Unidad 2 y 3 Electro
Unidad 2 y 3 Electro
Unidad 2 y 3 Electro
METALURGIA
Unidad II y III
1 Resumen Ejecutivo............................................................................................................................... 6
2 Objetivo................................................................................................................................................... 7
2.1 Objetivos Especificos ...................................................................................................................... 7
3 Electro – obtención de Cobre ............................................................................................................. 8
3.1 Celda Electrolítica ......................................................................................................................... 9
3.1.1 Configuración de circuitos ................................................................................................. 10
3.1.2 Características de las conexiones eléctricas ................................................................. 10
3.1.3 Diseño y materiales para celdas electrolíticas ............................................................... 11
3.1.3.2 Celdas para lecho particulado fluidizado .................................................................... 12
3.1.3.3 Celda para producción directa de láminas de metal ................................................. 12
3.1.3.5 Celda convencional para electrólisis en medio acuoso ............................................ 13
3.1.4 Materiales............................................................................................................................. 14
3.1.5 Eficiencia y densidad de corriente ................................................................................... 14
3.1.6 Proceso de Celdas Electrolíticas...................................................................................... 15
3.2 Tipos de Electrodos.................................................................................................................... 17
3.3 Energía requerida ....................................................................................................................... 23
4 Aplicaciones Industriales ................................................................................................................... 30
4.1 Electro-obtención de Cu a partir de soluciones ricas de lixiviación .................................... 31
4.2 Electro-obtención de Cu a partir de soluciones de striping de extracción por solvente .. 34
4.3 Electro-obtención de Cu a partir de soluciones cloruradas ................................................. 35
5 Electro-obtención del Oro y Plata de soluciones cianuradas ...................................................... 37
5.1.1 Mecanismo de cianuración: .............................................................................................. 37
5.1.2 Efecto de la concentración de cianuro en el % de disolución: .................................... 38
5.1.3 Efecto del oxígeno en la disolución del oro y la plata: .................................................. 38
5.1.4 Efecto de la alcalinidad: ..................................................................................................... 39
5.1.5 Efecto de temperatura: ...................................................................................................... 39
5.2 Reacciones catódicas ................................................................................................................ 40
5.3 Reducción de O2 y H20............................................................................................................. 41
5.4 Reacciones anódicas ................................................................................................................. 41
5.5 Efecto de variables ..................................................................................................................... 41
5.5.1 Variables de cianuración: .................................................................................................. 42
6 Electro-obtención de Zinc .................................................................................................................. 42
6.1 Reacciones electródicas............................................................................................................ 43
2
6.2 Aspectos termodinámicos ......................................................................................................... 44
6.3 Estudio de variables del proceso ............................................................................................. 44
6.4 Potencial de celda y aditivos..................................................................................................... 48
6.4.1 Reactivos de adición .......................................................................................................... 48
6.4.2 Descripción del proceso .................................................................................................... 49
6.4.3 Equipos y elementos utilizados en el proceso: ....................................................... 51
7 Dimensionamiento de Celdas ........................................................................................................... 53
7.1.1 Descripción de la planta de electro-obtención y manejo de cátodos ......................... 53
7.1.2 Características de fluidos principales de procesos: ...................................................... 55
7.1.3 Descripción de las instalaciones y equipos principales ................................................ 59
8 Electro-refinación de metales y sales fundidas.............................................................................. 62
8.1 Electro-refinación del Cobre. .................................................................................................... 62
8.1.1 Características y calidad de los ánodos solubles .......................................................... 66
8.1.2 Reacciones electródicas .................................................................................................... 68
8.1.3 Aspectos termodinámicos ................................................................................................. 69
8.1.4 Estudio de variables ........................................................................................................... 70
8.1.5 Calidad de cátodo obtenido .............................................................................................. 71
8.2 Electro-refinación de oro y plata. ............................................................................................. 71
8.2.1 Características y calidad de ánodos solubles ................................................................ 73
8.2.2 Aspectos termodinámicos ................................................................................................. 73
8.2.3 Reacciones electródicas .................................................................................................... 75
8.2.4 Tipos de celdas ................................................................................................................... 75
8.3 Electro-refinación de Plomo ...................................................................................................... 75
8.3.1 Características y calidad de ánodos solubles ................................................................ 77
8.3.2 Tipos de electrolitos ........................................................................................................... 79
8.3.3 Voltaje de celda................................................................................................................... 79
8.4 Electrolisis de sales fundidas .................................................................................................... 80
8.4.1 Obtención de sodio............................................................................................................. 81
8.4.2 Obtención de aluminio ....................................................................................................... 83
9 Conclusión ........................................................................................................................................... 98
10 Bibliografía ....................................................................................................................................... 99
3
Tabla de Ilustraciones
5
1 Resumen Ejecutivo
6
2 Objetivo
7
3 Electro – obtención de Cobre
La electro-obtención, tiene por objeto realizar una precipitación, selectiva, o colectiva, por medio
de Electrolisis de algún (nos) elemento(s) desde una solución.
8
están conectadas formando un circuito en que la corriente entra por los ánodos (polo positivo),
viaja a través del electrolito y sale por los cátodos. El proceso de realiza mediante la aplicación
de una corriente eléctrica de baja intensidad, la cual provoca que los cationes de Cu, de carga
+2 (Cu+2) sean atraídos hacia el polo negativo o cátodo y se depositen sobre éste en forma
metálica y de carga cero (Cu0), con una pureza de 99,99% cobre.
Las celdas de electrolisis suelen estar construidas en hormigón prefabricado y reforzado. Están
recubiertas internamente por plomo o por un plástico termo resistente del tipo PVC o polietileno
de alta densidad los cuales pueden estar pre moldeados. Las dimensiones de las celdas varían
mucho de una planta a otra dependiendo del número de electrodos, de su tamaño y de la
separación entre los mismos, en las electrolisis del cobre y del zinc la separación entre los
cátodos es de unos 9 a 10 cm, aunque el número de electrodos es muy variable.
En cada celda, por supuesto, los cátodos se sitúan alternamente con los ánodos. Todos los
cátodos se sitúan se conectan juntos en paralelo así como todos los ánodos. Las células se
conectan en serie lo que supone que los cátodos de una celda están unidos a los ánodos de la
siguiente. El número de celdas en cada serie de ellas también varía considerablemente de unas
instalaciones a otras.
Para que el proceso se realice de manera eficiente se requiere considerar los siguientes
aspectos:
9
3.1.1 Configuración de circuitos
Para proveer de la corriente continua que requiere el proceso de electrólisis, se utilizan equipos
rectificadores de corriente que mantienen constantes las características del flujo eléctrico. La
tecnología de los rectificadores ha evolucionado siendo actualmente la norma el uso de transfo-
rectificadores tristorizados, lo que ha hecho a estos equipos más accesibles y económicos. Los
requerimientos de filtros para el control de corrientes armónicas constituyen en la actualidad los
mayores factores del aumento de costos de estos rectificadores. Los filtros se utilizan para lograr
un mejor efecto con dos unidades (celdas de electroobtención), en vez de una sola.
Las conexiones eléctricas de las celdas de electroobtención son muy sencillas, ya que se intenta
disminuir los trayectos, en corriente continua y alta tensión, desde los rectificadores de corriente
hasta los bancos de celdas electrolíticas.
