulación propuesta. En aquellos casos en que la resistencia térmica sea un requerimiento adicional consideramos necesario la realización del análisis térmico diferencial del material de relleno y el material compuesto en su integridad.

3. Es importante considerar la influencia que en las propiedades tribológicas tiene la dureza y dispersión del relleno, así como la orientación de las fibras respecto a la dirección del deslizamiento.

4. La formulación de materiales compuestos con rellenos de fibras naturales de henequén es aplicable a aquellos casos de sustitución parcial o de pocos requerimientos dada su insuficiente resistencia al desgaste, térmica y mecánica para regímenes medios o severos de explotación.


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REFERENCIAS

1. Pogosian, A. Material de fricción libre de asbesto. Revista Fricción y Desgaste, t-11, No. 2, 1990, pp. 312-316.

2. Rhee, S.K. Efecto de la fibra de titanato de potasio en el desgaste de forros de freno para automotores. Revista Desgaste, 46,1978, pp.109-126.

3. Sagaro, R.; Rodríguez, A. Sustitución de la fibra de asbestos en materiales poliméricos friccionantes. Revista Tecnología Química, ISSN 0041-8420, V-16, # 3, p40- 47, 1996.

4. Pogosian, A. Investigación y desarrollo de materiales compuestos sin asbestos. Revista Fricción y Desgaste, T- VIII, No.5, 1987, pp. 785-791

5. Sagaro et Al. Influencia del tamaño y la dispersión del relleno en las propiedades tribológicas de materiales compuestos, Revista Tecnología Química, ISSN 0041-8420, V-16, #.3, p 63-68, 1996.

6. Ainbider, S.B. Efecto de la rugosidad del contracuerpo en el desgaste de materiales compuestos base polietileno. Revista

Mecánica de Polímeros. No.3, 1977, pp. 479-485.

7. Bhushan, Bharat. Handbook of Tribology. Materials, Coatings and Surface treatments, ISBN 0-07-005289. McGraw Hill. Inc. 1991.

8. Sagaro et Al. Certificado de patente #.22-238, Material Friccionante ZF-21. CI B61H 7/06. República de Cuba., Septiembre 1989.

9. Sagaro et Al. Certificado de patente #.22-236, Material Friccionante ZF-12. CI B61H 7/06. República de Cuba., Septiembre 1989.

NOMENCLATURA. [t] Límite de Resistencia a la tracción R250 % en peso de Roving 250 MAT 600 % en peso de MAT 600 V Velocidad de deslizamiento Fn Carga normal E Módulo de Elasticidad ak Resiliencia μ Coeficiente de Poisson W Desgaste gravimétrico f Coeficiente de fricción µ Coeficiente de Poisson

ENSAYOS DE DESEMPEÑO PARA LA SELECCIÓN DE ESQUEMAS DE

PINTURA EN LAS ATMÓSFERAS DE LA PAZ Y SANTA CRUZ

Jaime A. Rocha Instituto de Metalurgia y Materiales – Universidad Mayor de San Andrés – La Paz – Bolivia

[email protected]

Javier Velarde Fabrica de Pinturas MONOPOL Ltda. – La Paz – Bolivia

[email protected]

Cecilia I. Elsner CIDEPINT (CIC-CONICET) – UNLP – La Plata – Argentina

Alejandro R. Di Sarli

CIDEPINT (CIC-CONICET) – UNLP – La Plata - Argentina

RESUMEN

A partir de diciembre del año 2000, y durante tres años, ensayos de desempeño de diversos esquemas de pintura fueron realizados en las ciudades de La Paz y Santa Cruz (Bolivia). En paralelo con ellos, los de caracterización de sus respectivas atmósferas permiten afirmar que:

1) ambas poseen un bajo grado de contaminación y, 2) ratificar que existen diferencias medio-ambientales entre las dos ciudades al haberse establecido que el clima es caliente, húmedo y con mayor velocidad de vientos (Santa Cruz), o bien templado y con mayor contenido de contaminantes (La Paz).


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Bajo estas condiciones, diferentes velocidades de corrosión fueron obtenidas con metales desnudos ya que el acero y el cinc se mostraron sensibles al tiempo de humectación y a la temperatura, en tanto que el cobre y el aluminio lo fueron a los contaminantes. Asimismo se demostró que el desempeño de los esquemas de pintura obedece a esas diferencias medio-ambientales y que estas últimas revisten gran importancia al momento de seleccionar un esquema de pintura. Pruebas electroquímicas efectuadas a las probetas con mejor desempeño ratificaron que, en algunos casos, la pérdida de propiedades fue más marcada en Santa Cruz, indicando la importancia de la combinación temperatura-humedad relativa como factores agresivos.

INTRODUCCIÓN

La corrosión es considerada como la causa más importante de falla de los materiales metálicos. De entre sus diversos tipos, la acción que la atmósfera ejerce sobre ellos ocupa un lugar relevante. A menudo, la alternativa más práctica para luchar contra la corrosión es el empleo de recubrimientos protectores que aíslen el metal del medio agresivo imponiendo algún tipo de barrera entre ambos.

Las pinturas constituyen uno de los productos más antiguos hechos por el hombre ya que su existencia data desde las pinturas rupestres de las cavernas prehistóricas. En el caso de los metales pintados su función primaria es proteger al sustrato y, en ciertos casos, proveer un buen aspecto decorativo. Particularmente por la primera de éstas, la resistencia a la degradación por exposición a la intemperie, definida como la durabilidad del material, es un factor muy importante y estrechamente relacionado con las características medio-ambientales.

OBJETIVO

El objetivo del presente trabajo fue investigar el desempeño de diferentes esquemas de pintado aplicados sobre chapa de acero con bajo tenor de carbono y expuestas a las atmósferas de La Paz y Santa Cruz, Bolivia. La evaluación del estado de las probetas al final de los tres años de exposición a la intemperie fue realizada mediante inspección visual y medidas de impedancia electroquímica

DETALLES EXPERIMENTALES Muestras

En base a las recomendaciones de la norma ISO 12944 [1] fueron seleccionados 48 esquemas de pintado para el uso en ambientes de tipo C2 (baja corrosividad), C3 (media corrosividad), C4 (alta corrosividad), C5I (muy alta corrosividad industrial) y C5M (muy alta corrosividad marina).

Por cada esquema fueron fabricadas cinco probetas, considerándose la instalación de dos en La Paz, dos en Santa Cruz y una para ser utilizada como patrón de color y brillo. De las dos probetas por ciudad, una de ellas llevaba incisión vertical para estudios del mecanismo protector del esquema de pintura.

Dentro de las pinturas seleccionadas, se incluyeron resinas del tipo: alquídico (AK), epoxídico (EP), acrílico (AY), poliuretánico (PUR) y epoxibituminoso (ESI). Así mismo, los mecanismos de protección utilizados incluían: inhibición (IN) con fosfato o cromato de cinc, protección catódica (PC) con pinturas ricas en cinc, y barrera (BARR) con recubrimientos con alto espesor.Del total de las muestras expuestas, aquéllas que mostraron mejor desempeño fueron evaluadas mediante medidas de impedancia electroquímica (EIS). Las características de éstas se indican en la Tabla 1.

ESQU. Prep. de Sup., Capas (fondo y acabado), y Mec. de Prot.

Esp. (µm)

C207A SP2 AK AK IN 105 C207B SP10 AK AK IN 110 C307B SP10 EP EP IN 218 C308B SP10 EP PUR IN 202 C309B SP10 AY AY IN 170 C406B SP10 ESI AY CAT,IN 300 C502B SP10 EP PUR IN 318 C504B SP10 ESI AY CAT 290 C506B SP10 EP PUR BARR 305

C5M02B SP10 EP PUR IN 313 C5M06B SP10 EP EP IN 327 Tabla 1. Características de las probetas ensayadas por EIS

Ensayos

Para facilitar el análisis de la información se consideró dividir el estudio en dos partes:


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a) Clasificación de las atmósferas y b) Ensayos de desempeño de esquemas

elegidos en las dos ciudades [2, 3].

a) Clasificación de las atmósferas Para tal efecto, y de acuerdo con las normas ISO 4542-9223 [4, 5], probetas de metales desnudos tales como: Acero de bajo carbono, Aluminio, Zinc y Cobre fueron expuestas al medio ambiente de la ciudad de Santa Cruz. Adicionalmente, sistemas para la captación de SO2 y Cloruros fueron instalados de acuerdo con la norma ISO 9225 [6]; también se recurrió a fuentes locales con el propósito de obtener información necesaria para clasificar el clima y calcular el TDH (Tiempo de Humidificación). Además, y a modo de testigos, fueron instaladas tres probetas de acero con tenor de bajo carbono en la Estación La Paz.

b) Ensayos de Desempeño de Esquemas de Pinturas

El deterioro de los distintos sistemas de protección fue periódicamente evaluado mediante medidas de: 1) Color y brillo (Norma ISO 4628/1); 2); Ampollamiento y corrosión (ISO 4628/2); 3); Fisuración (ISO 4628/2); 4) Exfoliación (ISO 4628/5); 5) Tizado (ISO 4628/6) y Presencia de hongos (ASTM D-3274); y 6) Inspección de la incisión (Manual PATINA G-1,2)

Del total de las probetas expuestas, aquéllas que mostraron mejor desempeño fueron sometidas a ensayos electroquímicos de impedancia. Para ello, fue usada una celda “ad-hoc” de acrílico en la que las chapas pintadas eran el electrodo de trabajo (área geométrica expuesta al electrolito: 15,9cm2); como contra electrodo se usó una malla de Pt-Rh de impedancia despreciable y como electrodo de referencia uno de Ag/AgCl/KCl, sat. El electrolito soporte, una solución 0,025M de NaCl + 0,025M Na2SO4, era volcado en la celda 1h antes de cada medida para permitir la humectación de la película de pintura aplicada sobre el sustrato metálico.

Los espectros de impedancia fueron obtenidos al potencial de corrosión, con una amplitud de señal de 10mV pico a pico y en el rango de frecuencia 5.10-3 Hz f 1.106 Hz usando un FRA Solartron 1255 acoplado a una EI Solartron 1286. Los datos fueron procesados usando el programa desarrollado por Boukamp [7].

RESULTADOS Y DISCUSION

Clasificación de las atmósferas

LA PAZ SANTA CRUZ

Ubicación 16o29' Latitud Sur 68o07' Longitud

Oeste

17o47' Latitud Sur 63o10' Longitud

Oeste Altura (m sobre el nivel del mar)

3658 414

Velocidad preferente de los vientos (km.h-1), (dirección)

4,32, (S.E.) 16,68, (N.O.)

Clasificación de KOPPEN

Cw, templado húmedo con invierno seco

Aw, sabana tropical.

Tabla 2.- Información General sobre las Estaciones de Ensayo [3, 8]

PARÁMETRO LA PAZ SANTA CRUZ

valor Clasifi-cación

valor Clasifi-cación

TDH 0,194 3 0,38 4 Temperatura Anual (oC)

12,20 23,97

Humedad Relativa Anual (%)

50,50 66,6

Precipitación. Total Anual (mm)

531,80 1167,48

Radiación Solar Total (kJ.cm-2)

719,59 544,14

Heliofania (Horas totales de sol por año)

2472,17 2120,80

Depositación de SO2 (mg.m-2.d-1)

2,32 P0 1,20 P0

Depositación de Cl- (mg.m-2.d-1)

6,60 S1 1,93 S0

Tabla 3.- Parámetros medio-ambientales promedio anuales de las Estaciones de Ensayo, incluyendo clasificaciones según la norma ISO 9223 [3, 5, 6, 8, 9]

En base a un breve análisis de la información mostrada en las Tablas 2, 3 y 4 es posible establecer que:

la ciudad de Santa Cruz posee un medio ambiente húmedo y cálido, esperándose una mayor corrosividad que en la ciudad de La Paz.

la atmósfera de la ciudad de La Paz muestra contenidos más elevados de contaminantes que podrían afectar sensiblemente el deterioro de los materiales expuestos a ella. Adicionalmente, la concentración de SO2 no es uniforme en esta ciudad, por tal razón, distintas áreas de La Paz presenten una corrosividad que varía entre C1 y C2.


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Si bien no constituyen ambientes extremos, queda claro que se trata de dos atmósferas bien diferenciadas: un clima caliente, húmedo y con mayor velocidad de vientos (Santa Cruz) y otro templado con mayor contenido de contaminantes (La Paz). Estas diferencias originan velocidades de corrosión dispares para materiales desnudos ya que el acero y el zinc se muestran más sensibles al tiempo de humectación y la temperatura, en tanto que el cobre y aluminio lo son a los contaminantes.

Ensayos de desempeño

Inspección visual

En base a los resultados obtenidos de las evaluaciones es posible analizar el comportamiento de los diferentes esquemas de pinturas y extraer conclusiones muy útiles para la selección, diseño y/o recomendación a terceros. Con ese fin, a continuación se muestra la revisión de resultados determinados en base a las escalas y recomendaciones de las normas y manuales más utilizados para establecer las características o defectos (ASTM D-3274, ISO 4628 y Manuales PATINA) [3 – 5].

METAL LA PAZ SANTA CRUZ

valor Clasif. valor Clasif.

ACERO 1,05-1,72 µm.año-1

C1 - C2 5,580 µm.año-1

C2

ALUMINIO

0,179 g.m-2.año-1 C2 0,081 g.m-

2.año-1 C2

ZINC 0,224 µm.año-1 C2 0,899 µm.año-1

C3

COBRE 0,212 µm.año-1 C2 0,195 µm.año-1

C2

Tabla 4.-Velocidad de corrosión de metales desnudos al primer año de exposición en las estaciones de ensayo, incluyendo la clasificación según norma ISO 9223 [3, 8, 9, 10, 11]

Alteración de Color y Brillo

De acuerdo a las evaluaciones visuales efectuadas durante los tres años, se establecieron las siguientes observaciones:

1. Cuando se observa una degradación del color, la pintura sigue cumpliendo su rol protector. Tanto en Santa Cruz como en La Paz se pudo observar este comportamiento.

2. La alteración de color del recubrimiento es una función del pigmento empleado, el cual es particularmente afectado por la radiación solar UV. Sin embargo, pese a que ésta es un 30% mayor en La Paz, la acción combinada de la radiación, humedad y temperatura (Santa Cruz) resulta mucho más agresiva.

3. Tanto en la ciudad de Santa Cruz como en la de La Paz se produjo también una fuerte degradación de brillo. Particularmente la resina que forma parte de la superficie de películas de pinturas alquídicas y epoxídicas es la que sufre esta alteración debido a la radiación UV.

Ampollamiento – Corrosión

Cumplidos los tres años de exposición, ningún esquema presentó ampollamiento o corrosión debido a que ambas atmósferas son poco corrosivas y los esquemas seleccionados actuaron eficientemente.

Fisuración

Los esquemas que presentaron fuerte fisuración fueron los formulados con resina alquídica y pigmento de aluminio. Sin embargo, la misma pintura aplicada sobre un anticorrosivo por inhibición no se fisuró. Esto se atribuye a que al aplicar el esquema no se respetó el tiempo de secado de la pintura de fondo, por lo cual el disolvente atrapado entre capa y capa se evaporó rompiendo la película y dejando expuesto el metal desnudo (Fotografía 1). Consecuentemente, desde el primer año de exposición pudo observarse una intensa exfoliación y fisuración.

Aparentemente existiría un problema de agudización del efecto debido a la preparación de la superficie ya que en general los esquemas con arenado mostraron mayor fisuración que los con preparación manual. Además, la fotografía muestra que la fisuración fue más notoria y aguda en la ciudad de La Paz (mayor radiación solar) que en Santa Cruz. En ésta, y por el efecto combinado de temperatura, humedad relativa, radiación y principalmente viento, algunos de los esquemas alquídicos mostraron microfisuras a partir del segundo año, Fotografía 2.


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Fotografía 1.- Esquema con pintura alquídica de fondo y terminación, protección por barrera. A la izquierda probeta patrón, arriba a la derecha probeta expuesta en Santa Cruz y abajo a la derecha probeta expuesta en La Paz.

Exfoliación

Este defecto no fue presentado por la superficie de los esquemas sin incisión. Sin embargo, sí lo hizo en los bordes de las incisiones de esquemas que protegen al sustrato por mecanismo de barrera ya sean estos con resina alquídica, epoxídica o poliuretánica.

El único esquema con protección catódica exfoliado fue la de base de silicato inorgánico. Según se desprende de la inspección visual, la forma y ancho de la incisión también influirían en el grado de exfoliación. Por otra parte, parecería que el esquema de protección por barrera no provee mejor adherencia de la pintura al sustrato y sufriría una mayor deformación por efecto de la radiación solar.

Fotografía 2.- Esquema protector por inhibición con pintura de fondo y terminación alquídica.