Dos secciones separadas por un patio central de trabajo, como es el caso en las plantas de EW
de Quebrada Blanca, Mantoverde, Lince y Santa Bárbara (con una capacidad de producción
entre 45.000 y 8.0000 ton de cátodos de cobre al año).
Sólo una sección, como en las operaciones de EW de Lo Aguirre, Dos Amigos, Biocobre y El
Teniente, diseñadas para menos de 25.000 ton/año de cobre fino.
Cuatro secciones, como en las plantas de operación de El Abra y Radomiro Tomic, diseñadas
para hacer EW de más de 200.000 ton/año de cátodos de cobre.
10
2) Barra triangular: En este caso la conexión eléctrica es en serie, con una barra triangular
(de 2 a 2,5 cm de arista) que sirve de apoyo y contacto en su eje afilado, para los ánodos
de una celda y los cátodos de la celda contigua. Este es el sistema más utilizado.
Como los cátodos de un lado y los ánodos de la celda contigua, están todos conectados en
paralelo a través de esta barra de contacto, es importante un buen y constante aseo de los
contactos.
También, se debe comprobar uno a uno los respectivos apoyos, ya que los electrodos deben
recibir la misma corriente. Cuando unos reciben más corriente que otros, se producen
densidades de corriente muy diferentes, que inducen el crecimiento de dendritas, que pueden
provocar cortocircuitos y calentar las barras y contactos hasta incluso llegar a derretir los apoyos
de los aisladores de plástico. Para detectar estos puntos anómalos se pueden usar un
gaussmetro, detectores de temperatura con visores infrarrojos, o bien el monitoreo de voltaje de
cada celda. Lo importante es corregir rápidamente la anomalía para maximizar la eficiencia de
Por su parte, la circulación de la corriente de ánodo a cátodo a través del electrolito, se puede
determinar mediante el movimiento de los cationes en la solución, y por medio de las barras y los
contactos de apoyo, a través de la circulación de los electrones en el sólido conductor.
Hay una gran variedad de celdas electrolíticas. La fabricación y selección de ellas depende de
factores tales como:
11
En soluciones acuosas, las celdas de EW y de ER convencionales varían muy poco entre sí, lo
que no sucede en otros casos, los que se detallan a continuación:
Para las sales fundidas, la situación es muy diferente de un caso a otro, considerando si el metal
se puede depositar en un líquido más pesado o más liviano que el electrolito mismo. Es así que
para cada situación se requiere un diseño específico.
Por ejemplo, la producción del aluminio es diferente a otros casos de sales fundidas, ya que los
ánodos son consumibles.
Desde hace años, los lechos de material particulado como concentrados de sulfuros, cementos
agranallados, mata agranallada y recortes de recuperación secundaria de metales, son un
desafío interesante para la electrólisis directa, que evite los pasos intermedios, ya sea por vía
pirometalúrgica o por lixiviación y purificación.
En estos casos se logran altas densidades de corriente, de 10 a 100 veces las alcanzadas en los
sistemas convencionales, debido al permanente movimiento y fricción de las partículas, lo que
ayuda a despolarizarlas, y desprende los eventuales residuos de la disolución del ánodo de
partida. Por ejemplo, el azufre elemental de un sulfuro.
En este caso, los tamaños de las instalaciones son menores, lo que incide en disminuir
significativamente los costos de capital de inversión. Sin embargo, aún las aplicaciones son
escasas, a nivel piloto y sin divulgación masiva.
Mediante este tipo de celdas se puede lograr en forma directa y continua la preparación de una
lámina de cobre electrolítico. Esta celda contiene un cátodo en forma de tambor, parcialmente
12
sumergido en el electrolito de la celda, y que gira con velocidad variable de acuerdo al espesor
de la lámina que se desea obtener.
El diseño de celdas electrolíticas para medios acuosos varía muy poco, ya que en general se
trata de ánodos y cátodos suspendidos verticalmente, frente a frente unos de otros.
Las diferencias tienen que ver con el uso final, según se trate de electroobtención (EW) o de
electrorrefinación (ER). En EW es más necesario renovar y agitar el electrolito frente a las
placas, ya que con la nueva solución se renueva el metal para la depositación.
En el caso de la EW de cobre, cerca del fondo de las celdas electrolíticas existe un anillo de
distribución de soluciones, que consiste en una cañería perimetral con una perforación frente a
cada espacio interplaca ánodo-cátodo.
En ambos casos debe cuidarse de reservar un cierto espacio en el fondo de la celda para la
acumulación y evacuación de los residuos de ánodos en el caso del EW, y de barros anódicos,
en la ER.
En ambos casos (EW y ER), y tanto para cobre como níquel, se debe cuidar el ingreso y
distribución del electrolito en las celdas para evitar la contaminación de los cátodos con la
remoción accidental de las impurezas acumuladas en el fondo de la celda.
13
En la EW de oro y plata, cuando se escoge un diseño rectangular convencional, se suele usar
como cátodo un canastillo (paralelepípedo rectangular) relleno con esponja o virutilla de acero.
En esencia, este cátodo no difiere de otros cátodos verticales.
3.1.4 Materiales
A principios del siglo XX, las celdas eran de concreto revestidas de una protección estanca
(lámina de plomo soldado). En la década de los '70 se introdujeron los revestimientos de
membrana de plástico resistente al calor y a los productos químicos del electrolito (entre ellas, el
paraliner). A fines de los años ‘80 se consolidó el uso de un nuevo producto: el hormigón
polimérico, que es un hormigón formado por resina de poliéster -que actúa como ligante-, y
arena de cuarzo -que actúa como carga-, que permitió eliminar los revestimientos de membranas
y hacer celdas monolíticas prefabricadas, de una sola pieza.
En la EW, hay muchas reacciones posibles -tanto catódicas como anódicas-, potencialmente
competitivas a la reacción principal, de modo que la desviación del 100% de uso teórico de la
corriente se explica por varias razones.
Otra causa de aparente ineficiencia suele ser la pérdida de corriente por cortocircuitos -entre
ánodo y cátodo, así como entre celda y celda- o por fugas de corriente a través de las
estructuras de la nave electrolítica o de las propias celdas. Muchas plantas en operación tienen
fugas de corriente sin percibirlo, y combaten la supuesta ineficiencia de corriente, pensando en
una causa electroquímica, cuando en realidad se trata de una falla estructural, o de simple
mantención y limpieza.
14
Siempre hay que recordar que el metal sólo puede depositarse con la corriente que
efectivamente pasa por el electrolito.
Alcanzan fácilmente los 10 y 15 kA/m2 (kilo amperes por metro cuadrado). Ello se debe a
factores como la gran conductividad que se logra a altas temperaturas, la ausencia de
limitaciones físicas para el desplazamiento de la corriente y el uso directo de ella en el baño
electrolítico, sin posibilidad de fugas.
Están entre 200 y 300 A/m2, particularmente en los casos de EW y ER de cobre y níquel. Si las
geometrías de los electrodos son distintas entre sí, puede haber diferentes densidades en el
ánodo en relación al cátodo (desde el punto de vista práctico, la que interesa es la catódica).
Las celdas electrolíticas están dispuestas en una sola sección que consta de dos filas de 50
celdas cada una, haciendo total de 100 celdas, cada celda contiene 67 ánodos y 66 cátodos. Las
celdas en cada fila están conectadas eléctricamente en serie y los cátodos individuales están
conectados en paralelo en cada celda. El electrolito a EW se bombea desde el tanque de
recirculación de electrolito (TK-400-036, lado del electrolito a EW), hacia la línea de alimentación
a celdas de electro-obtención, por las bombas (PP-400-046, 047 y 048). El flujo total de
electrolito a las celdas es de 1 530 m3/h aproximadamente. La mayor parte del flujo de electrolito
(90% aproximadamente), es bombeado directamente a las celdas, que constituye un flujo
nominal de 1 350 m3 /h; la otra parte es derivada al intercambiador de calor (HX-400-001,
electrolito a EW /agua caliente) para alcanzar una temperatura entre 47oC a 50oC, con un flujo
nominal de 150 m3 /h aproximadamente. El electrolito se distribuye uniformemente a través de
las celdas electrolíticas y sobre las caras de los cátodos gracias al marco distribuidor de
15
electrolito. Las celdas tienen un drenaje en la parte inferior (tubería de 3”) y otro en la pared del
lado de descarga dela celda (tubería de 2”), hacia el cajón de drenaje general de la casa de
celdas; en la parte superior delas celdas se tiene un soporte para las pasarelas y varios soportes
de la barra colectora. Cada una de las celdas tiene una válvula manual de 3” de ingreso de
electrolito, correspondiéndole a cada celda un flujo de 15 m3/h aproximadamente. A medida que
el electrolito fluye a través de la celda, el cobre se deposita electrolíticamente sobre la plancha
madre (cátodo permanente), y el oxígeno es liberado en forma de gas en el ánodo. El cobre se
acumula sobre la superficie de la plancha madre por un período de 7 días. Al final del ciclo de
deposición de 7 días, las planchas madre se cosechan (se retiran) de las celdas y se llevan a la
máquina despegadora de cátodos, donde se separan las láminas de cobre catódico de las
planchas madre. Estas planchas madre se reparan o pulen si es necesario y se retornan a las
celdas de electro-obtención para iniciar un nuevo ciclo de deposición de 7 días. Después de que
el electrolito fluye a través de la celda, rebosa en el extremo opuesto de la admisión de
alimentación a través de un cajón de rebose. El electrolito descargado (electrolito pobre), es
recolectado desde el cajón de rebose por medio de una manguera flexible, a un colector común,
para luego fluir por gravedad al tanque de recirculación de electrolito (TK-400-036, lado del
electrolito pobre).La energía de corriente continua (DC) para las celdas, es suministrada por dos
rectificadores /transformadores (RF-500-971 y 972), que operan en paralelo para suministrar
energía a las celdas (EW-500-001 a 100).
16
degradación, el sistema de energía de respaldo se pone en marcha automáticamente. El
generador entrega la energía necesaria para el rectificador de respaldo que proporciona
suministro a las celdas de electro-obtención durante el corte de energía principal.
Los electrodos son planchas metálicas que se usan para hacer pasar la corriente eléctrica por el
electrolito. El cátodo inicial (carga negativa), es una plancha de acero inoxidable 316L y el ánodo
(carga positiva), es una plancha rolada en caliente de plomo-calcio-estaño. Para realizar la
descomposición de la solución de sulfato de cobre, la corriente eléctrica continua (CC) cierra un
circuito; ingresa por el ánodo, atraviesa la solución electrolítica y sale por el cátodo.
Es deseable que los ánodos sean completamente insolubles. Cualquier disolución produce iones
metálicos que pueden ser reducidos catódicamente o pueden formarse precipitados que
finalmente contaminan el metal depositado en el cátodo.
El material anódico tradicional ha sido el plomo o mejor sus aleaciones conteniendo un 5-10% de
antimonio. Estas aleaciones se corroen algo anódicamente de lo que resulta una cierta
contaminación de los cátodos con plomo. Este fenómeno no es muy importante en sistemas que
utilizan electrolitos poco ácidos pero pueden llegar a ser preocupante en sistemas muy ácidos
como es el caso de la electrólisis de las disoluciones de zinc o de las de cobre.
Más recientemente, se han utilizado otras aleaciones de plomo como la que contiene un 0,06%
de calcio, en el caso de la electrodeposición de cobre, o la que tiene 0,5 o 0,75% de plata, en el
caso de la electro-obtención de zinc. Durante el uso de esta última aleación, se forma en su
superficie un recubrimiento protector a base de dióxidos de manganeso y de plomo los cuales
pueden ser inducidos a formarse mediante un pre-tratamiento adecuado del electrodo.
Los ánodos de base titanio recubiertos con distintos materiales han sido objeto de muchos
estudios. El titanio con platino superficial es el más conocido pero otros recubrimientos con
óxidos de rutenio o de iridio también se han probado. Las propiedades físicas y mecánicas del
titanio permiten tener ánodos más ligeros, mejor conformados y de menor consumo energético.
17
mecánicos. Una vez separada, la lámina se prepara para su uso como cátodo enderezándola,
endureciéndola por deformación y adaptándola unas solapas que le permitirán ser colgadas en
el interior de la celda de electrolisis. Las dimensiones de los cátodos son de aproximadamente
1m x 1m aunque la tendencia es la de utilizar cátodos cada vez mayores.
En la electrólisis del zinc las almas de los electrodos son de difícil obtención por lo que el soporte
catódico inicial es una lámina de aluminio el cinc se deposita durante mas o menos 24 horas y el
metal se recupera manualmente o automáticamente, con las maquinas adecuadas.
En muchas aplicaciones es deseable que el potencial de media celda de uno de los electrodos
sea conocido, constante y completamente insensible a la composición de la solución en estudio.
Un electrodo con estas características, se denomina electrodo de referencia.
El potencial de esta celda varía con la concentración del cloruro x, y esta cantidad debe
especificarse al escribir el electrodo. En la tabla siguiente se pueden ver los diferentes nombres
de los electrodos de calomel según la concentración de cloruro de potasio, y las expresiones que
permiten calcular los potenciales de electrodos para las medias celdas de calomel respecto al
electrodo estándar de hidrogeno, a temperaturas t menores de 25°C.
18
Ilustración 4 Potencial de Electrodo
El electrodo saturado de calomel (SCE) es el más utilizado por la facilidad de su preparación. Sin
embargo, comparado con los otros dos, posee un coeficiente de temperatura algo mayor. Se
pueden obtener en el comercio varios tipos de electrodos de calomel que resultan adecuados; en
la Figura se muestra un modelo típico. El cuerpo del electrodo consiste en un tubo de vidrio de 5
a 15 cm de largo y 0,5 a 1 cm de diámetro. Un tubo interior contiene una pasta de mercurio-
cloruro de mercurio (I) conectado a la solución saturada de cloruro de potasio del tubo externo, a
través de un pequeño orificio.
19
Ilustración 6 Electrodo de Plata
La media reacción es
Normalmente, este electrodo se prepara con una solución saturada de cloruro de potasio, siendo
su potencial a 25°C de +0,197 V respecto al electrodo estándar de hidrógeno.