Tizado

Al igual que la alteración de color y brillo, los mayores grados de tizado se presentaron en la ciudad de Santa Cruz. Los esquemas alquídicos más afectados, incluso hasta un grado 4, fueron los de colores oscuros o plateados. También los epoxídicos presentaron tizado hasta grado 4 en algunos casos pero el peor, tal cual era previsible, fue en la probeta con resina epoxi-coaltar, recubrimiento diseñado para proteger estructuras

o dispositivos enterrados. El mayor tizado estaría asociado a una exposición en ambientes con alta temperatura y humedad, siendo los colores oscuros los más afectados. Adicionalmente, los esquemas que contienen algunos pigmentos específicos para dar coloración aumentarían la susceptibilidad al tizado.

Hongos

El crecimiento de hongos sobre la superficie de las probetas fue observado sólo en Santa Cruz, habiéndose identificado colonias de esporas (Pullurarian Pululans), Fotografía 3.

Parecería no existir una clara preferencia de color para la aparición de los hongos, sin embargo, los casos más agudos se presentaron en el blanco y el amarillo. En cuanto al tipo de resina, si bien todos los esquemas mostraron la existencia de hongos en diferentes grados (de 10 a 6), los que usaron pintura de terminación con resina alquídica exhibieron la mayor concentración de hongos. En principio, las colonias de hongos se establecieron preferentemente sobre superficies claras o que contenían algún componente químico particular (carga o pigmento). En algunos casos, la preferencia se inclinaría hacia la resina.

Fotografía 3.- Esquema con pintura de fondo etil-silicato y acabado acrílica, protección catódica, mostrando hongos en la ciudad de Santa Cruz. Incisión

A los pocos días de su instalación, todos los esquemas presentaron corrosión con tonalidades del naranja al rojo en la incisión. A los tres años de exposición los resultados fueron los siguientes: a) Esquemas con mecanismo de inhibición: en la

ciudad de La Paz, alguno de los esquemas con este mecanismo de protección anticorrosiva presentaron una coloración rojizo-oscura en la zona de la incisión, demostrando que dicho mecanismo no se habría activado completamente a un tiempo corto de exposición. En Santa Cruz, todos los esquemas presentaron ennegrecimiento en la


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incisión y disminución del volumen de productos de corrosión, mostrando la activación del mecanismo. Aparentemente, éste es sensible a la mayor humedad y temperatura, razón por lo que se habría activado mejor en la ciudad de Santa Cruz.

b) Esquemas con mecanismo de protección catódica: en la ciudad de La Paz se activó el mecanismo sólo en parte de las probetas (metal con poco óxido en la incisión y, en algunos casos, residuo blanco en los bordes). En Santa Cruz, la totalidad de las probetas con incisión mostraron coloraciones de naranja a rojo oscuro y pocos residuos de color blanco en los bordes. Estos últimos eran derivados de la oxidación del zinc que, al igual que en La Paz, no alcanzaba a brindar la protección catódica requerida. En trabajos anteriores sobre esta temática se manifestó que la protección es efectiva cuando existe un buen contacto eléctrico entre sustrato y recubrimiento y que se activa por intermedio de la capa líquida que se forma preferencialmente en atmósferas contaminadas.

c) Esquemas con mecanismo de protección por barrera: en ambas ciudades, y salvo en el esquema basado en la pintura epoxi pigmentada con óxido de hierro micáceo que presentó una coloración café, la incisión en las probetas mostró productos de corrosión con tonos del naranja al rojo y, en algunos casos, exfoliación en los bordes.

Erosión Si bien es de esperar que todos los esquemas hubiesen sufrido una degradación causada por la erosión, sólo en la ciudad de Santa Cruz se tuvo la evidencia mostrada en la Fotografía 4. La misma se atribuye a que los fuertes vientos en esta ciudad arrastran partículas de polvo que abrasan la superficie pintada y desgastan rápidamente la capa de terminación.

Fotografía 4.- Esquema C203A (AK-AK, IN), probeta expuesta en Santa Cruz. A los dos años de exposición se observó mayor pérdida de brillo y color y el blanqueo de gran parte de la probeta

debido a la erosión resultante de las altas velocidades de viento.

Medidas de impedancia

Idealmente, todo fenómeno físico puede ser cuantificado usando modelos que permitan calcular una curva teórica de impedancia y compararla con los datos experimentales. Sin embargo, los procesos de degradación de un sistema metal/pintura son demasiado complejos para describirlos mediante razonables aunque hipotéticos modelos; por lo tanto, los datos de la impedancia de tales procesos son ajustados usando circuitos eléctricos equivalentes capaces de representarlos físicamente. Con ese objetivo se ha desarrollado un circuito equivalente general siguiendo el camino de la corriente eléctrica desde el electrolito al metal, Figura 1. Primero, debe ser superada la resistencia del electrolito entre los electrodos de trabajo y referencia (Rs).

Luego, la corriente debe pasar a través de la película de pintura cuya resistencia al flujo iónico (R1) y capacidad dieléctrica (C1) están conectadas en paralelo. En la interface metal/pintura, la reacción de corrosión electroquímica es responsable de la última parte del circuito. En paralelo con la doble capa electroquímica, C2, las reacciones anódicas y catódicas inducen una resistencia a la transferencia de carga R2 debido a la velocidad finita con que ocurren estas reacciones. El modelo general sólo contiene los elementos eléctricos más importantes y puede ser modificado, excluyendo o agregando dichos elementos, hasta que se ajuste a un caso específico.

Figura 1. Modelo de circuito equivalente usado para el ajuste de datos de impedancia.

Estos últimos están relacionados con procesos físicos específicos, el conjunto de los cuales caracteriza el comportamiento del sistema, de su valor o de su evolución en el tiempo. Así, a medida que el tiempo de exposición aumenta, la cantidad de agua, iones y gases (CO2, O2, SO2, etc.) que difunden a través de la película de pintura crece de tal manera que la resistencia iónica de la película (R1), asociada con su capacidad dieléctrica (C1) se torna medible.


21

Posteriormente, cuando las especies que difunden llegan hasta el sustrato metálico, dando lugar a la formación de la doble capa electroquímica (C2), el que puede comenzar a corroerse con una velocidad inversamente proporcional al valor de la resistencia a la transferencia de cargas (R2).

Como puede verse en la Figura 2-a, en algunos casos la resistencia R1 decrece desde una magnitud inicial de 108-109cm2 hasta valores varios órdenes menores (103-104cm2). Esta significativa pérdida del efecto barrera y, por ende, de la capacidad protectora del recubrimiento orgánico fue coincidente con la aparición de manchas de productos de corrosión blancos y luego de color marrón-rojizo. En cambio, la efectiva protección barrera aportada por esquemas con resistencias mayores que 107-108cm2 se atribuyó a la capacidad de ciertas formulaciones ensayadas para resistir el rigor climático al que fueron expuestas por lapsos superiores a los 2 años. Los valores de resistencia están inversamente relacionados con la conductividad y la sección transversal de los caminos conductores entre el metal y el ambiente del que se lo quiere aislar. Por lo tanto, la amplitud de su variación sugiere que el deterioro sufrido por cada esquema de pintado depende fuertemente de las condiciones de exposición. Como éstas incluyen variables tan diversas y aleatorias en el tiempo como temperatura, intensidad y duración de la radiación solar, concentración y agresividad de poluentes, régimen de lluvias y humedad relativa, se infiere también que resulta extremadamente peligroso extrapolar comportamientos de un medio a otro. Con referencia a la capacidad dieléctrica (C1) de los esquemas aplicados, Figura 2-b, los resultados documentan que la modificación de su valor fue, en general, muy pequeña. Debido a que tales cambios son relacionados con los procesos de ad- o desorción de agua, es posible pensar que las diferencias observadas fueron causadas por la también diferente condición climática predominante en las estaciones.

Figura 2-a y b. Parámetros eléctricos

La Figura 3-a muestra la dependencia con el tiempo de exposición de la resistencia a la transferencia de cargas (R2) de los paneles ensayados. En ella se ve que la magnitud de los valores de R2 está íntimamente asociada con los correspondientes a R1 (efecto barrera). En términos generales, cuando R1 > 107-108cm2 no se detectaron signos de corrosión en el metal en tanto que, cuando ésta existió, la resistencia a la transferencia de carga de las probetas instaladas en La Paz eran menores que en las testigos pero mayores que las correspondientes a Santa Cruz. La disminución de R2 denota que el área electroquímicamente activa aumenta debido a que también lo hacen la densidad de poros de la película orgánica y el área de contacto metal/electrolito.

Correspondientemente, los valores de la capacidad de la doble capa eléctrica (C2), Figura 3-b, pueden proveer información acerca de la dimensión del área que se corroe como consecuencia de la pérdida de las propiedades protectoras y/o la delaminación del recubrimiento orgánico. En este sentido, la mayor agresividad de la atmósfera de Santa Cruz hizo que algunos de los paneles exhibieran valores mayores que los de La Paz pero en todos los casos resultaron mucho menores que los correspondientes al metal desnudo (3-20Fcm-2).


22

CONCLUSIONES

El análisis de la totalidad de los resultados obtenidos permite concluir que:

1. Las ciudades de La Paz y Santa Cruz presentan dos ambientes muy diferentes desde el punto de vista climático pero con una ligera diferencia en cuanto al grado de contaminación;

2. Por efecto de estas diferencias el desempeño de los distintos sistemas de protección ensayados presentó características muy particulares en cada caso;

3. Los resultados de la evaluación visual presentaron buen correlato con los obtenidos por vía electroquímica y

4. En los pocos casos en que se detectó un proceso de corrosión incipiente, su desarrollo fue coincidente con un descenso del efecto barrera aportado por el sistemas de protección. Esta situación se dió tanto en las muestras patrón como en aquellas expuestas en Santa Cruz y La Paz.

AGRADECIMIENTOS Los autores agradecen a la Fábrica de Pinturas MONOPOL Ltd. por la provisión de las muestras y a la Universidad Mayor de San Andrés de La Paz – Bolivia y a la Comisión de Investigaciones Científicas de la Provincia de Buenos Aires, al Consejo Nacional de Investigaciones Científicas y Técnicas (CONICET) y a la Universidad Nacional de La Plata – Argentina por el apoyo económico brindado para la ejecución del presente trabajo.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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[7] B.A. Boukamp, “Equivalent Circuits”, Report CT88/265/128, CT89/214/128, University of Twente, The Netherlands, pp. 1-54, 1988/89.

[8] Rocha J., "Informe Final: Estación PATINA para la Evaluación de la Corrosión Atmosférica", Proyecto de Investigación IIMETMAT – UMSA, Abril del 2000, La Paz – Bolivia.

[9] ISO 9223, Corrosion of Metals and Alloys - Corrosivity of Atmospheres. Classification.

[10] ISO 8407, Metals and alloys - Procedures for removal of corrosion products from corrosion test specimens.

[11] ISO 9226, Corrosion of metals and alloys - Corrosivity of atmospheres – Determination of corrosion rate of standard specimens for the evaluation of corrosivity.

Figura 3-a y b. Parámetros electroquímicos

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES – NO.6 – MAYO 2008

OXIDACIÓN A PRESIÓN DE PRECONCENTRADOS SULFUROSOS AURÍFEROS CON SOLUCIÓN BACTERIAL

Ing. Alberto Alejo Terrazas

Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y Materiales Carrera de Ingeniería Metalúrgica y Materiales UMSA. La Paz – Bolivia

RESUMEN

El objetivo del presente trabajo es el liberar oro de la red cristalina de los sulfuros, constituyendo una alternativa técnica de tratamiento de los sulfuros auríferos, además, aprovechando agua ácida con presencia de Fe (III) generada por microorganismos del género thiobacillus, y para catalizar la reacción de oxidación se añade temperatura y presión.

Experimentalmente, se establecen las siguientes condiciones favorables para la oxidación pre-concentrado sulfurosas y son:

Porcentaje sólido menor a :25 % Partículas, iguales o mayores a :200 Mallas Tyler Temperatura :180-200ºC Presión :10 atm.

Los niveles establecidas son favorables para la oxidación de pre-concentrado sulfurosos, el grado de oxidación es superior al mismo proceso de bio-lixiviación, y el tiempo del proceso es sumamente reducido.

El mineral sulfuroso utilizado para el objetivo fue calcopirita mayoritariamente, entonces en el proceso hay la formación de iones, principalmente el ión Cu++ y otros que pueden ser recuperados posteriormente, lo que pueden constituir un agregado más de valor económico, aparte de liberar el oro retenido en la red cristalina de los sulfuros, los mismos son muy susceptibles para su recuperación posterior utilizando técnicas conocidas.

ANTECEDENTES.

En la finalización del siglo XX, y con la llegada de la globalización de la economía mundial, y Bolivia se encuentra al presente en la fase de transición de una minería tradicional a otra moderna.

Los factores que afectan de forma negativa al buen desarrollo de las empresas minero-metalúrgico son varias, pago de aranceles altos en la importación y que siguen operando con tecnologías y procesos obsoletos que derivan en altos costos. El mercado internacional cuenta ya con nuevas tecnologías y procesos hasta el tratamiento de los minerales, con bajos costos de operación. En los años 80 Sherrit Gordon, que es el pionero del proceso de oxidación a presión, desarrolló la técnica para oxidar minerales refractarios y para recuperar elementos como Ni-Cu y metales preciosos.

OBJETIVOS

El objetivo general.

El objetivo general es disolver los sulfuros, consiguientemente se liberara el oro de la red cristalina de los sulfuros, los cuales retienen al oro en forma de solución sólida, posteriormente el oro liberado tiene que ser recuperada por medio de la lixiviación (cianuración) proceso muy conocido.

Objetivos específicos. Establecer la influencia de los parámetros como: tamaño de partículas, porcentaje de sólidos, Temperatura, presión y tiempo, sobre la cinética de lixiviación de Fe y/o S.

Establecer que la solución bacterial es un lixiviante para los sulfuros.

FUNDAMENTO TEÓRICO Termodinámica. La termodinámica de las reacciones de lixiviación se ilustra mejor con el uso de los diagramas Eh-pH, conocidos como los diagramas de Pourbaix. Antes de todo, las especies disueltas deben existir dentro de los dos límites de estabilidad del agua en el cual se pueden distinguir las zonas de estabilidad. (Figura 1)


24

Se puede apreciar la presencia de varios iones disueltos dentro de la estabilidad del agua, en toda su extensión de pH, es de interés las especies presentes en medio ácido, el o los cuales son motivo de estudio para el presente. Así por ejemplo, diagrama termodinámico eh-pH, se puede observar que el ión férrico es un excelente oxidante, que facilita los procesos de lixiviación (que en su mayoría son de oxidación), de la misma gráfica se puede observar que es posible la disolución de varios sulfuros o la formación de azufre que durante el proceso lixiviación a pHs ácidos recubre a los minerales sulfurosos evitando su lixiviación con la consiguiente retardo en la cinética, pero este fenómeno puede ser evitado añadiendo mayor presión y temperatura al proceso de lixiviación.

Figura 1. Diagramas de estabilidad de Fe-S-H2O

a 25 °C

Si la temperatura de reacción está comprendida entre 100 y 160oC, en presencia de ácido sulfúrico y sulfato de hierro (III), se puede formar azufre elemental como producto de la oxidación de la arsenopirita ó pirita9, y calcopirita.

2FeS2 + 7O2 + 2H2O = 2FeSO4 + 2H2SO4 4FeAsS + 7Fe2(SO4)3 + 8H2O = 16 FeSO4 +

2H3AsO4 + 5FeSO4 + 2So

4FeAsS + 5O2 + 4H2SO4 = 4HAsO2 + 4FeSO4 +

2H2O + 4So

FeS2 + Fe(SO4)3 = 3FeSO4 + 2So.

CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 = CuSO4 + FeSO4 + 2So Cu2S + 2Fe2(SO4)3 = 2CuSO4 + FeSO4 + 2So Cu5FeS4 + 6Fe2(SO4)3 = 5CuSO4 + 13FeSO4 + 4So

En el diagrama Pourbaix Fe-H2O a 25 oC, donde el potencial para el par Fe+3/Fe+2 es aproximadamente es 0.8 voltios, entonces todos los minerales sulfurados que exhiben potenciales de media celda menores que el par Fe+3/Fe+2 están favorecidos para reaccionar anódicamente, así por ejemplo desde el punto de vista termodinámico, el ion férrico es importante en la disolución de calcopirita. 10Fe+3 + 10e- = 10Fe+2 Eo = 0.771 v.

PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL

El procedimiento experimental está descrito en el siguiente flujo grama: (Figura 2). La muestra estudiada es pre-concentrado de sulfuros auríferos procedente de la Empresa Minera Nueva Austria.

Análisis químicos: Código muestra

% Cu

% Fe %S Au gr/t

Ag gr/t

S – 1 4,11 38,92 37,51 4.00 40,00 Solución líquida SL. (Solución bacterial) No Código Parámetros Unidad, mg/l

1 SL Fe+2 82,60 2 Fe+3 3268,22 3 Zn+2 269,00 4 Cu+2 294,51 5 Ca+2 214,91 6 Mg+2 154,62 7 Cl- 102,24 8 SO4

= 8527,70

Equipos y material

El equipo utilizado para las pruebas de lixiviación fueron realizados en un autoclave, cuya capacidad es de 2 litros provisto de accesorios como: dos manómetros, uno de escala menor y el principal de escala mayor, una consola de controles de temperatura y agitación. (Foto No 1), provista de una termocupla estandar WAVETEK-METERMAN TM45, rango de – 50 a 1000 ºC.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN

A continuación se presenta los resultados logrados:


25

Figura 2. Diagrama de flujo experimental

Parámetros Variables: 25, 35, 45, 50 y 60 % de sólidos

Parámetros constantes:

Partículas: -65+100 # Temperatura 100 ºC Presión 2 atm.

En la Figura 3 se observa diferentes curvas ajustadas, las cuales corresponden a los diferentes valores de % sólidos, esta mejora se acentúa para menor porcentaje (25% sólidos) lográndose un grado de oxidación de sulfuros en 8,31%.

Efecto de porcentaje de sólidos. Los parámetros de estudio para establecer los niveles adecuados son:

El proceso de lixiviación a presión de sulfuros con ácido sulfúrico fue estudiado por Chou E.C. y R.S. Rickard5 Señala, que al incremento de la relación ácido/mineral, resulta un incremento de la velocidad de extracción, lo que quiere decir que a menor porcentaje de sólido existe una mejor extracción.

Efecto de tamaño de grano, Los parámetros en estudios fueron:

Parámetros Variables:-65+100, -100+150, -150+200, -200+270, -270 #

Foto No 1


25 % sólidos 100 ºC 2 atm.

Figura 3. Efecto de porcentaje de sólido En la Figura 4 se muestran diferentes curvas, los mismos corresponden a diferentes fracciones de tamaños, de los cuales se establece mejor grado de oxidación para tamaños de partículas comprendidas en 270 mallas, porque ofrece mayor área de contacto, por otro lado, las partículas muy finas al señalado, la oxidación no es favorable puesto que las mismas tienden a flotar, entonces, el contacto sólido fluido no es total y consiguientemente disminuye el grado de oxidación. Efecto de la temperatura, manteniendo como parámetros variables y constantes a los siguientes: Parámetros Variables: 100, 120, 150, 180 y

200 °C

R² = 0.9831

R² = 0.9741

R² = 0.9413

R² = 0.8996

R² = 0.8074

-1

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180

% o

xid

aci

ón

tiempo en min.

2535455060Logarítmica (25)Logarítmica (35)


26

Figura 4. Efecto de Tamaño de grano


25 % sólidos 270 # 2 atm.

En la Figura 5, el incremento de la temperatura mejora la oxidación de sulfuros, estableciéndose mejores resultados para rangos de 180 a 200 grados centígrados por debajo de los valores señalados existe formación de azufre, el mismo puede encapsular partículas de oro liberado y este perjudica el proceso.

FeS2 + Fe(SO4)3 = 3FeSO4 + 2So

CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 = CuSO4 + FeSO4 + 2So

FeS2 + Fe(SO4)3 = 3FeSO4 + 2So

CuFeS2 + 2Fe2(SO4)3 = CuSO4 + FeSO4 + 2So Cu2S + 2Fe2(SO4)3 = 2 CuSO4 + FeSO4 + 2So Cu5FeS4 + 6Fe2(SO4)3 = 5CuSO4 + 13FeSO4 + 4So

Efecto de presión, los parámetros variables y constantes son los siguientes:

Parámetros Variables: 2, 4, 6, 8, y 10 atm.


25 % sólidos 200 ºC 270 #

En la Figura 6 se muestra el efecto de la presión, el valor más favorable es para 10 atm, y por debajo a esta presión el grado de oxidación disminuye.

Figura 5. Efecto de la temperatura

La oxidación a presión1 llevada a temperatura entre 170 a 225 ºC y cuyas presiones totales entre 6,6 a 25,2 atm, con las cuales la oxidación sulfuros es mucho mejor, por tanto, la liberación de partícula de oro será mejor, de la misma forma el tiempo de oxidación es reducida.

CONCLUSIONES

El proceso de lixiviación a presión es una opción técnica, para oxidar los sulfuros y liberar partículas de oro que se encuentra dentro de la red cristalina de los sulfuros.

La solución bacterial constituye ser un reactivo lixiviante para los sulfuros. El comportamiento de la oxidación mejora para una relación de sólido/líquido, este valor debe ser menor a 25%, el tamaño de partícula en el estudio se establece en 200 mallas. La presencia de iones como Fe+2 Cu++ y otros es evidente, principalmente el hierro y cobre, este último es el más importante del resto por su valor, el mismo puede ser recuperado favorablemente empleando técnicas conocidas, de la misma forma pueden ser recuperados otros elementos si es que hubiera. Realizar un proceso de cianuración de oro con el material o mineral oxidado. El incremento de la temperatura mejora en la oxidación, además, la solubilidad en función

R2

= 0,9727

R2

= 0,9118

R2

= 0,9103

R2

= 0,8996

R2

= 0,9377

-5

0

5

10

15

20

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180

t i empo en mi n.

100120150180200

R2 = 0,9087

R2 = 0,9653

R2 = 0,9692

R2 = 0,9747

R2 = 0,9807

-5

0

5

10

15

20

25

30

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180

tiempo en min.

% o

xid

ació

n

246810


27

directa de la temperatura, este valor se acentúa en 200 ºC y la presión en 10 atm, con los cuales se logra un gado de oxidación media en 35% aproximadamente.

RECOMENDACIONES

De acuerdo a lo señalado, si la formación de azufre fuera muy significativo, el cual puede ser removida utilizando un proceso combinado con la lixiviación bacterial y generar nuevamente iones Fe (III), y este puede ser utilizado nuevamente en los procesos de lixiviación en autoclave.

Figura 6. Efecto de la presión

BIBLIOGRAFÍA.

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107.) 3. José J. Guerrero Rojas Primer Congreso

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6. Reporte Metalúrgico No.4 7. Curso de Operaciones y Procesos en

Hidrometalurgia. A.N.Q.U.E. 8. CENIM, Revista Metalurgica 9. Metallurgical Extractive, Yanoupouls. 10. Manual de Lixviación ácido “Bacterina”,

JUNAC, Lima 1989.

EFECTO DE LOS RESIDUOS MINEROS EN LA DURABILIDAD DEL CONCRETO, EL CASO DE SOLUCIONES ÁCIDAS SULFURADAS

Ing. Juan Carlos Montenegro Bravo

Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales, IIMETMAT Universidad Mayor de San Andrés, UMSA. La Paz, Bolivia

Institut für Nachhaltige Abfallwirtschaft und Entsorgungstechnik, Montanuniversität Leoben, Austria.

RESUMEN

El estudio abarca el efecto de los residuos de minerales sulfurosos en Bolivia, provenientes de las operaciones minero metalúrgicas, que al entrar en contacto con el agua y oxígeno generan soluciones ácidas sulfuradas. Estas soluciones ácidas provocan, además de otros daños al medio ambiente, contaminación de extensas áreas geográficas y severo deterioro y corrosión en las estructuras de concreto pues al entrar en interacción con los constituyentes del cemento se producen reacciones químicas expansivas y de

sustitución. Estos ambientes son también favorables al desarrollo de sulfobacterias que aceleran la formación de soluciones ácidas, con lo que el problema se agrava más. El trabajo realiza un análisis de las áreas contaminadas y de la formación de etringita y taumasita en muestras de laboratorio, como los principales responsables del deterioro de estructuras de concreto, con probetas de las mismas características del Proyecto Iberoamericano DURACON y de otras composiciones.

R2 = 0 . 9 7 2 7

R2 = 0 . 9 118

R2 = 0 . 9 10 3

R2 = 0 . 8 9 9 6

R2 = 0 . 9 3 7 7

-5

0

5

10

15

20

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180

t iempo en min.

100120150180200


28

Palabras claves: Soluciones ácidas sulfuradas, sulfobacterias, etringita, taumasita.

INTRODUCCIÓN

La actividad minero metalúrgica en Bolivia se ha desarrollado principalmente en torno a la explotación del zinc, plomo, plata, estaño y oro. Como sucede en gran parte del mundo, los residuos industriales de esta actividad han causado y siguen provocando un impacto negativo al medio ambiente, sobre todo en suelos y aguas, pese a los esfuerzos de aplicación de la legislación ambiental [1]. Es muy larga la historia de la explotación minera, durante la cual se ha acumulado y depositado millones de toneladas de estos residuos sólidos y líquidos provocando una altísima contaminación en las áreas industriales y urbanas de los departamentos de Potosí y Oruro.

El estudio se centra en la contaminación del suelo por efluentes líquidos y residuos sólidos, por su efecto directo en la generación de soluciones ácidas sulfuradas que atacan al concreto. Durante las operaciones de explotación minera a cielo abierto o subterránea, la porción de rocas o minerales estériles es depositado en botaderos de desmontes o escombreras, generando grandes acumulaciones a lo largo de la actividad minera.

Desde el punto de vista mineralógico, estos desmontes tienen características peculiares. Cuanto mayor cantidad de minerales sulfurosos estén presentes (pirita, galena, calcopirita, etc,) mayor también será el riesgo medioambiental por su potencialidad de ser generadores de soluciones ácidas (drenaje ácido de roca - DAR).

Por otra parte, las colas son los residuos finos sólidos generados durante el procesamiento hidrometalúrgico de recuperación de los minerales. Las colas forman con el agua empleada en el proceso, una pulpa que contiene entre 30 a 50 % de sólidos que es depositada en presas (diques) de colas o estanques. De los 5 millones de toneladas de residuos sólidos que produce anualmente la minería en Bolivia, sólo el 50% de estos residuos es descargado en diques de colas de construcción satisfactoria, la otra mitad es vertida al suelo, ríos o arroyos [2]. Estos residuos finos tienen elevados contenidos sulfurosos por la naturaleza de los yacimientos existentes en Bolivia, que al entrar en contacto

con el oxígeno del aire y agua se genera un proceso de oxidación de los sulfuros e hidrólisis con la consecuente generación de aguas ácidas sulfatadas, proceso que generalmente es acelerado por la acción bacteriana.

Los principales depósitos metálicos en Bolivia y en los que se realiza una explotación intensiva son yacimientos de minerales sulfurosos y se clasifican [3], respecto a su potencialidad de generación de drenaje ácido de roca (DAR), de potencialidad III (muy alta) y de potencialidad IIB (alta). Esta es una realidad dramáticamente confirmada por el alto grado de contaminación provocada principalmente en las regiones mineras y urbanas de Potosí y Oruro [4, 5].

Las aguas ácidas provenientes del DAR son generadas por las interacciones naturales que se produce entre los residuos sólidos sulfurosos (colas y desmontes) y las aguas superficiales o de lluvia. Durante la formación del DAR, la mayoría de los minerales sulfurosos en los desmontes o en las colas pueden oxidarse juntos y liberar agua ácida de altas concentraciones. Estas aguas ácidas normalmente son neutralizadas con la adición de calcita (CaCO3) a objeto de reducir su peligrosidad. Las aguas ácidas resultantes y colas vertidas, contienen elevadas concentraciones de sulfatos en solución y otros metales, por lo que los suelos y aguas afectadas por su contaminación, sumada a la presencia de actividad de sulfobacterias, son una fuente para una severa corrosión del acero, degradación y destrucción prematura del concreto.

Las estructuras de hormigón afectadas por estas aguas sulfatadas son muros, diques, columnas, edificaciones, canales y tuberías de hormigón, sistemas de alcantarillado y daños a la infraestructura sanitaria y a la red de distribución de agua potable. Este es el caso de algunos sectores de las ciudades de Potosí y Oruro.

DESARROLLO EXPERIMENTAL

Los ensayos se realizaron con las dos mezclas de concreto empleadas en el Proyecto DURACON [6] (a/c 0,65 y a/c 0,45), y una de cemento Portland IP–40 de relación a/c 0,45.

REPORTE METALURGICO Y DE MATERIALES – NO.6 – MAYO 2008

Se emplearon especímenes cilíndricos de concreto de relación a/c 0,65 y 0,45. No se utilizaron probetas de las dimensiones 25 X 25 x 285 mm, recomendadas por el método ASTM C 1012 para la evaluación de la sulfato resistencia por expansión de morteros, pues los ensayos realizados, antes que evaluar la expansión, se orientaron a realizar una inspección visual periódica de las probetas y análisis de microscopía electrónica de los productos generados en el concreto al cabo de 6 meses de exposición.

Los especímenes fueron sumergidos en solución diluida de sulfato de sodio al 5 %, tomando como referencia el Método ASTM C 1012, y en solución de drenaje ácido de roca generado por piritas. El drenaje obtenido corresponde a la composición de una muestra de perforación de suelo correspondiente al denominado Playón Tarapaya de la ciudad de Potosí, área fuertemente contaminada por colas y desmontes de minerales sulfurosos. La ley de sulfuros de fracciones – 48 M (297 µm, serie Tyler) de las muestras de suelo del Playón Tarapaya, alcanza a un promedio de 19,73 % de sulfuros constituidos principalmente por piritas.

En las Figuras 1, 2 y 3 respectivamente, se observa la ubicación geográfica de la zona minera de estudio, parte de los desmontes y la generación de drenaje ácido de roca (DAR).

RESULTADOS

Al cabo de 6 meses de exposición de las probetas en solución de sulfato de sodio al 5 % y en solución de drenaje de suelo contaminado, las observaciones realizadas son las siguientes:

Figura 1. Zona geográfica de los depósitos metálicos sulfurosos

Figura 2. Desmontes 1. Los especímenes de 0,65 a/c en la solución de 5% de sulfato de sodio presentan pequeños agrietamientos y un leve deterioro manifiesto en los bordes de los cilindros (Figuras 4 y 5). Los especimenes de 0,45 a/c no presentan modificaciones apreciables a simple vista ni los concretos de cemento IP-40.

Figura 3. Drenaje ácido de roca provenían de la acumulación desmontes

Figura 4. Fisuras en concreto 0,65

Figura 5. Deterioro en bordes del cilindro.


30

2. Los especímenes de 0,65 a/c en la solución de drenaje ácido presentan una fisuración notable y desprendimiento al menor esfuerzo de algunas de sus partes. Su deterioro es prácticamente completo (Figura 6). Los especimenes de 0,45 a/c presentan un deterioro menor pero también se manifiestan fisuras y desprendimientos (Figura 7). Lo mismo ocurre con el concreto IP–40, aunque en menor medida (Figura 8).

Figura 6. Degradación concreto 0,65 en DAR

Figura 7. Degradación concreto 0,45 en DAR

Figura 8. Degradación concreto IP-40 en DAR

Figura 9. Formación de etringita en poro con generación de microgrietas a partir de tensiones de expansión en concreto 0,65 en sulfato de sodio.

Figura 10. Crecimiento de etringita a lo largo de agrietamiento. Concreto 0,45 en sulfato de sodio.

Figura 11. Crecimiento de etringita en poros. Concreto 0,45 en solución DAR


31

Figura 12. Formación de taumasita en solución DAR

DISCUSIÓN DE RESULTADOS

Los resultados obtenidos en los especimenes de concretos sometidos al ensayo, se explican básicamente por las reacciones entre el aluminato tricálcico C3A presente en el cemento Pórtland y

los sulfatos (SO4 2-) existentes en las soluciones

de ensayo y que se manifestaron físicamente por agrietamientos y degradación de los especímenes (Figuras 4 a 8). Estos resultados están directamente relacionados a la formación de etringita, yeso (productos expansivos) y taumasita, producto sustitutivo que disgrega la pasta de cemento en el concreto.

La existencia de una fuente casi permanente de sulfatos presentes en la solución DAR se explica por la oxidación e hidrólisis de los minerales sulfurosos, principalmente de la pirita.

Ante la presencia de agua y oxígeno, el sulfuro es liberado formando ácido sulfúrico y el hierro, a su vez, se libera inicialmente como Fe+2:

4 FeS2 + 14 O2 + 4 H2O → 4 Fe2+ + 4H2 SO4 + 4SO42-

pirita (1)

En presencia de oxigeno del aire el Fe2+ se oxida a hierro férrico Fe3+:

4 Fe2+ + O2 + 4 H+ → 4 Fe3+ + 2 H2O (2)

El bajo pH y el Fe3+ pueden a su vez actuar y disolver más pirita y puede reaccionar con otros minerales sulfurosos.

En este proceso la acción bacteriana, en especial el género Thiobacillus, presente en la zona de

estudio, también juega un rol muy importante en la producción de hierro férrico y actúan como catalizadores de las reacciones de oxidación e hidrólisis que generan el drenaje ácido, que para el caso in situ, agravan el proceso observado en laboratorio.