Se utilizan para la cuantificación del catión proveniente del metal con que está construido el
electrodo. Varios metales por ejemplo plata, cobre, mercurio, plomo y cadmio presentan medias
reacciones reversibles con sus iones y son adecuados para la construcción de electrodos de
primera especie. Por el contrario, otros metales no son muy satisfactorios como electrodos
indicadores porque tienden a desarrollar potenciales no reproducibles influidos por tensiones o
deformaciones en su estructura cristalina o bien por el recubrimiento de óxido sobre su
superficie.
20
Los metales de esta categoría comprenden hierro, níquel, cobalto, tungsteno y cromo. La
aplicación de la ecuación de Nernst proporciona la relación entre el potencial del electrodo y la
concentración del catión. Por ejemplo, el potencial del electrodo de primera especie de cobre
será:
Un electrodo metálico responde también en forma indirecta a los aniones que forman
precipitados escasamente solubles o complejos con su catión. En el primer caso, basta sólo con
saturar la solución en estudio con la sal muy poco soluble. Por ejemplo, el potencial de un
electrodo de plata reflejará exactamente la concentración de ion yoduro en una solución que está
saturada con yoduro de plata. En estas condiciones, el funcionamiento del electrodo puede
describirse por
Un electrodo de plata que funciona como electrodo indicador para el yoduro, constituye un
ejemplo de electrodo de segunda especie debido a que mide la concentración de un ion que no
participa directamente en el proceso de transferencia de electrones. Un electrodo de segundo
orden importante para la medida de la concentración del anión del EDTA Y4- se basa en la
respuesta de un electrodo de mercurio en presencia de pequeñas concentraciones del complejo
estable del EDTA con el Hg(II). La media reacción para el proceso del electrodo puede escribirse
como
21
Para emplear este sistema de electrodos, es necesario introducir desde el principio una pequeña
concentración de HgY2- en la solución del analito. El complejo es muy estable (para HgY2-, kf =
6,3·1021); en consecuencia, su concentración permanece prácticamente constante a través de
una amplia gama de concentraciones de Y4- debido a que la disociación del complejo para
formar Hg2+ es mínima. La ecuación anterior puede entonces escribirse en esta forma
Este electrodo de segunda especie es útil para establecer el punto final en las titulaciones con
EDTA.
Si se introduce una cantidad pequeña y constante de mercurio(II) en una solución que contiene
ion calcio y ion EDTA, además del equilibrio mostrado anteriormente, tenemos
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Debido a que el ion calcio está en exceso en la solución y que la constante de formación del
complejo metal-EDTA es razonablemente grande, [CaY2-] al igual que [HgY2-] permanecerán
aproximadamente constantes, y la ecuación anterior se reduce a
Con estas limitaciones, el electrodo de mercurio funciona como electrodo de tercera especie
para el ion calcio. Este electrodo es importante en las titulaciones potenciométricas que
involucran el uso de EDTA.
La tecnología convencional para la recuperación del cobre metálico por vía húmeda se aplica a
los licores producidos en la lixiviación ácida de los minerales oxidados de cobre a través de dos
vías diferentes. La primera de ellas, la cementación, encuentra acomodo en el tratamiento de
disoluciones muy diluidas las cuales se someten a reducción con chatarra de hierro. El proceso
de cementación conduce a un polvo de cobre muy pobre que posteriormente debe ser todavía
tratado para recuperar el metal contenido. La segunda vía tratado para recuperar el metal
contenido. La segunda vía se utiliza para el tratamiento de disoluciones que mínimamente
contengan 20-25g/L -1 de cobre y que por tanto pueden ser sometidas directamente a
electrólisis. Esta segunda posibilidad puede conducir también a un metal muy impuro
dependiendo de los metales contenidos en la disolución de partida. Esto último es bastante
frecuente y para resolverlo las disoluciones de cobre pueden ser purificadas y concentradas
utilizando la extracción con disolventes antes de su electrólisis. El resultado entonces, es una
muy buena calidad en el cobre obtenido. Cuando se somete a electrólisis una disolución ácida
de sulfato de cobre, entre un cátodo de este metal y un ánodo, generalmente, de plomo las
reacciones que tienen lugar en los electrodos son la siguiente ecuación
En la disolución, además del Cu2+ también hay iones H+ aunque al ser potencial de estos iones
menos noble que el del cobre no se descarga en el cátodo.
Además de la descomposición anódica del agua, los iones hidroxilo también pueden ser
oxidados a los potenciales de trabajo aunque su concentración suele ser tan reducida en una
disolución ácida que esta reacción principal fuera la de descomposición de este anión en vez de
23
la descomposición del agua. Sin embargo, el potencial necesario para ello es tan elevado que la
reacción sobre el sulfato no ocurre. Resumiendo, la reacción y el potencial neto de la célula
serán:
Esta reacción indica que si se aplica un potencial mayor que 0,89 V entre los electrodos antes
citados, se comienza a depositar cobre en el cátodo y a desprenderse oxígeno en el ánodo. Sin
embargo, en la práctica comercial, como es sabido, se requiere un potencial bastante mayor
para mantener una densidad de corriente constante. Esto es así porque el potencial a aplicar
depende además de un número importante de otros fenómenos y esencialmente de las
resistencias del circuito. Así al potencial teórico o de descomposición hay que unir el sobrevoltaje
para desprender oxígeno en el ánodo y la caída óhmica del electrolito. Normalmente, en el
potencial que se va a aplicar no se considera ni el término de sobrevoltaje catódico, debido a la
deposición del cobre, ni la resistencia de los contactos eléctricos en el sistema ya que su
magnitud es muy reducida. Es importante mencionar que el sobrevoltaje de oxigeno es más o
menos el 50% del potencial neto de la célula y por tanto contribuye significativamente al
consumo energético del sistema. La caída óhmica también puede ser considerable para altas
densidades de corriente aunque se puede controlar trabajando con electrólitos lo mas ácidos
posible y juntando los electrodos al máximo dentro de la celda de electrolisis.
Además del potencial de electrodos y del sobrevoltaje, la densidad de corriente límite es también
otro parámetro importante a tener en cuenta. Para que haya una densidad de corriente constante
a un potencial de celda constante, es necesario que un número suficiente de iones sea
transportado a la superficie del electrodo por difusión como consecuencia de los
correspondientes gradientes de concentración. Conforme la densidad de corriente aumenta la
difusión de los iones cobre a la superficie se vuelve cada vez más difícil hasta no poder
compensar los iones que se reducen sobre el electrodo. Entonces, se define la densidad de
corriente límite como la densidad de corriente más allá de la cual el voltaje de la celda debe ser
incrementado significativamente para que se produzca un pequeño aumento adicional en dicha
densidad de corriente. El valor de la densidad de corriente limite depende de la concentración de
cobre y del coeficiente de transferencia de masa hacia el electrodo. En un proceso convencional
de electrolisis de obtención de cobre, se obtiene un metal de alta calidad con densidades de
corriente del orden de 200 A x m-2, que es un valor por debajo de la densidad de corriente limite
los depósitos que se forman a la densidad de corriente limite y por encima de ellas, son rugosos,
menos densos, menos puros y generalmente inaceptables para su uso comercial.