La actividad de Thiobacillus ferroxidans sobre la superficie de la pirita se explica en las siguientes reacciones [7, 8]:

FeS2 + 3½ O2 +H2O FeS04 + H2SO4 (3) 2FeSO4 + ½ O2 + H2SO4 Fe(SO4)3 + H2O (4)

FeS2 + 3O2 +2H2O 2H2SO4 + 2S (5)

2S + 3O2 + 2H2O 2H2SO4 (6)

La existencia o generación de ión férrico Fe3+ influye a su vez, de manera indirecta, disolviendo aun más la pirita, de acuerdo a las reacciones siguientes:

MeS + 2Fe3+ + H2 + 202 Me2+ + 2Fe2+ + +S04

2- + 2H+ (Aeróbica) (7)

Fe(S04)3 + FeS2 3FeS04 + 2S2- (Anaeróbica) (8)

Como se ve, la acción de estas bacterias contribuyen a acelerar las reacciones descritas anteriormente y que corresponden a la generación de drenaje ácido.

El ataque por sulfatos con formación de etringita observado, corresponde al típico ESA (ettringite form of sulfate attack) que se caracteriza por contar con la existencia de una fuente externa de sulfatos en solución y por tener como productos de reacción sales expansivas, como son el sulfato de calcio dihidratado (yeso) y la etringita.

El sulfato de sodio reacciona con el Ca(OH)2 formando yeso, el cual a su vez reacciona con el aluminato tricálcico hidratado para dar lugar a la formación de etringita:

Ca(OH)2 +Na

2SO

4.10H

2O CaSO

4.2H

2O + 2Na(OH) + 8H

2O

solución de ensayo yeso expansivo

bacteria

bacteria

bacteria

bacteria

bacteria

bacteria


32

3CaO.A12O

3.12H

2O + 3 (CaSO

4.2H

2O) + 13H

2O

aluminato tricálcico C3A yeso

3CaO.A12O

3.3CaSO

4.31H

2O

etringita expansiva

2(3CaO.A12O

3.12H

2O) + 3(NaSO

4.10H

2O)

aluminato tricálcico C3A soluc. de ensayo

3CaO.A12O

3.3CaSO

4.31H

2O +2Al(OH)

3 + 6NaOH

+ 17H2O

etringita expansiva

Por la cantidad de etringita formada, se produjeron agrietamientos debido a la reacción expansiva de la etringita que no solo ocupó poros o micro fisuras (Figuras 9, 10 y 11), sino que generó fuertes tensiones internas.

El ataque por sulfatos con formación de Taumasita (TSA - Thaumasite form of sulfate attack) se explica debido a que los constituyentes afectados son los silicatos cálcicos hidratados (CHS), principal agente ligante del cemento. Implica la sustitución del CHS por la taumasita, dando como resultado final una estructura sin cohesión alguna y de fácil desprendimiento [9].

Para que pueda ocurrir la formación de taumasita se necesita la disponibilidad de iones sulfatos e iones carbonato. No se observo presencia de taumasita en los ensayos de solución de sulfato de sodio al 5%, pero si en el caso del ensayo con solución DAR, debido a la existencia de carbonato de sodio, neutralizador comúnmente usado en las operaciones mineras (Figura 12).

CaO.SiO2. nH2O +CaSO4.2H2O + CaCO3 + 2H2O

CHS solución DAR

CaSiO3.CaCO3.CaSO4.12H2O taumasita

Una fuente importante de iones carbonato puede encontrarse en el mismo concreto, si en su elaboración se ha empleado agregado calcáreo o calizo. Sin embargo, los concretos empleados en el ensayo fueron elaborados con agregado silíceo,

por lo que la fuente de estos carbonatos se encuentra paradójicamente en el neutralizador empleado como “inhibidor” ambiental, como es la calcita.

Las obras que más riesgo corren de sufrir el ataque TSA son las fundaciones de estructuras de concreto, túneles y tuberías subterráneas. Las condiciones necesarias para este mecanismo de ataque son:

que la fundación de concreto se encuentre en suelos húmedos,

presencia de sulfatos en solución, que exista una fuente de iones carbonato y que la temperatura ambiente sea menor

a 15o C [10].

Todas estas condiciones se cumplen en las zonas de estudio.

Comparado con el ataque ESA con formación de etrigita, el TSA es mucho peor, pues la formación de taumasita se realiza a costa de los silicatos de calcio hidratados CHS, que son los principales constituyentes que brindan resistencia y cohesión al concreto.

CONCLUSIONES

1. Ninguno de los especimenes ensayados ofreció resistencia satisfactoria al ataque del drenaje DAR proveniente de los residuos mineros.

2. Para el caso de la solución de sulfato de sodio se confirma que la resistencia al ataque de sulfatos mejora al emplear en el concreto la menor relación de agua/cemento posible y al utilizar cemento con puzolana.

3. La resistencia al ataque de sulfatos en el concreto está relacionada a la disminución del contenido de C3A e hidróxido de calcio en el cemento por dilución del contenido de clinker en el cemento puzolánico, que pueden inhibir en alguna medida las reacciones de formación de yeso y etringita.

4. Para el caso de suelos contaminados con drenaje ácido de roca, la presencia de puzolana no evita la presencia destructora de la taumasita.

5. En las operaciones de mitigación ambiental de la minería debe emplearse otro neutralizante de las aguas provenientes de DAR, pues el empleo de calcita favorece el ataque de los sulfatos por formación de taumasita.


33

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

[1] Ley de Medio Ambiente. Capítulo XI. La Paz, 1992.

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[3] Knight Piésold Consultores S.A., Ministerio de Desarrollo Económico, Viceministerio de Minería y Metalurgia. “Guía Ambiental de Presas de Colas”. Unidad Sectorial de Medio Ambiente, La Paz, 2001.

[4] Fundación MEDMIN, Proyecto CIPMA. “Valorización de los impactos ambientales de la minería en el área de la ciudad de Potosí“. 2000.

[5] Zambrana, German. “Estudio Piloto de una de la áreas contaminadas del rio Tarapaya-Potosí”. 2002.

[6] DURACON, “Influencia de la Acción del Medio Ambiente en la Durabilidad del Concreto“. C. Andrade/ Coordinadora Internacional Subprograma XV: ‘‘Corrosion/Environment Impact on Materials; O. Troconis de Rincón/ Coordinadora Internacional DURACON; Argentina (M. Barboza, F. Irassar); Bolivia

(J. C. Montenegro); Brasil (M. G. de Lima, P. Helene); Chile (R. Vera, A. M. Carvajal); Colombia (R. M. de Gutiérrez, S. Del Vasto); Costa Rica (E. Saborio); México (A. Torres-Acosta, J. Pérez-Quiroz, M. Martínez-Madrid, P. Castro- Borges, E. I. Moreno); Portugal (M. Salta, A. P. de Melo); Spain (I. Martínez, M. Castellote); Uruguay (G. Rodrıíguez, M. Derrégibus); Venezuela (M. Sánchez, E. A. de Partidas, R. Fernández).

[7] Zagury, G.J., K.S. Narasiah and R.D. Tyagi. “Adaptation of indigenous Iron-oxidizing bacteria for bioleaching of heavy metals in contaminated soils”. Environ.Tech. 15: 517-530. 1994.

[8] Tuovinen, O.H., B.C. Kelly, and S.N. Groudev. “Mixed cultures in biological leaching processes and mineral biotechnology. Mc Graw-Hill. New York. 1991.

[9] Halliwell; Crammond, N.; Baker, A. “The thaumasite form of sulfate attack in limestone-filled cement mortars”. Building Research Establishment. 1996.

[10] Parker, Dave. “Sulphate attack hits M5 bridges”. New Civil Enginner, Abril. 1998.

RECUPERACIÓN DE METALES PRECIOSOS A PARTIR DE RESIDUOS DE JOYERÍA

Ing. Armando Alvarez Q.

Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales. Universidad Mayor de San Andrés

Av. Sta. Rosa No. 100, Villa Fátima. La Paz – Bolivia.

TEL. FAX: 591 2 210402. Email: [email protected]

RESUMEN

Durante la transformación de oro y plata, hasta la obtención de un producto acabado, es inevitable la pérdida de estos metales en granulometría fina (basuras de joyería) que repercute negativamente en la economía, particularmente en el sector de la industria artesanal de la joyería. Por ello, en el presente trabajo se plantea secuencialmente el procedimiento químico para la recuperación de oro y plata a partir de residuos finos de joyería

(limaduras, soluciones de descarte de recubrimientos electrolíticos, etc.) hasta la obtención de un producto final refinado.

INTRODUCCIÓN

En la ciudad de La Paz y El Alto existen alrededor de 130 establecimientos artesanales y semi-mecanizados dedicados a la producción de joyas en oro y plata (1). La manufactura de estos talleres


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alcanza a un promedio de 40 kg./mes en oro y 130 kg./mes en plata.

Durante el proceso de transformación de estos metales preciosos hasta llegar a un producto acabado pasan por una serie de etapas en las que inevitablemente una fracción importante se dispersa (residuos de fusión, pulimentos, etc.) y de éste, una parte considerable se pierde en forma definitiva, especialmente en el rango de tamaños considerados como muy finos.

La dispersión y la consiguiente perdida de valores en el sector de la joyería artesanal y pequeña industria, por las reducidas precauciones que se toman durante la fase de preparación y elaboración del producto, en concordancia con el trabajo manual o escasa mecanización, repercute negativamente en el aspecto económico de este sector.

Precisamente con la finalidad de reducir estas perdidas, por cierto inevitables, es que mediante el presente trabajo se pretende mostrar secuencialmente una técnica, si bien tradicional, poco difundida para la recuperación de oro a partir de residuos de la industria del sector que analizamos, que en el futuro permita estandarizar estas perdidas a un nivel económicamente aceptable.

RESIDUOS DE JOYERÍA

Merma

En la orfebrería y en la industria de la joyería, la dispersión conocida en nuestro medio como “merma”, se presenta en forma gaseosa (volatilización de componentes de aleación), liquida (galvanostegia, refinación química, etc.) y sólida, esta ultima, la más importante de todas, está relacionada con la dispersión en las etapas de fusión (escoria de crisoles), deformación (laminación, trefilación, etc.) ensamblaje (armado, soldado, etc.) y acabado (pulido mecánico, buming, etc.).

Se conoce como merma bruta a la perdida de peso en oro en el proceso de transformación, desde el inicio con la materia prima hasta la obtención del producto acabado como joyas, sin considerar la cantidad susceptible de su recuperación posterior. En la industria artesanal esta perdida representa alrededor del 10 %.

La merma neta esta relacionada con la cantidad de metal precioso que se pierde definitivamente después de ser sometido a la recuperación parcial del metal dispersado en la operación global de la transformación de oro. En el sector artesanal esta pérdida oscila entre el 5 – 6 %, y se debe a la escasa o ninguna precaución que se toma durante el proceso de fabricación de joyas, especialmente en el resguardo de las partículas finas.

TÉCNICAS DE RECUPERACIÓN

Los métodos de recuperación de oro a partir de desechos de joyería están estrechamente ligados a las características de cada tipo de residuo (2), por ello durante el proceso de fabricación, es necesario efectuar una estricta clasificación de estos residuos en función del conocimiento de las características de la materia prima, tipos de aleación (liga), técnicas de fabricación, métodos de recuperación y otros factores inherentes al proceso.

En función del tipo de residuo, las técnicas de recuperación se pueden clasificar en tres grandes grupos que son:

1. Fusión directa y refinación del material grueso dispersado

2. Lixiviación del material fino mediante el proceso de agua regia

3. Tratamiento de residuos líquidos

En la industria de la joyería, la mayor cantidad de residuos se presenta en forma de recortes de planchas, limaduras, chatarras de alambre, desparrame en crisoles (escorias), etc. Estos tienen, por lo general, granulometría susceptible de ser sometidos a procesos de concentración y posterior fusión directa y refinación para su reelaboración. Los residuos de este tipo son los más comunes en los talleres de joyería y su recuperación es completamente simple y frecuentemente se practica en forma diaria.

En una proporción menor el oro se presenta en las limaduras finas, papeles lija, trapos, barridos de taller, polvos de limpieza de herramientas, ropa de trabajo, etc. El material de este grupo comúnmente es esponjoso y combustible con una gran proporción de impurezas como partículas de hierro y acero, compuestos químicos para pulir (óxido de hierro, dióxido de silicio, etc.) plásticos y otros, donde el oro es imperceptible a simple


35

vista. Por estas particularidades su recuperación por vía directa se hace más dificultosa, siendo una alternativa la aplicación de la lixiviación con agua regia. La recuperación de oro en este grupo se realiza en periodos de tiempo más largos.

Mucho menos frecuentes son los residuos líquidos que resultan de operaciones de abrillantado superficial (buming), galvanostegia, refinación química y electrolítica y residuos de análisis químico. El tratamiento de este grupo es también complejo y periódico.

Recuperación de oro con agua regia La disolución de oro con agua regia es una técnica que se conoce desde hace muchos años atrás, este proceso fue ampliamente estudiado y fundamentalmente aplicado a la refinación química del oro, en particular de los bullones con alto contenidos del metal amarillo y bajas proporciones en plata (3,4).

Este procedimiento también puede ser aplicado para la recuperación de oro imperceptible a la vista (oro fino) a partir de basuras de joyería en sus diversas leyes (10, 14, 18 y 20 quilates). Para este trabajo se deben considerar varias precauciones en su clasificación y a partir de ello, previo a la disolución con agua regia, someter a una adecuada preparación de la basura esponjosa.

La etapa de preparación comprende a la calcinación de los residuos, donde el volumen se reduce hasta aproximadamente un 10 % del original y el peso oscila entre el 60 – 70 % respecto al total, y a la operación de separación de los residuos de hierro y acero (dientes de sierra, polvillo de limas, etc.) por separación magnética con un imán.

Cuando el residuo (oro de 10 y 14 quilates) tiene un alto contenido en plata, la disolución se dificulta por la formación de capas de cloruro de plata sobre la superficie metálica de oro, por lo que es frecuente proceder a la fusión con cobre o plata adicional de calidad garantizada hasta obtener un material con contenido de oro entre 250 a 285 milésimas (proceso de encuartación).

Disolución de oro El agua regia es una mezcla de una parte de ácido nítrico y cuatro partes de ácido clorhídrico

(5). En esta proporción la reacción es:

3HC1 + HNO3 = 2H2O + C12 + NOC1 La disolución de oro se produce por la acción del agente oxidante formado NOCl. Au + 3NOC1 + HC1 = HAuC14 + 3NO Como el óxido nítrico es un gas inestable e incoloro, rápidamente se combina con el oxígeno de la atmósfera dando lugar a vapores de dióxido de nitrógeno de color pardo y rojizo. Bajo estas condiciones la reacción global es: 3HNO3 + 4HCl + Au = HAuCl4 + 3H2O + 3NO2 Los trozos de oro grueso se disuelven con bastante facilidad en agua regia. En el caso de que el metal precioso se encuentre finamente dividido en el interior de la basura calcinada cuyo análisis oscila entre 1 – 3 % Au, éste, al principio se calienta moderadamente en agua regia en un recipiente de vidrio Pyrex, temperatura que se va incrementando gradualmente hasta aproximadamente 85oC, teniendo el cuidado de realizar esta operación en el interior de una campana con buen tiro de chimenea para la expulsión de los gases tóxicos.

Para garantizar una completa disolución de oro, se añade agua regia adicional, repitiendo esta operación por lo menos cuatro veces a intervalos de tiempo establecidos previamente, tomando en cuenta de que exista un pequeño exceso de solución lixiviante a fin de no dejar ninguna partícula no disuelta de oro.

Una vez finalizada esta etapa el material se filtra en papel filtro cualitativo instalado en un embudo de vidrio. Para no dejar residuos de oro disuelto sobre el papel (coloración amarillenta), se debe realizar el lavado, primeramente con solución de ácido clorhídrico diluido ligeramente calentado y luego con agua caliente. La solución filtrada puede presentar un color verde esmeralda, azul pastel o sencillamente amarillo miel, colores que tienen relación con la presencia de iones oro, cobre o plata disueltos.

Precipitación de oro Después de que el metal ha sido disuelto, a fin de no tener dificultades en el proceso de precipitación, es necesaria la liberación de cualquier exceso de ácido nítrico, que se consigue hirviendo con exceso de ácido clorhídrico (5).


36

Una modalidad para obviar esta etapa de eliminación de exceso de ácido nítrico es la adición de urea que destruye el exceso de HNO3 y eleva el pH de la solución a alrededor de pH 4. La reacción es:

6HNO3 + 5CO(NH2)2 = 8N2 + 5CO2 + 13H2O La recuperación de oro es realizada por la reducción química selectiva del cloruro áurico a metal. En este procedimiento se pueden utilizar muchos agentes reductores (donantes de electrones) como el sulfato ferroso (FeSO4), ácido oxálico (C2H2O4), anhídrido sulfuroso (SO2), sulfato de sodio (NaSO4), bisulfito de sodio (NaHSO3) y otros. En el empleo de cada una de estas sustancias se deben seguir procedimientos específicos, algunos son gaseosos, otros requieren de la aplicación de calor y uno que otro representa un peligro para la salud humana por ser cancerígeno.

Uno de los métodos más sencillos para la precipitación de oro a partir de la disolución con agua regia es por adición de bisulfito de sodio. La reacción global es:

2HAuCl4 + 3NaHSO3 + 3H2O = 2Au + 8HCl + 3NaHSO4

En esta operación el bisulfito de sodio se agrega muy lentamente hasta que la coloración amarillenta de la solución baya bajando de tonalidad hasta dar un color cristalino blanco, lo que implica que el oro del cloruro áurico se reduce gradualmente a oro metálico. Si bien estequiométricamente se requiere 0.79 gramos de bisulfito de sodio para precipitar un gramo de oro, en la práctica, para garantizar esta operación, la relación requerida es de 1:1.Si se nota un fuerte olor a SO2, significa que existe demasía del reactivo reductor utilizado que puede ser beneficioso para neutralizar el pequeño exceso de agua regia en la etapa de disolución; sin embargo la adición de cantidades excesivas de bisulfito de sodio puede no originar la precipitación de oro.

Para una efectiva precipitación es conveniente dejar la solución de cloruro áurico con el agente reductor por periodos de tiempos mayores a 8 horas, tiempo en el cual, el oro metálico precipitado (color café marrón), cae al fondo del recipiente. Luego se procede con el filtrado de la solución en papel filtro cualitativo, seguido de lavado con ácido clorhídrico y finalmente enjuagado con agua destilada moderadamente calentada para terminar la destilación.

El papel filtro se pliega sobre el oro con adición de carbonato de sodio como fundente y la mezcla se acomoda sobre el crisol con una proporción adecuada de bórax y nitrato de sodio para finalmente proceder con la fusión en un horno de fosa a gas o a soplete.

Por este procedimiento (figura 1) se recupera alrededor del 97 % de oro respecto al contenido en la alimentación, cuya ley es de aproximadamente 99, 50 % Au (oro refinado), al cual se añade cobre o plata de alta pureza (electrolíticos) para la obtención de la aleación requerida (diversos quilates de oro) en la fabricación de joyas.

RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE RESIDUOS LÍQUIDOS

Las soluciones empobrecidas de procesos de recubrimientos electrolíticos con oro (galvanostegia), abrillantado por corrosión superficial (lixiviación) que en nuestro medio se conoce como buming, etc. generalmente contienen oro en cantidades apreciables (0,2 a 0,5 g Au/l.).

Cuando la solución se presenta en grandes volúmenes (solución de buming), la recuperación de oro a partir de estos residuos se puede realizar por decantación de la solución seguida de un proceso de electrólisis.

La solución agotada se hace recircular por resinas de intercambio iónico con afinidad para el oro, y luego se desechan, previa neutralización de iones cianuro con hipoclorito de sodio (2).

Esta operación es compleja y no siempre está al alcance de los talleres artesanales. Una alternativa es someter estas soluciones a la evaporación total del líquido para obtener residuos sólidos, cuyo contenido de metal precioso se recupera por disolución con agua regia en forma similar al descrito en el acápite anterior (Figura 1).

La evaporación debe también realizarse en una campana extractora de gases.

Recuperación de plata En la industria de la joyería, la plata se utiliza tanto para la fabricación de joyas como para


37

obtener aleaciones maleables y de gran resistencia mecánica y así producir oro de diferentes quilates, que en su elaboración genera dispersión. Cuando se realiza la recuperación de oro vía disolución con agua regia a partir de residuos de joyería, la plata reacciona con el ión cloruro para formar un cloruro de plata bastante insoluble que permanece en los filtros cuando la solución de cloruro de oro se filtra.

Estos filtros y los desechos sólidos de la joyería en plata, económicamente recuperables, se acumulan para ser quemadas y fundidas posteriormente con adición de carbonato de sodio en cantidades estequiométricas (aproximadamente dos partes de cloruro por una parte de carbonato), adicionalmente se agrega una porción de cloruro de sodio y bórax, para reducir el cloruro de plata a plata metálica. La reacción es:

2AgCl + Na2CO3 = 2Ag + 2NaCl + CO2 + ½O2

Bajo estas condiciones el producto metálico obtenido (bullón) mayoritariamente está compuesto por plata, con alguna proporción de metales base y una pequeña cantidad de oro. Para obtener plata metálica de alta pureza, a veces es necesario fundir nuevamente con la adición de nitrato de potasio a fin de eliminar los metales base reducidos y otras impurezas. Cuando se utiliza carbonato de sodio, las reacciones de descomposición generan gases.

Un método para la separación de la plata, del oro, sobre todo en el sector de la joyería, es el uso del ácido nítrico diluido (una parte de HNO3 y tres partes de H2O) moderadamente caliente para provocar la disolución de la plata, además de los metales base. Las reacciones de disolución son

(6): Ag + 2HNO3 = Ag+ + NO3

- + H2O + NO2

Cu + 4HNO3 = Cu++ + 2 NO3- + 2H2O + 2NO2

El oro es insoluble en ácido nítrico, permaneciendo en forma de lodo, que luego es recuperado mediante agua regia.

La solución de nitrato de plata se filtra a fin de separar las impurezas sólidas. A la solución residual se añade cobre electrolítico para la precipitación de la plata, que luego se ser filtrada se funde con la respectiva adición de fundentes (Figura 2).

Figura 1. Diagrama de flujo para la recuperación de oro a partir de residuos de joyería

Otro método de reducción consiste en añadir a la solución de nitrato de plata, previamente diluida en agua destilada en una proporción de 1:1, cloruro de sodio (sal común) para obtener un cloruro de plata insoluble (precipitado blanco). La reacción que ocurre es: Ag NO3 + NaCl = NaNO3 + AgCl

La recuperación de la plata a partir del cloruro de plata se realiza con adición de aluminio, hierro, cobre o zinc en forma de virutas o en polvo. Un procedimiento simple y desde todo punto de vista confiable consiste en agregar soda cáustica en escamas. Como esta reacción es exotérmica, el calor que se genera en la misma, origina una aceleración en la próxima reacción química, cuando se añade gradualmente dextrosa (azúcar). Las reacciones son:

2NaOH + 2AgCl = Ag2O + 2NaCl + H2O Ag2O + RCHO + NaOH = 2Ag + RCOONa + H2O En este procedimiento, el cloruro de plata se reduce a plata metálica en un tiempo muy corto, no se requiere de controles químicos cuidadosos y se puede aplicar para la recuperación rápida de

3AuCl2CuCl

3AuCl


38

un subproducto pequeño. La plata metálica obtenida es de alta pureza (99,80 %).

Figura 2. Diagrama de flujo para la recuperación de plata a partir de basuras de joyería

RECUPERACIÓN DEL PLATINO

En una cantidad significativamente menor se preparan diferentes aleaciones del platino y eventualmente de paladio, tanto para la elaboración de joyas que se conocen, en el sector, como oro blanco base platino (20 % Pt, 60 % Au y 20 % Ag), como los destinados a la soldadura. Si se tiene la seguridad de que en los residuos de joyería existe platino y paladio en cantidades económicamente recuperables, entonces el procedimiento consiste en separar primeramente la plata con ácido nítrico algo caliente. Luego de la filtración y lavado, la parte sólida que ha quedado en el filtro se somete a la acción de tres partes de agua regia y una parte de agua destilada en frío, repitiéndose esta operación con agua regia pura calentada moderadamente para la disolución del oro. Si se observa que el líquido toma un color anaranjado, se separa inmediatamente del calor, ya que entonces se disolvería el platino.

Una vez filtrada la solución con contenido de cloruro áurico, el residuo es nuevamente atacado con agua regia pura, en caliente, para disolver el platino y el paladio. Esta última solución se hace evaporar todo lo posible para separar el ácido nítrico y la mayor parte del ácido clorhídrico en exceso.

El residuo se diluye en agua destilada, se alcaliniza fuertemente con soda cáustica y se calienta a ebullición, de modo que la reacción alcalina va desapareciendo poco a poco, formándose hipoclorito sódico. Este se descompone por adición de alcohol, se acidula con ácido clorhídrico y el líquido turbio y pardo que resulta se filtra, volviéndose de un color rojizo.

La precipitación de la totalidad del platino se realiza con la adición de cloruro de amonio en la forma de cloro platinato amónico, (NH4)2PtCl6 que luego se descompone térmicamente para dar esponja de platino (Figura 3).

Figura 3 Diagrama de flujo para la recuperación de platino a partir de basuras de joyería


39

La precipitación del paladio se efectúa añadiendo solución de hidróxido de amonio para llevar la solución a pH 6 y precipitar los metales base, luego de la filtración se adiciona ácido clorhídrico para formar la sal Pd(NH3)2Cl2 que también se somete a la acción del fuego para obtener la esponja de paladio. Sin embargo, en la separación en la separación de platino, del oro y la plata se pueden utilizar otros procedimientos en función de su contenido de oro, plata y del mismo platino (5).

BIBLIOGRAFÍA

1. Alvarez Q. A., Proyecto de Factibilidad Para la Instalación de un Taller Semimecanizado de Joyería en Oro, Federación de Cooperativas Mineras de La Paz, 1996.

2. Mendoza J. M., Dispersión y Recuperación de Metales Preciosos en la Joyería, Geología – Minería y Metalurgia del Oro, Centro de Estudios y Promociones de la Tierra, 1983, Lima – Perú.

3. Vargas G. J., Metalurgia del Oro y la Plata, Segunda Edición, 1995, Lima – Perú.

4. Misari Ch. F., Metalurgia del Oro. Vol II, Centro de Estudios y Promociones de la Tierra, 1994, Lima – Perú.

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6. Loewen, R., Small Scale Refining of Jewellers Wastes, Symposium Precious Metals 1989, Las Vegas – EE.UU.

RECUPERACIÓN DE ANTIMONITA A PARTIR DE DESMONTES - PASIVOS AMBIENTALES DE LA EMPRESA MINERA LA CODICIADA

Ing. Eduardo Solís Ruiz

[email protected] [email protected]

Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y Materiales Carrera de Ingeniería Metalúrgica y Materiales UMSA

Ing. Policarpio Pucho Bautista [email protected]

RESUMEN

Los minerales extraídos de interior mina ofrecen una rentabilidad acorde con los costos de extracción y la ley de cabeza del mineral a recuperar.

La recuperación de antimonita a partir de Desmontes – Pasivos Ambientales ubicados en el Límite del cantón Morococala provincia Pantaleón Dalence del Departamento de Oruro, y el cantón Challviri de la provincia Alonzo de Ibáñez del Departamento de Potosí, requiere un tratamiento metalúrgico cuyos costos de extracción ya fueron realizados.

Las leyes de cabeza de los Desmontes, de las zonas trabajadas varían entre 0.5 - 4.63 % Sb entre sulfuros y óxidos cuyo volumen asciende a 21 924.73 m3, cubriendo un área aproximada de cinco hectáreas.

La preconcentración en jigs, mesas y la flotación directa reportan buenos índices de calidad en los productos así como recuperaciones finales del orden del 70%. Los productos finales de comercialización alcanzan los 64.13 % Antimonio (Sb).

Las colas finales contienen entre 0.86 – 0.89 % Sb, los óxidos promedian los 2.97% Sb. La flotabilidad de la antimonita de los Desmontes – Pasivos Ambientales se encuentra a pH 6.48.


40

Los estudios de difracción, fluorescencia de Rayos X y mineragráficos nos indican la presencia de óxidos de antimonio, que se van formando por la alteración parcial de los sulfuros en óxidos. 1 INTRODUCCIÓN

Al igual que en la mayoría de los metales, el precio del antimonio experimentó en 1994 una fuerte recuperación, con un 137.7 % de incremento respecto al año anterior, y una tendencia a subir, con una cotización media en diciembre de 1994 de 660.94 $us/TMF.

Los precios del Antimonio (ver figura 1), se vienen incrementando a partir del 2001 a la fecha la cotización es de 5 862.00$us/TMF

2 IDENTIFICACIÓN DE LOS DESMONTES

El tiempo de exposición al medio ambiente de estos Desmontes – Pasivos Ambientales son aproximadamente de 50 años.

De acuerdo a los datos “in situ” de los volúmenes existentes de los Desmontes – Pasivos Ambientales de la Empresa Minera la Codiciada estos suman un total aproximado de 30 000.0 toneladas, con leyes que varían entre los 0.5 a 4 % Estos valores de antimonio muestran la gran importancia económica que tienen el procesarlos de manera eficiente.

En nuestro país existen desmontes de antimonita con contenidos muy significativos de antimonio, para ser estudiados

Figura 1. Curva de Cotización de Antimonio Por tanto, La Empresa Minera La Codiciada posee enormes recursos minerales en sus Desmontes antiguos, y para que estos pasen a ser colas, es necesario en primer lugar desarrollar

la tecnología apropiada que permita la recuperación de concentrados de Antimonita, de la manera más eficiente.

De ahí, que los aspectos mencionados han constituido el interés principal para elaborar en el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales, un proyecto de recuperación de minerales a partir de Desmontes - Pasivos Ambientales, con la finalidad de encontrar soluciones técnicas a los problemas que plantea la recuperación de los valores de antimonio contenidos en los diferentes Desmontes – Pasivos Ambientales de la empresa minera La Codiciada y diseñar un flujograma de tratamiento apropiado para su recuperación, en base a los cuales se estudie la factibilidad técnica-económica de explotación de dichos recursos minerales, constituyéndose el presente trabajo en un aporte para la remediación Medio Ambiental en este sector.

3. DESARROLLO DEL PROCESO METALÚRGICO

Para cumplir con esta finalidad, se han diseñado dos flujogramas de experimentación (Figuras 1 y 2).

5

10

15

20

25

30

1980 1982 1984 1986 1988 1990 1992 1994 1996 1998 2000 2002 2004 2006

$US

/U.L

.F.

Años

Cotizacione del Antimonio

Mineral de Sb2S3

(Desmontes)

trituración # 8

Cuarteo

Ley de CabezaPeso Especifico

Microscopia Grado de liberación Rayos X

Pruebas Metalurgicas

Análisis Granulometrico

Testigo

Clasificación #20

-8 +20 # -20 #

Jigs Triplex Clasificación

PK1 PK2 PK3 Cama Cola

Molienda -65 #

Acondicionamiento

Flotación

Espumas N. Float

Flot 3 L

Espumas a 3 limpiezas

NF - 3 L

Filtrado

Secado

Comercialización

-100 #-20+100 #

Mesa Mesa

2K 2K2KS 2KS2C 2C

Cola Final (Relaves)

Recuperación de H2O

H2O ( Retorno al circuito)

Colas finales

Retratamiento de colas en Mesas


41

4. CARACTERIZACIÓN DE LOS DESMONTES

4.1 Análisis por Fluorescencia de Rayos X

Figura 2. Flujograma de Recuperación de Antimonita con Preconcentración en Jigs, Mesas y Flotación de los Productos El espectro anterior muestra la presencia de fe, Zn, Pb, As y otros elementos, en el mineral de desmontes, información que posteriormente deberá ser cuantificada para fines de limpieza o recuperación.

Mineral de Sb2S3

(Desmontes)

trituración # 8

Cuarteo

Ley de CabezaPeso Especifico

Microscopia Grado deliberación Rayos X

PruebasMetalurgicas

AnálisisGranulometrico

Testigo

Molienda -65 #

Acondicionamiento

Espumas

Flot 3 L

Espumas NF - 3 L

Filtrado

Secado

Flotación

N. Float

Colas finales

Clasificación 100 #

-100 #, >3%Sb

-100 #, <3%Sb

+100 #,>3%Sb

Mesa MesaMesa

2K 2K2C 2C 2K 2KS 2C

+100 #, <3%Sb

Mesa

2K 2KS 2C

Mineral óxidadoconcentrado

Colas conmayor % Sb

Colas conmenor % Sb

Figura 3. Flujograma de Recuperación de Antimonita por Flotación y Tratamiento de Colas

5. ELEMENTOS DETECTADOS CON ESTIMACIÓN DE CONTENIDO

MAYORITARIOS (>2%) Sb, Si, K, Al, Fe. MINORITARIOS (0.1~ 2%) Pb, As, Ti. TRAZAS (<0.1%) Zr, Sr, Zn, Cu, P, Ca, W, Mg. NOTA.- El elemento Cr registrado corresponde a radiaciones del Tubo de rayos X, por lo que no es posible diferenciar la presencia en la muestra.

5.1 Análisis Químico

% Sb 4.63 %

% Qz Abundante

Au 9 g/t (por confirmar)

% Pb y % As Menor al 2 %

% FeS2 Mayor al 2%

5.2 Estudio Microscópico

Las muestras de cabeza de los desmontes presentes en diferentes tamaños, fueron observadas en un microscopio estereoscópico (IIMETMAT), donde se tomaron las Fotomicrografias 1 y 2.