Si una celda electrolítica funcionara de forma ideal toda la corriente que pasara a su través
debería servir para depositar cobre. La cantidad teórica de metal depositado como es sabido,
24
viene dada por la ley de Faraday según la cual más o menos 96.500 culombios deben depositar
un equivalente electroquímico del metal, es decir 31,77 g de cobre. En la práctica sin embargo,
la cantidad real de electricidad necesaria para depositar ese equivalente gramo es superior a la
ideal debido a distintas pérdidas de corriente por malas conexiones, perdidas a tierra,
insuficiente movimiento del electrolito o cortocircuitos entre electrodos por un crecimiento
irregular de los mismos. Entonces el rendimiento de corriente siempre es menor al 100% aunque
en el caso del cobre no se aleja mucho de este máximo. En una celda convencional de
electrolisis las necesidades de energía se sitúan entre 0,16 y 2,5 Kwh x Kg-1 de cobre.
Voltaje %
Diferencia de potenciales de 0.89 43
equilibrio
entre reacción anódica y
catódica:
Como se puede apreciar, el sobre potencial anódico en conjunto con la diferencia de potenciales
de equilibrio entre las reacciones anódica y catódica representan un 84% del voltaje total de
celda; es decir, son los principales responsables de los actuales consumos energéticos de la EO
convencional.
Las celdas contienen entre 60 a 67 ánodos y una cantidad de cátodos igual a la cantidad de
ánodos menos uno; aunque estos números pueden variar dependiendo del dimensionamiento de
la nave. En el plano eléctrico las celdas se encuentran conectadas en serie y los cátodos están
25
conectados en paralelo en cada celda. La energía necesaria para el proceso es entregada por
rectificadores en corriente continua (CC); con un voltaje de celda de 2 [V] y una densidad de
corriente cercana a los 280 [A/m2], con una eficiencia de corriente de un 90% y obtener un cobre
de calidad de 99,99% de pureza.
Ilustración 7 Celdas
Esta controla tres variables del proceso de electro obtención de cobre: la eficiencia de corriente
de celda, el consumo de energía y la producción; y afecta en otros parámetros tales como la
calidad física y química del depósito. Una alta densidad de corriente genera problemas tales
como una deposición pulvurenta de pésima adherencia y de baja calidad por la generación de
hidrógeno gaseoso, además disminuye la eficiencia de corriente debido a un crecimiento
dendrítico. Otros efectos que pueden producirse son el aumento de voltaje de celda, mayores
costos de energía y aumento de cortocircuitos.
Pero en cambio los beneficios son el aumento de la cinética del proceso, disminución de equipos
e inventario de cobre y una mayor producción, y si los valores son de 280-300 [A/m2] se puede
obtener cobre catódico de buena calidad en condiciones de operación constante.
26
Ilustración 8 Voltaje de Celdas
El valor de la resistencia Ohmmica varía entre 0,15 [V] y 0,5 [V], y se debe a la resistencia que
presenta la solución; la cual puede ser afectada por la concentración de iones, la concentración
de ácido libre y la temperatura. Otro factor que influye es la geometría de la celda, el
espaciamiento de los electrodos y el área transversal de flujo de corriente eléctrica.
La caída de potencial de los contactos y conductores no disminuye de 0,1 [V] total, puesto que
las barras pueden sufrir sulfatación por derrames de solución en la cosecha; pero se acepta un
valor 0,005 [V/contacto].
Para que el proceso se realice eficientemente se requiere considerar los siguientes aspectos:
Para proveer de la corriente continua que requiere el proceso de electrólisis, se utilizan equipos
rectificadores de corriente que mantienen constantes las características del flujo eléctrico. La
tecnología de los rectificadores ha evolucionado siendo actualmente la norma el uso de
transfo-rectificadores tristorizados, lo que ha hecho a estos equipos más accesibles y
económicos. Los requerimientos de filtros para el control de corrientes armónicas constituyen en
la actualidad los mayores factores del aumento de costos de estos rectificadores. Los filtros se
utilizan para lograr un mejor efecto con dos unidades (celdas de electro obtención), en vez de
una sola.
27
3.3.1.2.2 Características de las conexiones eléctricas:
Normalmente, las conexiones eléctricas de las celdas de electro obtención son muy sencillas, ya
que se intenta disminuir los trayectos, en corriente continua y alta tensión, desde los
rectificadores de corriente hasta los bancos de celdas electrolíticas.
En general, la conexión se hace con paquetes de estas barras, apernadas y con distanciadores
que permitan la circulación interna de aire para la mejor refrigeración. Estas son conocidas con
su nombre en inglés: bus-bars
Al poner las celdas en serie, se requiere sólo una conexión en los extremos del banco de celdas.
Si al término del primer banco, éstas se conectan con un solo conductor a otro banco paralelo a
su lado, el recorrido desde el rectificador disminuye aún más.
Este tipo de conexiones es la más usada en la mayoría de las instalaciones recientes para
electro obtención de cobre.
De esta forma, varias unidades similares constituyen las diversas secciones de una operación
más grande, por ejemplo:
Dos secciones separadas por un patio central de trabajo, como es el caso en las plantas de EW
de Quebrada Blanca, Manto verde, Lince y Santa Bárbara (con una capacidad de producción
entre 45.000 y 8.0000 ton de cátodos de cobre al año).
Sólo una sección, como en las operaciones de EW de Lo Aguirre, Dos Amigos, Bio cobre y El
Teniente, diseñadas para menos de 25.000 ton/año de cobre fino.
Cuatro secciones, como en las plantas de operación de El Abra y Radomiro Tomic, diseñadas
para hacer EW de más de 200.000 ton/año de cátodos de cobre.
Barra triangular: En este caso la conexión eléctrica es en serie, con una barra triangular (de 2 a
2,5 cm de arista) que sirve de apoyo y contacto en su eje afilado, para los ánodos de una celda y
los cátodos de la celda contigua. Este es el sistema más utilizado.
Otros perfiles: Recientemente, se han incorporado otros perfiles para la barra de contacto, tipo
"hueso para perro" o dogbone, pero la más usada sigue siendo la de perfil triangular. Los
aisladores interceldas, que separan y apoyan los ánodos y cátodos, se conocen como camping-
boards.
28
3.3.1.2.4 Balance y eficiencia de corriente:
I I
a c i A i A
a a c c
i i
a c
W [ J ] Vcell I cell t
El consumo especifico de energía es la cantidad de energía (en KWh) requerida para depositar 1
Kg de metal:
W[J ] 1
CEE [kWh / kg]
m [kg] 3.6 106
Para la EO convencional de Cu, el consumo especifico de energía es aproximadamente:
29
Cosecha de Cátodos y Ánodos:
Los cátodos en ER y EO se retiran de la celda (se cosechan) cuando alcanzan una masa
predeterminada (ej. 60 kg). Para alcanzar esta masa debe pasar un período de tiempo que
depende de la densidad de corriente de celda aplicada.
En ER, los ánodos (de cobre) se retiran (se cosechan) cuando se han reducido a una fracción
predeterminada de su masa inicial (ej. a un 35%) y se reprocesan en la fundición.
4 Aplicaciones Industriales
En este proceso, la solución electrolítica o electrolito que contiene el cobre en forma de sulfato
de cobre (CuSO4) previamente purificado y concentrado en un circuito de extracción por
solventes, es llevado a las celdas de electro obtención (especies de pequeñas piscinas) que
tienen dispuestas en su interior ánodos (+) y cátodos (-) en orden. El ánodo es una barra de
plomo principalmente que corresponde al polo positivo por donde entra la corriente eléctrica. El
cátodo, es una placa permanente de acero inoxidable y corresponde al polo negativo por donde
sale la corriente eléctrica. En estas celdas se aplica una corriente eléctrica continua, de muy baja
intensidad, la que entra por el ánodo y sale por el cátodo. El cobre de la solución de sulfato de
cobre (Cu +2) es atraído por la carga negativa del cátodo y migra hacia él, depositándose en la
superficie del cátodo permanente de acero inoxidable.
Su propósito es recoger cátodos en perfecto estado, con una pureza de 99,99%, los que serán
embalados para su despacho a los lugares de embarque.
Una vez transcurridos siete días en el ciclo catódico, comienza la cosecha de cátodos. Esta
cosecha se realiza siguiendo un orden establecido de "tercios de celdas", lo que significa
levantar 20 placas de acero inoxidable simultáneamente (cátodos)
30
Ilustración 9 Planta Electro-obtención Faena Radomiro Tomic
Para ello se hace circular a través de la solución electrolito, una corriente eléctrica continúa de
baja intensidad entre un ánodo (la solución misma) y un cátodo. De esta manera, los iones del
metal de interés (cationes) son atraídos por el cátodo (polo de carga negativa) depositándose en
él, y las impurezas quedan disueltas en el electrolito y también precipitan en residuos o barros
anódicos.
31
Las celdas electrolíticas están dispuestas en una sola sección que consta de dos filas de 50
celdas cada una, haciendo total de 100 celdas, cada celda contiene 67 ánodos y 66 cátodos. Las
celdas en cada fila están conectadas eléctricamente en serie y los cátodos individuales están
conectados en paralelo en cada celda. El electrolito a EW se bombea desde el tanque de
recirculación de electrolito (TK-400-036, lado del electrolito a EW), hacia la línea de alimentación
a celdas de electro obtención, por las bombas (PP-400-046, 047 y 048). El flujo total de
electrolito a las celdas es de 1 530 m3 /h aproximadamente. La mayor parte del flujo de
electrolito (90% aproximadamente), es bombeado directamente a las celdas, que constituye un
flujo nominal de 1350 m3/h; la otra parte es derivada al intercambiador de calor (HX-400-001,
electrolito a EW/agua caliente) para alcanzar una temperatura entre 47 o C a 50 o C, con un flujo
nominal de 150 m3 /h aproximadamente.
El electrolito se distribuye uniformemente a través de las celdas electrolíticas y sobre las caras
de los cátodos gracias al marco distribuidor de electrolito. Las celdas tienen un drenaje en la
parte inferior (tubería de 3”) y otro en la pared del lado de descarga de la celda (tubería de 2”),
hacia el cajón de drenaje general de la casa de celdas; en la parte superior de las celdas se
tiene un soporte para las pasarelas y varios soportes de la barra colectora. Cada una de las
celdas tiene una válvula manual de 3” de ingreso de electrolito, correspondiéndole a cada celda
un flujo de 15 m3 /h aproximadamente. A medida que el electrolito fluye a través de la celda, el
cobre se deposita electrolíticamente sobre la plancha madre (cátodo permanente), y el oxígeno
es liberado en forma de gas en el ánodo. El cobre se acumula sobre la superficie de la plancha
madre por un período de 7 días. Al final del ciclo de deposición de 7 días, las planchas madre se
cosechan (se retiran) de las celdas y se llevan a la máquina despegadora de cátodos, donde se
separan las láminas de cobre catódico de las planchas madre. Estas planchas madre se reparan
o pulen si es necesario y se retornan a las celdas de electro obtención para iniciar un nuevo ciclo
de deposición de 7 días.
32
densidad de corriente de 280 A/m2, con una eficiencia de corriente del 92% para obtener una
calidad de cobre 99,999% de pureza. Los cátodos son conectados a la barra de contacto con
carga negativa y los ánodos son conectados a la barra de contacto con carga positiva. La
eficiencia de corriente diseñada es de 92%, la densidad de corriente nominal es de 280 A/m2,
aunque el diseño permite un máximo de 344 A/m2.
33
4.2 Electro-obtención de Cu a partir de soluciones de striping de extracción por
solvente
Conductividad térmica: La conductividad térmica se refiere a las propiedades que poseen los
cuerpos para conducir o transmitir calor. Es un proceso de transferencia de energía cinética
entre las moléculas que forman un objeto.
¿Qué son los conductores? Son las sustancias que permiten el paso de la corriente eléctrica. Se
los puede clasificar en tres clases o grupos:
1) Conductores de primera clase: Son los que conducen la corriente eléctrica sin sufrir
ninguna modificación química. Ejemplo: Los metales. Existe movimiento de electrones
libres.
2) Conductores de segunda clase: Son los que fundidos o en solución conducen la
corriente, pero sufren alteraciones químicas. Se los denomina “Electrolitos”. Existe
movimiento de iones. Los Electrolitos pueden ser:
Primarios: Son las sales y los hidróxidos. Conducen la corriente tanto fundidos como en
solución. Porque en el líquido los iones pueden moverse con libertad.
Secundarios: Son los ácidos. Que sólo conducen la corriente eléctrica, disueltos en un
solvente adecuado.
3) Conductores de tercera clase: Son los gases a baja presión, también llamados “gases
enrarecidos”.
4) El electrolito proveniente de la etapa de reextracion entra a un post decantador, que tiene
por función separar el electrolito del orgánico arrastrado. El orgánico es removido casi en
su totalidad mediante filtros de antracita. El electrolito rico antes de ingresar a las celdas
de electro obtención pasa a través de un intercambiador de calor, donde ocurre una
trasferencia de calor desde el electrolito pobre que sale de la nave al electrolito rico que
ingresa a esta.
5) La nave de electo obtención consta de celdas de limpieza y de celdas comerciales. El
objetivo de las celdas de limpieza es eliminar orgánico aun presente en el electrolito y
servir de estanque para la adición de los reactivos utilizando para mejorar la calidad de
los cátodos, específicamente, se agregan:
34
6) Sulfato de cobalto: actúa como inhibidor de la corrosión de los ánodos de plomo-
7) Floculantes (Guarfoc): Mejora la depositacion de cobre y la contaminación de azufre.
8) En las celdas de limpieza del plante N 1 se obtienen las láminas iniciales que son
utilizadas en las celdas comerciales. En las celdas comerciales el cobre es depositado
sobre las láminas iniciales de cobre o placas de acero inoxidable.
Ilustración 12 Electroobtención
La lixiviación de concentrados por cloro-complejos cúpricos cada vez es más aceptada y sus
estudios anteceden desde fines del siglo XIX. Pero su aplicación comenzó hace pocos años, ya
que en este tiempo se han descubierto y fabricados polímeros resistentes a la corrosión que
genera el proceso de lixiviación.
Dentro de los estudios que se han realizado se han estudiado variables muy importantes que al
momento de hacer los experimentos se deben tomar en cuenta como: Concentración de Cloruro,
concentración de Cobre soluble, tiempo de lixiviación, porcentaje de sólidos en la disolución,
temperatura.