FOTOMICROGRAFIA 1 (Aumento: 20 X)

El grano de antimonita (At) se encuentra recubierto con estibiconita (Oc), mostrando partes de (At), que se puede apreciar por la rotura del (Oc).

FOTOMICROGRAFIA 2 (Aumento: 20 X)


42

Se observa libre el ocre de antimonita (Oc) después de realizada la conminución de la partícula de (Oc) y (At), se observa partículas mixtas junto a (At).

6. ANÁLISIS MINERAGRÁFICO (IGEMA) 6.1 Grado de Liberación de la Estibina

Realizado el conteo entre partículas de estibina libre y asociada se obtiene la siguiente relación:

Mineral % Estibina Libre 75 % Estibina + Cuarzo 22 %

Estibina + óxidos de Sb 3 %

6.2 Grado de Liberación del Óxido de

Antimonio

Mineral % Oxido de Antimonio libre 98.00 % Oxido de Sb + estibina 1.00 % Oxido de Antimonio + cuarzo 1.00 %

Del estudio mineragrafico realizado en el IGEMA se reportan las fotomicrografias 3 y 4.

FOTOMICROGRAFIA 3

Partícula mixta entre estibina (Stb) y óxido de antimonio (Ox-Sb).

FOTOMICROGRAFIA 4 Posibles partículas de óxidos de antimonio (Ox-Sb) y estibina libre (Stb). Aumento 100 X.

Otros minerales que forman parte de la ganga corresponden a óxidos de hierro, pirita y escasa baritina.

7. RESULTADOS

7.1 Recuperación de Antimonita preconcentrada en Jigs y Mesas

Tabla 1. Balance Metalúrgico de la Preconcentración en Jigs

Producto %

Peso % Sb

% R

PK-1 9.68 2.98 17.38 PK-2 10.45 3.92 24.68 PK-3 9.82 2.21 13.07 Cama -1 4.53 1.44 3.93 Cama -2 22.95 1.05 14.52 Cola -3 42.57 1.03 26.42 Cabeza Calc.

100.00 1.66 100.00

Cabeza Ens. 1.53

- El % peso total de los preconcentrados (PK1, PK2 y PK3) es de 29.95%

- La ley promedio de los PKs, es de 3.03 % Sb aproximadamente.

- La recuperación promedio de los PKs es de 55.13 %.

- Las colas representan el 26.42 % con una ley del 1.05 %Sb.

7.1.1 Preconcentración en Mesas Fracción menos 20 mallas

Esta fracción para ser tratada previamente es clasificada a 100 mallas, obteniéndose dos fracciones, la -20 +100 mallas y la -100 mallas, para luego ser tratadas separadamente.

7.1.2 Fracción menos 20 mallas, mas 100 mallas

La recuperación de antimonita de esta fracción se la realiza en mesas oscilantes de concentración gravimétrica cuyo balance metalúrgico se muestra a continuación.


43

Tabla 2 Balance Metalúrgico de Mesas, Fracción -20 +100 mallas

Producto % Peso % Sb

% R

2K 4.59 20.14 39.45 2KS 90.41 1.46 56.33 Cola 2 5.00 1.98 4.22 Cab. Cal. 100 2.43 100 Cab. Ens. 2.58

- El % peso del preconcentrado de mesa 2K, representa el 4.59%, y tiene una ley del 20.14 %Sb.

- La recuperación del producto 2K, es del 39.45 %.

7.1.3 Fracción menos 100 mallas

Esta fracción es procesada en mesas para recuperar la antimonita fina presente en el mineral, cuyo balance se muestra en la Tabla 3.

Tabla 3 Balance Metalúrgico en Mesas de la Fracción – 100 mallas

Producto %

Peso % Sb % R

2 K-1 1.08 9.97 3.48

2 K-2 1.54 31.46 15.68

2 KS-1 24.85 2.38 19.14

2 KS-2 13.23 1.68 7.19

Cola 2 59.30 2.84 54.50

Cab. Cal. 100 3.09 100

Cab. Ens. 3.02

7.1.4 Flotación de los Preconcentrados de Jigs y Mesas

Tabla 4 Balance Metalúrgico de Flotación con Pb (NO3)2

Producto %

Peso % Sb % R

Espumas – 2L

2.90 52.36 43.54

NF – 2L 1.02 10.85 3.17 NF – 1L 3.78 16.94 18.36 Non Float 92.30 1.32 34.93 Cab. Cal. 100 3.48 100 Cab. Ens. 2.40

- El por ciento peso de las espumas de flotación no sufre mucha variación y esta entre 2.5 y 3.0 % aproximadamente.

- Las espumas, contienen 52.36 % Sb. - La recuperación total representa el 65.77 %,

considerando las Espumas – 2 Limpieza , NF-2 Limpieza y NF- 1 Limpieza.

7.2 Recuperación de Antimonita por Flotación y Tratamiento de Colas

Condiciones de Operación Flotación con Pb (NO3)2

- % Sólidos = 30 - Activador Pb (NO3)2 = 500 g/t - Colector Z-6 = 200g/t - Espumante DF-1012 = 150g/t

Los resultados del proceso de flotación se encuentran en los balances metalúrgicos correspondientes a cada una de las pruebas realizadas.

Procesando los datos de la Tabla.5, que nos muestra los valores obtenidos de pH y % R, se obtienen los gráficos correspondientes a la flotabilidad del mineral de antimonita a partir de desmontes, los cuales pueden ser observados en las Figuras: 4, 5 y 6.

7.2.1 Obtención de la Grafica % Recuperación Versus pH

La grafica es obtenida utilizando resultados de los balances metalúrgicos de las pruebas realizadas.

Figura 4. Grafica pH Versus % Recuperación

- La figura 4 muestra que la mayor recuperación se encuentra en un pH = 6.48, con un 65 % de Recuperación.

20

30

40

50

60

70

2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

% R

ec.

pH

pH Vs % Rec.


44

- La menor recuperación se obtiene a pH 11.90 - La zona que reporta las mayores

recuperaciones de antimonita se encuentra en la zona casi neutra, entre pH 5 - 6.5.

7.2.2 Obtención de la Grafica % Antimonio en las Colas Versus pH

- La grafica es obtenida utilizando resultados de

los balances metalúrgicos de las pruebas realizadas.

- La flotación a pH 11 nos da el mayor porcentaje de antimonio en colas.

- La menor cantidad de antimonio en las colas 2.47 % Sb, está a un pH de 6.48.

- Realizado el ajuste se obtiene la Figura 5, y se puede observar el valor máximo de recuperación.

7.2.3 Obtención de la Grafica % Antimonio en

las Colas Versus % Recuperación La grafica es obtenida utilizando resultados de los balances metalúrgicos de las pruebas realizadas.

Figura 5. Curva pH Versus % Antimonio Colas

Tabla 5. Datos de las Pruebas Realizadas

% Rec.

54 57 58 53 49 51 59

% Sb Colas

2.9 2.7 2.5 3.1 3.4 2.9 2.8

pH 2.1 2.7 3.4 3.7 3.8 4.8 5.2

% Rec.

54 65 35 41 31 23 31

% Sb Colas

2.9 2.5 3.9 4.0 4.8 5.3 5.8

pH 5.6 6.5 7.7 9.4 10 11 12

- La Figura 6 muestra la representación de la

ecuación exponencial la cual se ajusta más a los valores experimentales encontrados.

7.3 Recuperación de Antimonita de las Colas de Flotación utilizando Mesas

Incluye las etapas de clasificación y contenido de antimonio, según el flujograma de la Figura 3. Los resultados del proceso de recuperación en mesas se muestran en el Balance Metalúrgico General de la Tabla 10.

- Otros productos como son los K-mesas y Ks-

mesas, contienen entre 5.63 y 2.68 % Sb - Las colas finales del proceso combinado de

flotación-mesas contienen entre 0.89 y 0.86 % Sb.

Balance General del Proceso de Flotación y Mesas

Tabla 10. Balance General del Proceso de Flotación y Mesas

Producto % Peso % Sb UF % Rec.

Espumas 3L 2.65 64.31 170.4 32.99

NF 3L 0.42 33.23 14.0 2.70

NF 2 L 0.69 16.77 11.6 2.24

NF 1 L 2.87 9.97 28.6 5.54

K1-A 2.04 5.63 11.5 2.22

K1-B 10.49 5.20 54.5 10.56

K1-C 2.58 4.50 11.6 2.25

K1-D 2.19 9.88 21.6 4.19

Ks-D 5.88 3.06 18.0 3.48

Colas-D 18.01 4.43 79.8 15.45

Ks-C 6.46 2.68 17.3 3.35

Cola-C 19.30 2.82 54.4 10.54

Cola-B 10.82 0.86 9.3 1.80

Cola-A 15.60 0.89 13.9 2.69

Cab.Cal. 100.00 5.17 516.5 100.00

Cab.Ens. 5.49

y = 0.0003x5 - 0.0115x4 + 0.1697x3 - 1.108x2 + 3.1879x -0.3178

2

3

4

5

6

2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

%S

b C

ola

s

pH

pH Vs % Sb Colas

y = 118.69e-0.269x

20

40

60

80

100

1 2 3 4 5 6

% R

ec.

% Sb Colas

% Sb Colas Vs % Rec.


45

8. CONCLUSIONES

Tratamiento en Jigs y Mesas - La reducción hasta 20 mallas produce grano

fino mayor al esperado, debiendo preconcentrarse a un tamaño de grano mayor a 20 #,

- La reducción menor a 20# no responde favorablemente a la preconcentración gravimétrica en Jigs.

- La ley de cabeza a Jigs reporta 1.53 % Sb, debido principalmente a la reducción de tamaño que sufre la antimonita así como los óxidos de antimonio presentes en la muestra, que pasan a enriquecer las fracciones finas.

- El contenido de Sb en las colas Jigs, aun después de haberse realizado tres limpiezas o pasos, no es el que se esperaba, debiendo estar estas por debajo del 1% de antimonio.

- El producto Ks y cola de la fracción +100 mallas del paso por mesas, prácticamente son casi similares en sus leyes y podrían ser considerados como un solo producto.

- Los preconcentrados 2K-1 y 2K-2, de la fracción -100 mallas podrían ser almacenados separadamente para decidir su tratamiento posterior.

Flotación de los Preconcentrados de Jigs y Mesas - Las espumas de flotación contienen algo de

plomo y arsénico, los mismos que contaminan el concentrado que va a ser comercializado.

- Las espumas de flotación alcanzan los 52 % Sb, después de dos limpiezas, pudiendo subir más en ley si se realizan limpiezas complementarias.

- Para lograr concentrados de espumas de flotación después de las limpiezas requeridas con contenidos mayores al 60 % Sb, es necesario estudiar como separar las impurezas de Pb-As-Cd y otros. Una de estas formas y la más directa puede ser la implementación del rango óptimo de flotación a pH 6.48, obtenido en el presente trabajo de investigación.

Flotación del Mineral de Desmontes – Pasivos Ambientales

Análisis Granulométrico Los contenidos de Sb en las muestras M1 – M2 - muestran contenidos altos en la fracción menor

a 65 mallas razón por la cual la reducción de tamaño en molienda debe ser conducida a este tamaño.

- La mayor cantidad de Antimonio corresponde a sulfuros, sin embargo la cantidad de antimonio en los óxidos es también representativa.

- Los contenidos máximos de antimonio en el análisis granulométrico se encuentran en rangos menores a –200 mallas, según los análisis de difracción de Rayos X. Estos materiales son óxidos, los mismos que ofrecen resistencia a la flotación de sulfuros.

Molienda del Mineral de Desmontes Pasivos Ambientales

- El tiempo de molienda apropiado hasta alcanzar un buen porcentaje de material molido menor a 65 mallas, es de 40 minutos.

- Alcanzar un 100 % de fracción menor a 65 mallas se logra linealizando la curva.

- En planta el control se logra diseñando un circuito cerrado de molienda y clasificación.

Acondicionamiento y Flotación

- La curva de la Figura 4 nos muestra que existe mayor recuperación en rangos de pH ácido que en rangos de pH básico.

- Los NF-1L, NF-2L deben ser reciclados al proceso de limpieza. Los altos contenidos de antimonio en colas se debe a la presencia de óxidos de antimonio como la (cervántica, estibiconita, valentinita, senarmontita y otros óxidos de antimonio).

- Los materiales oxidados no flotan con los reactivos utilizados para la flotación de sulfuros, estos por su contenido en antimonio deben volver a las diferentes etapas del circuito propuesto.

- La flotación de Desmontes – Pasivos Ambientales se deberá realizar a un pH de 6.48 obteniendo concentrados con altos contenidos de antimonio (64.31% Sb), después de realizar las limpiezas de las espumas rougher, controlando en todas las etapas el pH de flotación.

- Para obtener la mejor recuperación se debe optar por todo el proceso metalúrgico que se muestra en la Figura 3.

- Las espumas de flotación con 64.31 % Sb serán comercializadas como concentrados de antimonio de grado A, de mucha aceptabilidad en el mercado internacional de minerales y metales tanto del mercado de New York, como de Londres,.especialmente por el bajo contenido de impurezas.

- Los productos de la Tabla 10 con leyes entre 2.68 – 5.63 % Sb, considerados mixtos sulfuros


46

óxidos deberán volver a la etapa de acondicionamiento para ser flotados y concentrados por este método.

- La recuperación parcial de esta fase es de 47.85%, considerando la % R de 47.66 de la etapa de flotación-mesas de 23.92% (47.85/2), se tiene una recuperación final del 70% (47.85+23.92).

- Las colas del proceso en la tabla 10 por su contenido de % Sb de 0.86 - 0.89 son consideradas colas finales y deberán ser almacenadas en un dique de colas para evitar su impacto al medio ambiente.

- Las colas representan un 26 % en peso. - Las flotaciones a pH básicos aumentan el

contenido de Sb en las colas, por tanto es mejor flotar a pH casi neutros.

- El mayor porcentaje de recuperación se logra a pH de 6.48, donde el % Sb en las colas es menor.

- El contenido de las colas es 2.47 % Sb en ambientes ácidos y en ambientes básicos de 5.85 % Sb.

Tratamiento Non Float (Colas) en Mesas

- La fracción -40#, +20um muestran un alto contenido de 7.65 % de Sb para tal efecto se deberá caracterizar el contenido de óxidos como de sulfuros de Sb.

- Para la recuperación de antimonio se debe considerar Flotación - Mesas para alcanzar un mayor porcentaje de estos.

Recuperación de Antimonita de las Colas de Flotación Utilizando Mesas

- Las colas con menos contenido de Sb corresponden a la fracción +100#, 3% de Sb como cabeza.

- Las colas más altas corresponden a las fracciones -100# con 3% Sb como cabeza.

Limpiezas de la Flotación de Antimonita a Partir de Desmontes

- Para alcanzar 64.31 % Sb se deben realizar 3 limpiezas de flotación.

- El % peso de las espumas es de 2.65 % del flotado del mineral de Desmontes.

- Por los resultados alcanzados las colas deben ser retratadas para mejorar el porcentaje de recuperación.

Balance General del Proceso de Flotación y Mesas

- El flujograma de la figura 3 es el que mejores % Recuperación nos reporta.

- La recuperación total es suma de las recuperaciones parciales en cada una de las etapas del proceso.

9 RECOMENDACIONES

o Estudiar la posibilidad de procesar el mineral en fracciones menores al experimentado en Jigs, para ver su influencia en la disminución de producción de finos y su efecto en la recuperación.

o Para trabajos posteriores o proyectos similares determinar el estudio de las curvas del potencial Zeta de la antimonita.

o Continuar con los trabajos de investigación para la recuperación de Antimonio utilizando procesos convencionales de flotación o por alteraciones superficiales de las partículas oxidadas de antimonio.

o Se recomienda aplicar el flujograma de la figura 3 secuencialmente.

o Se deben realizar análisis para cuantificar la cantidad de sulfuros y de óxidos de antimonio.

10 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1 Simposium del Antimonio, 1982, Comité Internacional del Antimonio- CIA, Oruro – Bolivia

2 Shubert, 1985 Procesamiento de Minerales UT Berlín.

3 Reactivos de Flotación, 1985, UATF, Potosí – Bolivia.

4 E. Solís, 1995, Flotación de Óxidos – Sulfuros, EM. Quiroga, IIMET-UMSA.

5 E. Solís, 2005, Flotación de Sb2O3, EM. Cosulich, IIMETMAT-UMSA, La paz-Bolivia.

6 E. Solís, 1984, Flotación de Sb2S3, EM. La Salvadora- Churquini, Tupiza- Bolivia.

7 E. Solís, 2005, Flotación de Minerales, MIN–224, METMAT-UMSA, La Paz–Bolivia.

8 Schubert, 1985, Procesamiento de Minerales, UTBerlin-Alemania.

9 John M. Curie, 1980, Unit Operations In Mineral Processing, British – Colombia

10 Norman L. Weiss, 1985, Editor–in–Chief, SME Mineral Processing Handbook–New York.

11 J. Fuentes Royo, 1975, Reservas de Mineral en Bolivia, Oruro-Bolivia.


47

12 Ley y Reglamentación del Medio Ambiente Ministerio de Desarrollo Sostenible y Planificación

13 Código de Minería, 1990, Ministerio de Minería y Metalurgia, La Paz-Bolivia.

14 Perfiles Mineros, 1978, IIMM- Oruro- Bolivia. 15 C. Barragán, 1975, Folleto de geología del

Antimonio, Oruro-Bolivia.