35
a) Proceso CLEAR: Primera etapa
Segunda etapa:
b) Proceso CYMET: Lixiviación con altas concentraciones de cloruro (2,82 a 6,21 molar) y
concentraciones de Cobre soluble (0,79 a 1,46 molar)
c) Proceso CATHOR: Se calienta el concentrado con azufre a 400 [°C] y pasa a tres etapas
de lixiviación a 106 [°C]
d) Proceso CUPROCHLOR: (para procesos en pilas) Utiliza cloruro de Calcio como
reactivo y aglomerante por el aporte de Cloruro
La propuesta del estudio es la lixiviación con Cloruro de Sodio (NaCl), en condiciones normales
de temperatura y presión (25 [°C] y 1[atm]) y Cobre soluble generado por el mismo mineral.
Las pruebas se realizaron por lixiviación agitada con un reactor de un litro y una paleta resistente
a la corrosión, pH-metro y voltímetro.
Al aumentar el CuCl+, aumento la extracción de Sulfuros de Cobre. Por lo tanto, se asume que
es el principal agente que ayuda a la lixiviación.
36
Concluyendo que para condiciones ambientales (1 [atm], 25 [°C]) la disolución tiene las
siguientes características:
Elsner (1846) fue el primero en reconocer que el oxígeno atmosférico, era esencial para la
disolución de oro y plata en soluciones de cianuro.
Esto significa que, a esas concentraciones de cianuro y oxígeno, los cambios de velocidad de
disolución dependen del uno del otro, esto queda demostrado en la siguiente figura.
37
Ilustración 13 Velocidad de disolución
La tasa de disolución del oro y la plata en soluciones de cianuro, alcanzan un máximo al pasar
de soluciones concentradas a soluciones disueltas. En la practica la mayoría de las plantas de
cianuración de minerales de oro y plata emplean soluciones que contienen menos de 0,05% de
NaCN, el promedio general es probablemente de 0,02 a 0,035%.
El uso de oxigeno o de un agente oxidante es esencial para su disolución bajo las normas
comunes del proceso de cianuración.
38
5.1.4 Efecto de la alcalinidad:
Es esencial que la solución de cianuro deba ser mantenida alcalina por las siguientes razones:
Aumentando la temperatura se espera que aumente la velocidad de disolución, pero, existe una
reducción del contenido de oxigeno disuelto. Sobre los 110℃ la descomposición del cianuro es
apreciable.
39
5.1.5.1 Minerales oro y plata:
Las sales de cianuro simple, como cianuro de sodio, potasio y calcio, se disuelven en agua para
formar sus respectivos cationes metálicos e iones de cianuro libre.
Se han comparado los efectos disolventes del cianuro de amonio, sodio, potasio, magnesio,
calcio, estroncio y bario sobre el oro y la plata y se ha encontrado que el radical alcalino no
afecta el efecto disolvente sobre el cianuro particular
O2+2H2O+2e−↔H2O2+2OH−
O2+2H2O+4e−↔4OH−
El sólido AgCN se forma sólo a bajo pH (< 3.5). La fuerza impulsora electroquímica para la
disolución de los dos metales es maximizada a valores de pH sobre 9.4
40
5.3 Reducción de O2 y H20
O2 + H+ + 4 e- ↔ 2 H2O
2 H2O + 2 e- ↔ H2 + 2 OH-
Estas reacciones son importantes porque consumen zinc y el oxígeno hasta sería capaz de
redisolver al oro. En la práctica, el proceso Merryll-Crowe consta de una columna de vacío,
donde se desoxigena a la solución antes de la precipitación con zinc.
Las reacciones anódicas involucran la oxidación del oro y la plata a oro y plata a través de dos
etapas: la reacción del metal con un ion de cianuro para formar un film superficial AuCN en el
caso del oro y AgCN en el caso de la plata, luego la formación del complejo de cianuro de oro y
plata Au(CN)2− y Ag(CN)2−
4Au+8CN−↔4Au(CN)2−+4e−
4Ag+8CN−↔4Ag(CN)2−+4e−
41
5.5.1 Variables de cianuración:
6 Electro-obtención de Zinc
El zinc es un metal de color plateado que tiene bajos puntos de fusión (420°C). Sin alear, su
resistencia y dureza son mayores que las del estaño y el plomo, pero apreciablemente inferiores
a las del aluminio y el cobre, con pocas aplicaciones estructurales. A temperatura ambiente es
frágil pero se torna maleable por encima de 100°C con lo que ya se puede laminar y utilizar para
el conformado. La solubilidad del aluminio en el metal, en torno al 4%, así como su resistencia y
dureza, hace que se utilice esta aleación en colada por inyección. Pequeñas adiciones de cobre
o titanio mejoran sensiblemente la resistencia a la fluencia del material laminado. Cuando se
alea entre el 20 y 22% con aluminio, se obtiene unas aleaciones que desarrollan la propiedad de
42
la superplasticidad con lo que se puede conformar a bajas temperaturas y a vacío. Utilizadas en
moldeo, estas aleaciones vuelven a adquirir, a temperatura ambiente, dureza y resistencia. Una
aplicación importante del zinc es su aleación con cobre formando los latones los cuales tienen
una amplia gama de propiedades físicas para diversos usos.
El zinc, a pesar de su baja nobleza, tiene muy buena resistencia a la corrosión atmosférica
utilizándose en la protección del acero galvanizado. Las posiciones relativas del hierro y el zinc
en la tabla estequiometrica de potenciales colocan a este como un material menos noble que el
primero; esto se hace que en un medio acuoso salino, cuando se establece una pila, el zinc
actué de ánodo de sacrificio protegiendo al acero a quien recubre en el galvanizado, en aquellos
puntos en los que se produzca una fisura de la capa protectora. Por tanto, su carácter
electronegativo hace que el zinc se utilice como ánodo de sacrificio en estructuras de acero,
usándose también en pilas secas.
El primer modelo de la doble capa eléctrica se atribuye normalmente a Helmholtz en 1879. Trató
la doble capa eléctrica desde un punto de vista matemático como un condensador, basado en un
modelo físico en el que una capa de iones es adsorbida a la superficie. Helmholtz imaginó que
iones sodio (Na+) estaban alineados con una capa de solvatación intacta en la superficie del
electrodo y que estas cargas estaban compensadas en número de electrones del lado opuesto.
Propone la existencia de una capa de solvente sobre la superficie del electrodo e iones
adsorbidos (Plano interno de Helmholtz, IHP), seguida de una capa de iones con su coraza de
solvatación intacta (Plano externo de Helmholtz, OHP), de tal forma que las cargas iónicas en la
solución son compensadas por cargas opuestas en la superficie del electrodo.
Más tarde Gouy y Chapman (entre los años 1910 y 1913) aportaron una serie de modificaciones
al considerar que los iones se acomodan a lo largo de un espesor de solución finito conocido
como la capa difusa, ligada a la agitación térmica y con la función de balancear la carga del
electrodo. En este modelo el potencial superficial disminuye exponencialmente debido a la
adsorción de los contraiones presentes en la disolución.
43
‐ El solvente es uniforme a escala atómica.