PROPUESTA DE UNA METODOLOGÍA PARA LA IMPLEMENTACIÓN INDUSTRIAL DE UN CIRCUITO DE ARENAS DE MOLDEO EN VERDE

Tito Zegarra Verástegui Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales

Universidad Mayor de San Andrés [email protected]

RESUMEN

Cuando una arena de moldeo es sometida al calor del metal que se funde, se producen algunos fenómenos que no permiten que los materiales componentes de la arena vuelvan a reproducir las propiedades técnicas cuando se las recirculan para posteriores aplicaciones. Esta es la razón por la que se deben determinar cuales son los aditivos necesarios que deben ser introducidos en la arena reciclada para que esta reproduzcan las propiedades técnicas necesarias.

En el presente trabajo se presenta una propuesta para determinar las adiciones necesarias a las arenas que reciclan, de tal forma que se pueda generar un circuito de arenas de moldeo en verde que permanentemente desarrollen las mismas propiedades. Para entender mejor la propuesta, se lo presenta con la aplicación práctica industrial que avala el beneficio del método.

INTRODUCCIÓN

La determinación de las condiciones adecuadas para el reciclado de las arenas, se constituye en factor de introducción de defectos a las piezas, si no se lo hace adecuadamente. Considerando que los componentes básicos de una arena de moldeo son, arena de sílice, bentonita y agua, los fenómenos que se producen cuando la arena entra en contacto con el metal en estado líquido, son básicamente dos:

La degradación de la bentonita La crepitación de algunos granos de sílice

La determinación de la magnitud de estos fenómenos, es la base para determinar las recetas que deben aplicarse a la arena usada al momento de su reciclado, para que desarrollen las propiedades técnicas exigidas a las arenas de moldeo. El objetivo del presente trabajo es el de presentar una propuesta para determinar la receta que permita conseguir un circuito de arena de moldeo en verde.

METODOLOGÍA

La metodología seguida es la siguiente:

Determinación de la durabilidad de la bentonita Determinación de la degradación de la arena de

moldeo Determinación de los aditivos para la recirculación

de la arena Aplicación práctica industrial

RESULTADOS

Determinación de la durabilidad de la bentonita

Esta determinación tiene vital importancia por ser este constituyente de la arena la que le confiere gran parte de las propiedades técnicas. Para este fin se utiliza el medidor de azul de metileno (535-A-MD1) y las normas recomendadas por la AFS. El consumo de azul de metileno para diferentes cantidades de bentonita, se muestra en el siguiente cuadro. En la Figura 1 se puede ver la curva de calibración de esta bentonita. Los resultados de las pruebas de durabilidad de la bentonita se presentan en el cuadro siguiente y la curva de durabilidad en la Figura 2.


48

Figura 1. Curva de calibración de la bentonita

Figura 2. Curva de durabilidad bentonita Baroid.

Determinación de la degradación de la arena Cuando la arena de moldeo es expuesta al calor del metal que se cuela, se producen dos fenómenos como son: Una parte de la bentonita pierde sus

propiedades, por haberse calentado a más de 6000ºC. Es decir que la bentonita sufre una degradación.

Se generan finos en la arena como producto de la crepitación de algunos granos de sílice

El procedimiento seguido para la determinación de la degradación se muestra en el siguiente esquema:

Las propiedades técnicas desarrolladas por la mezcla de moldeo durante la degradación se presentan en el siguiente cuadro.

Recirc. % % Permeab (c/min)

Resist. a compr. en

verde Kg/cm2

Hum. Compact.

Virgen 3.6 52 193 0.86

1º 3.5 50 186 0.61

2º 3.5 49 185 0.57

3º 3.5 47 183 0.53

4º 3. 40 174 0.52

5º 3.5 40 174 0.47

En las Figuras 3 y 4 se pueden observar los resultados del análisis granulométrico cuando la arena es virgen y cuando es sometida a 5 recirculaciones

Lo que muestran los resultados obtenidos, es que a medida que se produce la degradación de la arena, se produce una disminución significativa de la resistencia. No sucede lo mismo con la compactabilidad y permeabilidad, propiedades estas que sufren leves cambios aún después de la quinta recirculación.

Nº Tamiz

Luz malla mm.

%

Retenido

6 3360 ----------

12 1680 ----------

20 0.840 0.60

40 0.420 9.80

50 0.297 25.40

70 0.210 27.00

100 0.149 21.60

140 0.105 6.60

200 0.074 2.20

270 0.053 1.20

Fondo 2.20

T O T A L 96.60 10 20 30 40 50 60 70

RETENIDO %

Figura 3. Análisis granulométrico de la arena virgen

Por otro lado se puede detectar que el índice de finura de la arena se incrementa de 63 a 70,56, pasando el tamaño medio de la arena de 0,2535 mm a 0,195 mm. Esto significa el 23 % de disminución. Los finos se incrementan en 0,6 % y la arcilla AFS sube en un 5,4%

Consumo de azul de metileno para bentonita marca Baroid

0

10

20

30

40

50

60

70

80

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

Bentonita %

Consu

mo d

e az

ul d

e m

etile

no cc

Curva de curabilidad bentonita Baroid

05

10

15202530

354045

0 100 200 300 400 500 600

Temperatura ºC

Consu

mo a

zul d

e m

etili

eno

cc


49

Nº Tamiz

Luz malla mm.

% Retenido

6 3.360 ----------

12 1.680 0.20

20 0.840 0.60

40 0.420 7.00

50 0.297 16.40

70 0.210 23.60

100 0.149 26.60

140 0.105 9.40

200 0.074 3.00

270 0.053 1.60

Fondo 2.80

T O T A L 97.80 10 20 30 40 50 60 70

RETENIDO %

Figura 4. Análisis granulométrico de la arena recirculada 5 veces

Por todo lo mencionado se concluye que para la recirculación de la arena se hace necesario adicionar una determinada cantidad de bentonita que reemplace a la que perdió sus propiedades y también se debe adicionar arena nueva para recuperar la distribución granulométrica inicial.

Determinación de los aditivos necesarios para la recirculación.

Considerando que la degradación de la arena alcanza a 9.6 % en la primera recirculación, para recuperar su condición inicial se deberá incrementar a la arena usada, el 10% de bentonita total utilizada.

En cuanto a la generación de finos, si se consideran los granos comprendidos entre la malla 140 y el fondo, se nota un incremento del 4,6 % según el siguiente detalle.

Nº Tamiz % Arena nueva % Arenarecirculada % Incremento140 6.60 9.40 2.80 200 2.20 3.00 0.80 270 1.20 1.60 0.40

Fondo 2.20 2.80 0.60 Total 12.20 16.80 4.60

Entonces para retornar a la condición inicial debe eliminarse el exceso de finos. Esto puede ser logrado con la adición de una cantidad de arena nueva según el siguiente análisis. Existen 16,8 Kg de finos en 100 kilos de arena de moldeo. En consecuencia 4,6 kilos de finos habrá en 27,38 kilos de arena de moldeo. Entonces si se eliminan 27,38 kilos de arena usada y se reemplazada por arena nueva, se estará eliminando el exceso de finos.

Sin embargo si se considera que en el manipuleo de la arena usada se elimina una determinada cantidad de finos, se estima que con la adición de 20% de arena nueva, es posible recuperar las condiciones iniciales. De esta manera, la arena para la recirculación deberá prepararse con una composición que es el resultado de la solución del siguiente sistema de ecuaciones.

X + Y + 0.07 X + 0.007 Y = 100 X / Y = 0.2 / 0.8

Donde: X = Arena nueva; Y = Arena vieja y (0.07 X + 0.007 Y) = Cantidad de bentonita

Este resultado es el siguiente: Arena virgen = 19.61 Kg Arena vieja = 78.46 Kg Bentonita = 1,92 Kg Agua = 3 % respecto al peso total

de materiales secos

APLICACIÓN INDUSTRIAL

La aplicación industrial se lo realiza siguiendo el siguiente esquema.


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La primera mezcla y la mezcla para la recirculación se las prepara con las siguientes

composiciones en materiales sólidos.

Materiales Primera mezcla Primera recirculación % Peso Peso (K)g % Peso Peso (Kg)

Arena vieja 0.0 0.0 78.0 30.0 Arena nueva 93.0 139.5 20.0 117.0 Bentonita 7.0 10.5 7.0 respecto a arena nueva

0.7 respecto a la arena vieja 2.1 0.9

Total 100.0 150.0 100.0 150.0

La medida de las propiedades técnicas de las mezclas, reportaron los siguientes resultados.

Propiedad Primera mezcla Primer recirculaciónHumedad % 3.2 3.2 Compactabilidad % 42 38 Permeabilidad cc/min 210 200 Resistencia a la comp. en verde Kg/cm2 0.85 0.86

Como se puede notar en la primera recirculación se tuvo una variación de las propiedades técnicas de la mezcla. Se incrementa levemente de la resistencia y en consecuencia se nota una baja de la permeabilidad, pero lo que es más importante es la baja notoria de la compactabilidad, que convierte la mezcla en inadecuada.

Por lo tanto, para contrarrestar este efecto, se procedió a la reformulación de la mezcla en la recirculación, disminuyendo la cantidad de bentonita respecto a la arena vieja de 0,7 % a 0,5% e incrementando la humedad de 3,2% a 3,6%. Esta variación se realizó a partir de la segunda recirculación. La nueva composición de la mezcla es la siguiente.

Material % Peso Peso (Kg)Arena vieja 20.00 30.0 Arena nueva 78.30 117.5 Bentonita 7.0 respecto a arena

nueva 0.5 % respecto 2.1 0.4

a arena vieja Total 100.00 150.0

Las propiedades técnicas en la segunda recirculación son las siguientes

Propiedad Humedad % 3.6 Compactabilidad % 44 Permeabilidad cc/min 214 Resistencia a la comp. en verde Kg/cm2 0.86

Como se puede observar las propiedades técnicas de la mezcla fueron recuperadas adecuadamente, por lo que se continuó las recirculaciones manteniendo estos parámetros.

Los resultados de las propiedades de la arena, en sucesivas recirculaciones, se los puede observar seguidamente.

Nº Rec. % Humed. % Compac.. Permeab. (cc/min) Resistencia a la comp en verde Kg/cm2

0 3.20 42 210 0.85 1 3.20 38 200 0.86 2 3.60 44 214 0.86 3 3.50 43 210 0.86 4 3.55 44 210 0.86 5 3.50 43 208 0.87 6 3.45 43 200 0.86 7 3.50 42 200 0.87 8 3.49 42 200 0.86 9 3.48 42. 200 0.86


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Si bien estos resultados muestran que en las recirculaciones las propiedades técnicas de la arena se mantienen “constantes”, se hace necesario determinar lo que pasa con otros parámetros relacionados con la cantidad de bentonita activa y la granulometría, en las sucesivas recirculaciones.

En ese sentido se realizaron pruebas tendientes a determinar la bentonita activa y el análisis granulométrico en las sucesivas recirculaciones. Los resultados obtenidos se muestran en el siguiente cuadro.

Nº Recirc. Consumo azul de metileno (cc) % Bentonita activa % Arcilla AFS Índice de finura AFS0 58 7.00 13.4 58.00 1 60 7.20 13.0 57.00 2 58 7.00 13.4 57.94 3 60 7.20 13.6 58.52 4 59 7.10 13.6 59.30 5 57 6.87 13.6 60.11 6 56 6.75 13.2 60.20 7 57 6.87 13.6 58.36 8 56 6.75 13.4 59.03 9 57 6.87 13.8 58.84

Como se puede notar, los valores de las propiedades analizadas en las sucesivas recirculaciones de la mezcla de moldeo, se mantienen casi constantes. Por esta razón es que se puede considerar logrado el propósito de implementar un circuito de arenas para moldeo en verde que mantienen sus propiedades constantes o controladas.

CONCLUSIONES.

Se puede concluir en que, la metodología seguida para la implementación de un circuito de arenas para moldeo en verde es adecuada y puede ser empleada con este fin para otras aplicaciones.

AGRADECIMIENTOS

El autor desea manifestar su agradecimiento al Centro Internacional de Investigación para el Desarrollo (CIID) organismo de ayuda del Canadá, por el respaldo financiero para la ejecución del proyecto. De la misma manera a la Empresa Volcán S.A. por su participación activa y al Ing. Víctor Hugo Flores por la cooperación en la realización de pruebas de laboratorio.

BIBLIOGRAFÍA

1. VERA ENRIQUE F. Investigación de las Arenas de Moldeo en las Fundiciones Bolivianas. UMSA

2. AGUIRRE IGNACIO Y MURO ALBERTO. Arenas de Moldeo. Madrid

3. AFS. (1967) Manual de arenas para Fundición. EEUU

4. NAVARRI ALVARGONZALEZ JOSE M. (1962). Tecnología de las Tierras de Moldeo para Fundición. Editorial Montecorvo. Madrid

5. REVISTA METALÚRGICA (1983). Centro Nacional de Investigaciones Metalúrgicas Nº 6.

6. RODRIGUEZ GONZALEZ (1987). Moldeo en Verde. Lima, Perú

7. EXPOSITO J. (1976) Ensayo de Compactabilidad en las Arenas de Moldeo. Colada Práctica de la Fundición, Volumen 9 Nº 6

8. CAPELLO EDOARDO. Tecnología de la Fundición. Editorial Carlo Signorelli


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ACTIVIDADES DE LA CARRERA Y EL IIMETMAT

PROYECTOS CON COOPERACIÓN INTERNACIONAL

PROYECTO ALFA/TECLIMIN

Con el financiamiento de la Comunidad Europea y la participación de 6 países latinoamericanos (Cuba, Brasil, Ecuador, Chile, Perú y Bolivia) y 4 de Europa ( Austria, España, Italia y Suecia), de Abril del 2004 a Diciembre de 2007, se desarrolló el Proyecto TECNOLOGÍAS LIMPIAS EN LA INDUSTRIA MINERO METALÚRGICA (TECLIMIN) dirigido al intercambio Docente – Estudiantil.

Gracias a las movilidades realizadas, actualmente un alumno y dos docentes continúan realizando estudios para obtener el doctorado y la maestría.

Por otra parte, y con el financiamiento del proyecto, se participó de 4 Conferencias Internacionales, presentándose trabajos en base a resultados obtenidos en el IIMETMAT.

El detalle de las movilidades que involucraron a Bolivia es el siguiente:

1.- Movilidades hacia Europa Nombre País Tipo de

Movilidad Nº de Meses

Universidad de Acogida

País Inicio

Univ. Remedios Ticona Bolivia FA 9 U de Cagliari Italia Abr./07 Ing. Juan Carlos Montenegro Bolivia FI 6 U. de Leoben Austria Nov./05

Univ. Horacio Cortez Bolivia FC 6 U.Complutense. España Oct./04 TOTAL DE MESES 21

2.- Movilidades hacia Latinoamérica Nombre País Tipo de

Movilidad Nº de Meses

Universidad de Acogida

País Inicio

Ing. Luis Chambi Bolivia FA 16 U de Concepción Chile Sept./05 Univ. Soledad Yanarico Bolivia FCD 3 CETEM Brasil Jun./07 Univ. Raymundo Quispe Bolivia FC 6 U de Concepción Chile Oct./06

Univ. José A. Bustillos Bolivia FC 6 U. Oriente Cuba En./07 Ing. Armando Alvarez Bolivia FI 6 U.San Agustín Perú May./07

Ing. Bonifacio Alejo Bolivia Apoyo extra 2 U de Concepción Chile Nov./07 TOTAL DE MESES 39

3.- Movilidades desde Europa

Nombre País de Origen

Tipo de Movilidad

Nº de Meses

Universidad de Origen

U. de Acogida

Inicio

Daniele Taccori Italia FC 5 U. de Cagliari UMSA Abr./07 Thomas Reichard Austria FI 6 U. de Leoben UMSA Mar./07 TOTAL DE MESES 11


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PROYECTO NO METÁLICOS ASDI/SAREC

El IIMETMAT junto con los Institutos de Química, Física y Geología y Medio Ambiente de la UMSA esta participando en un proyecto conjunto con la UMSS bajo el esquema del programa de cooperación de Suecia ASDI/SAREC – UMSA/UMSS.

El proyecto “MINERALES NO METÁLICOS COMO RECURSOS PARA EL DESARROLLO DE ZONAS POBRES DEL ALTIPLANO Y EL CHAPARE” es el primer intento por ejecutar un ambicioso PLAN MAESTRO entre las dos universidades que tiene por objetivo generar a través de la investigación aplicada, ideas concretas de aprovechamiento de recursos de minerales no metálicos constituyendo el el futuro proyectos para la implementación de unidades productivas comunitarias en las zonas enfocadas.

La cooperación ha aprobado, para esta primera etapa, un financiamiento de 6 000 000 de Coronas suecas (cerca de 1 millón de dólares americanos) para que 2 científicos de la UMSA y 2 científicos de la UMSS completen cada uno un programa de doctorado en la Universidad Tecnológica de Lulea realizando investigaciones en las temáticas de: (1) SÍNTESIS DE ZEOLITAS DE VALOR COMERCIAL A PARTIR DE ARCILLAS Y (2) OBTENCIÓN DE CERÁMICA CELULAR PARA LA CONSTRUCCION.

Complementariamente otro científico de la UMSA investigará bajo un programa de maestría en Suecia la evaluación geológica de depósitos de arcillas y feldespatos en La Paz.

Seminario: IMPLEMENTACION DE NUEVAS TECNOLOGIAS EN LA METALURGIA EXTRACTIVA DEL ESTAÑO.

Bajo el auspicio del Ministerio de Minería y Metalurgia, la Carrera de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales y el Instituto de Investigaciones en Metalurgia y Materiales de la UMSA, el día miércoles 30 de Enero, se llevo a cabo el seminario destinado a tratar el tema de nuevas tecnologías en la metalurgia extractiva del estaño.

Luego de las exposiciones de personalidades relacionadas con la metalurgia como ser:

Ing. Francisco Infantes (Gerente General de la E.M. Vinto)

Ing. Jorge Lema (Gerente General MINERAL PROCESSING)

Dr. Rolando Ibañez (Ministerio de Minería y Metalurgia)

Ing. Alejandro Vargas (Gerente General COMIBOL)

Ings. Teófilo Mendez y Bernabe Villafuerte (E.M. Huanuni)

Ing. Mario Terán C. (Decano de la Facultad de Ingeniería – UMSA)

Se desarrolló un debate que arribó a las siguientes CONCLUSIONES:

1. La gestión ambiental debe ser insoslayable en todo proyecto minero metalúrgico.

2. El consenso social se debe realizar bajo gestión de mutuo acuerdo y respeto a la ley para cualquier emprendimiento entre las comunidades y los productores.

3. La minería y metalurgia nacional debe ser encarada no coyunturalmente, sino a largo plazo sobre la base del fortalecimiento de la geología, minería, nuevos yacimientos, nuevas tecnologías, fortalecimiento e impulso a la creación de nuevas fundiciones.

4. Los proyectos de ampliación de HUANUNI deben estar estrechamente ligados a la tecnología a implementarse en la EMPRESA METALÚRGICA VINTO.

5. Los proyectos de ampliación de HUANUNI, la implementación de nuevas tecnologías y todos los proyectos de modernización de la minería y metalurgia no implicará el despido de personal técnico ni trabajadores.

6. Los proyectos de ampliación de HUANUNI y la implementación de la tecnología AUSMELT en Vinto, están estrechamente ligados y deben conformar un solo proyecto integrado.

7. La tecnología AUSMELT es la alternativa para la modernización de la EMPRESA METALÚRGICA VINTO, la ampliación de su capacidad productiva y la reducción de sus costos de producción.


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8. Las Universidades, a través de sus centros de investigación deben participar activamente y de manera coordinada en la resolución de problemas tecnológicos de las empresas estatales y sus proyectos.

9. Debe conocerse la tecnología a implementarse en la EMPRESA MINERA

HUANUNI, relacionada al proyecto de modernización de VINTO.

Se recomienda la realización de estudios de pre-factibilidad para la implementación de la tecnología AUSMELT para la metalurgia del COBRE, PLOMO y del ZINC.

II CONGRESO INTERNO DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES resolvió trascendentales transformaciones institucionales y

académicas

Después de mucho esfuerzo, varias sesiones de plenarias y trabajo de comisiones integradas por investigadores, docentes y estudiantes, el II CONGRESO INTERNO DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES concluyó sus actividades en el mes de diciembre del 2007.

Este evento se desarrolló en el marco de la nueva realidad y desafíos que vive la industria minero metalúrgica nacional, signada por la fuerte presencia y crecimiento del mercado y economías asiáticas que han impulsado un significativo incremento de la demanda y del precio de los minerales, de los metales y el inicio de la siderurgia en Bolivia. Por otra parte, sectores importantes de la sociedad boliviana han retomado la demanda de impulsar la industrialización de nuestro país a partir de la generación de mayor valor agregado y dejar de ser un país exportador sólo de materias primas.

En consecuencia, el II CONGRESO INTERNO DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES ha emitido importantes resoluciones en los ámbitos: institucional, académico, post grado, investigación, interacción social e infraestructura, que sentaron las bases para la superación y transformación de nuestra institución, que de manera resumida se refleja en la Misión y Visión adoptadas. Del mismo modo, el Instituto de Investigaciones Metalúrgicas y de Materiales (IIMETMAT) ha resuelto asumir un rol protagónico y decisivo en la discusión y generación de propuestas estratégicas e investigación orientadas a la industrialización de nuestros recursos minerales metálicos y no metálicos.

MISIÓN DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE

MATERIALES Y DEL IIMETMAT

“La carrera de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales de la Universidad Mayor de San Andrés es una unidad académica que desarrolla actividades de docencia, investigación e interacción social para formar y capacitar profesionales de alto nivel en Ingeniería Metalúrgica y en Ingeniería de Materiales y realizar investigación e innovación orientada a la solución de problemáticas nacionales con el fin de apoyar, impulsar y participar del desarrollo del país en la industrialización de sus recursos naturales, en el marco de los fines y objetivos del sistema universitario boliviano”.

VISIÓN DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE

MATERIALES Y DEL IIMETMAT

“Ser un referente en la formación de profesionales de alto nivel en Ingeniería Metalúrgica y de Materiales, capacitados para trabajar en la transformación industrial de las materias primas minerales y poliméricas, así como en la investigación e innovación que apoye y participe en la discusión y solución de las problemáticas nacionales y en la proposición de estrategias que puedan adoptarse a nivel nacional para el desarrollo del país en la industrialización de sus recursos naturales. El instituto de investigaciones debe ser un referente calificado a nivel nacional e internacional en la práctica científica aplicada y el servicio.”


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JORNADAS ACADÉMICAS

Entre las decisiones más importantes del “II CONGRESO INTERNO DE LA CARRERA DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES”, está la elaboración de una Nueva Malla Curricular que se adecue a la nueva Misión y Visión de la Carrera y el cumplimiento de resoluciones facultativas que estipulan el grado Terminal de Magíster y la licenciatura en 4 años. Con es finalidad se planificó la realización de Jornadas Académicas que se llevaron a cabo entre los meses de enero y mayo del presente año.

En la primera sesión, se realizó una diagnosis del estado actual del Proceso Enseñanza Aprendizaje (PEA) detectándose sus falencias, para tomarlos en cuenta al momento de diseñar la nueva Malla Curricular. Estas fueron las directrices para la elaboración de un documento base que debía discutirse para su aprobación.

El documento base presentada a las Jornadas Académicas, entre las partes sobresalientes contempla, la formación del nuevo profesional y no solo su capacitación. Esto implica que en los estudiantes, adicionalmente a su capacitación, se deben desarrollar actitudes, habilidades y destrezas, de tal manera que tengan una capacidad de análisis crítico y por lo mismo ser potenciales portadores del futuro desarrollo industrial del sector.

Para el logro de esa meta, para la licenciatura, se analizaron las diferentes metodologías del PEA, adoptándose las más adecuadas para cada uno de los 3 ciclos que contempla la nueva Malla Curricular, como son: ciclo básico (3 semestres), ciclo intermedio ( 3 semestres) y ciclo superior (2 semestres).

Un resumen de lo mencionado es el siguiente.

CICLO HABILIDADES DESTREZAS METOD. DE ENSEÑAN.

SISTEMA

Básico

Razonamiento Interpretar la realidad con los

fundamentos matemáticos , físicos y químicos

Solucionar problemas

Clase Magistral 100%

Semestral

Intermedio

Aplicación del conocimiento, para entender y conocer los fundamentos de las operaciones unitarias que intervienen en el tratamiento de los materiales

Capacidad de comunicación oral y escrita

Uso de herramientas modernas de apoyo a la ingeniería

Clase Magistral 50% y Dinámica de Grupos 50%

Modular

Superior

Manipulación de los procesos industriales

Análisis crítico de procesos industriales y el control medio ambiental

Interpretación del estado de la industria y propuestas de alternativas adecuadas

Clase Magistral 50% y Estudio de Casos 50%

Modular


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SUGERENCIAS PRÁCTICAS

REMOCIÓN DE ÓXIDOS METÁLICOS La limpieza superficial de metales, para posteriores procesos de recubrimiento protector o decorativo, determinación de velocidades de corrosión o activación de la superficie, normalmente se reduce a un ataque ácido que si bien puede dejar una superficie limpia de óxidos, también puede deteriorar ésta, por la excesiva remoción de inclusive gran parte del metal base.

Es por las razones anteriores, que la ISO (International Standards Organization), desarrolló algunas soluciones y técnicas para apoyar los estudios de corrosión principalmente. Como parte de la contribución de REPORTE METALÚRGICO Y DE MATERIALES a los profesionales y técnicos que tienen que enfrentar la remoción de óxidos superficiales, a continuación les brindamos algunas de las soluciones para los cuatro metales más comunes y describimos brevemente la técnica para determinar la pérdida de peso real por corrosión (oxidación).

Tabla 1 SOLUCIONES UTILIZADAS PARA LA REMOCIÓN DE PRODUCTOS DE CORROSIÓN

MATERIAL SOLUCIÓN UTILIZADA PROCEDIMIENTO PARA CADA CICLO DE INMERSIÓN

Probetas de Acero Acido clorhídrico (P.E. 1.19 g/ml., 500 ml por l.) +, hexametilen tetramina (3.5 g. por litro),

Inmersión de 10 minutos a 25 oC.

Probetas de Aluminio Acido nítrico (P.E. 1.42 g/ml.), Inmersión de 1 a 5 minutos a 25 oC. Probetas de Zinc Cloruro de amonio (100 g. por litro), Inmersión de 2 a 5 minutos a 70 oC. Probetas de Cobre Cianuro de sodio ( 4.9 g. por litro) Inmersión de 1 a 3 minutos a 25 oC.

En estudios de corrosión, interesa saber cuánto del metal fue oxidado por el ataque corrosivo. Es por ell que la técnica ISO recomienda que con la pieza o probeta que fue sometida a un ensayo o fue expuesta a corrosión, se practiquen varios ciclos de inmersión en la solución respectiva pesando luego ésta, hasta obtener una serie de datos en base a los resultados obtenidos restando del peso inicial de la pieza o probeta (antes del ataque corrosivo) el peso actual de la probeta (luego de el primer, segundo, tercer ciclo de inmersión). Gracias a esta serie de datos, es posible obtener un gráfico de pérdida de peso en función al ciclo de remoción como se puede ver en el gráfico de la Figura 1. La pérdida de peso real y que debe ser utilizada

para los cálculos de velocidad de corrosión, se obtiene por extrapolación de la gráfica a lo que podría llamarse el ciclo 0. En el gráfico de la Figura 1, para las rectas tipo (2) y (3), las pérdidas de peso para el ciclo 0 corresponden a los puntos D´ y D´´. Para el caso (1), cuando el metal tiende a un comportamiento similar, la extrapolación se la realiza con la segunda parte de la recta y por lo tanto, la pérdida de peso para el ciclo 0 corresponde al punto D. Posteriormente, dividiendo el valor de la pérdida de peso para el ciclo 0 entre la superficie atacada o expuesta de la pieza o probeta y el tiempo de exposición al ataque corrosivo, se obtiene la velocidad de corrosión en unidades de peso por unidad de superficie y tiempo.

1. ISO 8407, Metals and alloys - Procedures for removal of corrosion products from corrosion test specimens.

2. ISO 9226, Corrosion of metals and alloys - Corrosivity of atmospheres - Determination of corrosion rate of standard specimens for the evaluation of corrosivity.

Figura 1. Representación gráfica de la pérdida de peso en función al ciclo de remoción.

LABORATORIOS CON QUE CUENTA EL IMETMAT

NOMBRE LABORATORIO

PROPÓSITO Y/O CAPACIDADES DEL

LABORATORIO

EQUIPO CON EL QUE CUENTA EL LABORATORIO

LABORATORIO DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

Molienda, beneficio y concentración de minerales metálicos y no metálicos. Investigación, apoyo académico consultorías y servicios.

Chancadora, Molinos, Pulverizadores, Mesas Concentradoras, Celdas de Flotación, pHmetros, equipos de Clasificación, Tamices, Jigs, Separador Magnético, Centrifugadora Falcon, Compresora, Filtros, Planchas secadoras, Balanzas, Microscopios y otros.

LABORATORIO DE HIDROMETALURGIA

Procesos hidrometalúrgicos. Investigación, consultorías y servicios, Investigación, apoyo académico.

Autoclaves, celdas, otros

LABORATORIO DE PIROMETALURGIA Y ELECTROMETALURGIA

Procesos pirometalúrgicos y electrometalúrgicos. Investigación, apoyo académico, consultorías y servicios.

Hornos eléctricos y a gas, Fuentes, Celdas Electrolíticas

LABORATORIO DE METALURGIA FÍSICA

Análisis metalográfico, defectología, ensayos de dureza, tratamientos térmicos. Investigación, apoyo académico consultorías y servicios.

Microscopio Metalográfico, Cámara Video USB para Microscopio, Durómetro Rockwell Sup. Vibrador de ultrasonido, Equipos de desbaste y pulido

LABORATORIO DE ARENAS DE MOLDEO

Determinación de propiedades físicas y mecánicas de arenas de moldeo. Investigación, apoyo académico, consultorías y servicios.

Máquina de resistencia, Compactadora, Humectómetro, Permeómetro, Agitadores Equipo de Azul de Metileno, Lavador de Ultrasonido

TALLER DE FUNDICIÓN Moldeo y fabricación de piezas fundidas en aleaciones no ferrosas y ferrosas. Investigación, apoyo académico consultorías y servicios.

Hornos a gas, Mezcladora de arenas, Pirómetro de inmersión, Eutectómetro, Cajas de Moldeo, herramientas de trabajo, Pernadora de Arena Sistema de Control de Combustión.

LABORATORIO DE CERÁMICOS

Determinación de propiedades físicas, químicas y mecánicas de materiales cerámicos. Defectología. Preparación de pastas y fabricación de piezas cerámicas por Compactación, Prensado y Barbotinas. Investigación, apoyo académico, consultorías y servicios.

Horno eléctrico, Prensas Hidráulicas, Microscopio Estereográfico, Molinos de Porcelana, Humectómetro, Cámara de Eflorescencia, Balanzas, Morteros, herramientas de trabajo.

LABORATORIO DE CORROSIÓN

Ensayos de corrosión. Investigación, apoyo académico consultorías y servicios.

Potenciostato, Celdas y otros

LABORATORIO QUÍMICO Análisis químico de minerales metálicos y no metálicos, metales y aleaciones. Investigación, consultorías y servicios.

Espectrofotómetro de Absorción Atómica, Espectrofotocolorímetro UV, Análisis Químico Vía Húmeda, Balanza Electrónica, Balanzas, pHmetros, Analizador por C y S, Agitadores, material de vidrio y porcelana.

TALLER MECÁNICO Soporte de apoyo técnico, mantenimiento mecánico y eléctrico, soldadura, corte.

Máquina de Soldar de Electrodo Revestido, Equipo oxiacetilénico, Prensas, Esmeril, Herramientas varias.

UNIVERISIDAD MAYOR DE SAN ANDRÉS

INSTITUTO DE INVESTIGACIONES METALÚRGICAS Y DE MATERIALES

- IIMETMAT -

AREA DE METALURGIA

AREA DE MATERIALES

AREA DE SIDERURGIA

AL SERVICIO DE LA INDUSTRIA METALÚRGICA Y DE MATERIALES

Teléfono: 2210402 Fax: 2260106 e-mail: [email protected] Calle Santa Rosa Nº 100, esq. Av. Las Américas, Villa Fátima

- CONCENTRACIÓN DE MINERALES - HIDROMETALURGIA - ELECTROMETALURGIA - PIROMETALURGIA - MEDIO AMBIENTE - ANÁLISIS QUÍMICO - ASESORAMIENTO Y ASISTENCIA

TÉCNICA

- FUNDICIÓN - MATERIALES METÁLICOS - MATERIALES CERÁMICOS - MATERIALES POLIMÉRICOS - CORROSIÓN - DESGASTE - ANALISIS DE FALLO - ANÁLISIS QUÍMICO - ASESORAMIENTO Y ASISTENCIA TÉCNICA

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