Durante el funcionamiento de una celda electroquímica se tendrán dos electrodos con carga de
distintos signos. Lo anterior provocará el movimiento de iones en toda la solución y en la interfaz
electrodo-solución. Al cabo de un tiempo se genera un exceso de cargas positivas y negativas,
respectivamente, en la solución próxima a cada electrodo. Este desequilibrio provocará que las
reacciones de oxidación-reducción ocurran a una velocidad cada vez menor. Para evitarlo se
puede utilizar un puente salino conteniendo un electrolito fuerte, con iones que no interfieran en
las reacciones de electrodos pero que aseguren el balance de cargas.
- El gradiente eléctrico de tendencia opuesta que tiende a detener la entrada de más iones
X+.
-Procesos en los que una especie cargada a través de la interfase entre dos fases conductoras
-Procesos heterogéneos dependientes del área de superficie del interfaz que separa ambas
fases
Para el caso particular donde las especies que poseen carga eléctrica la expresión para la
energía libre debe incluir un término de trabajo electroestático correspondiente al movimiento de
la especie cargada hacia la interfaz que posee un potencial eléctrico, denominado potencial
eléctrico interno.
Cuando un electrodo se coloca en contacto con un electrolito, se crea entre ambos una
diferencia de potencial. Esta diferencia no puede ser medida de manera absoluta, por lo tanto, se
44
mide en comparación con un electrodo especial, un electrodo patrón, que es el electrodo de
referencia.
Este electrodo está formado por una lámina de platino platinada, en contacto con hidrógeno
gaseoso a una atmósfera de presión. El electrodo se encuentra sumergido en un electrolito con
iones hidrógeno disueltos (solución ácida). La actividad entre estos iones y el electrodo, a 25°C,
se toma como cero de la escala. La reacción que ocurre entre el electrodo de referencia y el
electrolito en el cual está sumergido es el siguiente equilibrio:
Pero trabajar con un electrodo de hidrógeno representa inconvenientes varios, dado que es muy
frágil y se dificultaría su uso en la práctica, por lo tanto se utilizan otros electrodos de referencia,
que cumplen con ciertas condiciones particulares. Además de ser sencillos u manejables, la
principal condición que deben cumplir es el potencial de equilibrio en la reacción redox que se da
en ellos, sea constante y tenga relación con el potencial en el electrodo de hidrógeno.
Electrodo de calomelanos: Consiste en mercurio recubierto con una capa de Hg2Cl2, que se
encuentra sumergido en una solución de cloruro de potasio (KCl), cuya concentración puede ser
0,1 N, 1 N o saturada. El contacto entre el mercurio y la solución se establece mediante un hilo
de platino. En la figura de abajo observamos un esquema de dicho electrodo.
45
Ilustración 14 Electrodo de Calomelanos
La reacción de óxido reducción en equilibrio que sucede en este tipo de electrodo se puede
describir de la siguiente manera:
Electrodo de plata y cloruro de plata: Consta de un hilo de plata sobre el cual se depositará
cloruro de plata, mediante una reacción electroquímica, en una solución de cloruro de potasio o
cloruro de sodio.
Electrodo de zinc: Está formado por una pieza de zinc de alto grado de pureza. La reacción en
este tipo de electrodo sería la siguiente:
46
En la figura de abajo observamos un esquema de un electrodo de referencia a base de zinc.
Electrodo de cobre y sulfato de cobre: Una barra de cobre, de forma cilíndrica, se sumerge en
una solución de sulfato de cobre, saturada. El esquema de este tipo de electrodo sería:
Una de las ventajas de este electrodo es que puede utilizarse en variados ambientes, como agua
de mar, aguas saladas o dulces, o suelos. Es un electrodo sencillo, de fácil construcción y de
gran estabilidad.
47
6.4 Potencial de celda y aditivos
Reacción general:
Una vez se aplica la densidad de corriente respectiva (0,18-0,30 A/𝑐𝑚2 ), los iones de 𝑍𝑛+2 se
El electrolito es alimentado por gravead y antes de entrar cada celda se le agregan reactivos de
adición si son necesarios. Algunos metales que presentan sobre voltajes, por ejemplo, el níquel,
puede depositarse de forma compacta y con buena textura ya que alto sobrevoltaje favorece su
nucleación.
Pera otros metales de bajo sobrevoltaje, como el oro, la plata y hasta cierto punto el cobre tiende
a producir depósitos gruesos de cristales más grandes, esto hace que las deposiciones tengan
poros. Rugosidades y arborescencias.
48
Para una deposición es necesario que el depósito crezca y se engruese sin estos defectos, esto
se logra mediante la adición al electrolito de inhibidores para la reacción catódica. Los cuales se
adsorben sobre el cátodo aumentando así su sobrevoltaje para la reacción catódica, facilitando
así su nucleación
-Nivelantes: Ecualizan la actividad de las distintas zonas del depósito, produciendo una
redistribución del voltaje y por lo tanto de la corriente.
-Reguladores del tamaño de grano: Generan condiciones para que se establezcan tasas de
nucleación y crecimiento especificas al tipo de depósito que se desea formar.
Se logro depositar aprox. solo el 75% del Zn contenido en la solución el 25% restante del Zn
junto con ácido regenerado retorna (spent) a la lixiviación de las calcinas de zinc.
49
Ilustración 19 Celda Electrolitica
Luego las láminas del zinc, son apiladas y llevadas al proceso posterior de moldeo.
1.- Celda electrolítica: Celdas tipo Veille Montagne, la capacidad de diseño es de 111.000 TM de
cátodos zinc/año, están hechas de concreto, se dispones de 4 filas, cada fila cuenta con 29
celdas.
2.- Para circulación del electrolito: El electrolito es distribuido a las celdas mediante canales de
poliéster reforzado por fibra de vidrio, mientras que el spent será recogida por tuberías flexibles
de polietileno.
4.- Aislador de celdas: Cada una de las celdas esta soportada sobre la estructura del edificio
mediante cuatro aisladores.
5.- Ánodos: Ánodos insolubles de aleación de Pb/Ag al 0,75 % de plata con un área de
deposición efectiva de 2,6𝑚2 (ambas caras). La plata otorgara al plomo mas resistencia a la
corrosión además de consistencia extra. En Cajamarquilla se tienen 48 ánodos por celda.
Ilustración 24 Anodos
51
6.- Catodos: Los cátodos están hechos de aluminio debido a que investigaciones previas
determinaron que, gracias a su gran consistencia, brindan una distribución más uniforme de la
corriente eléctrica al electrolito. En Cajamarquilla se tienen 49 cátodos por celda.
7.- Torres de refrigeración: Sirven para refrigerar la solución purificada procedente de la planta
de purificación, así como también para refrigerar el spent procedente de las celdas electrolíticas.
En Cajamarquilla se tienen 12 torres de refrigeración; 2 para la solución pura y 10 para el spent.
Cada torre tiene un reo de 32𝑚2de refrigeración, la solución es alimentada a las torres mediante
tuberías y bombas centrifugas, el aire necesita para enfriar la solución es provista por
ventiladores hechos de poliéster, la distribución por torre es individual.
Ilustración 26
52
8.- Alimentador eléctrico: La corriente es suministrada por cuatro trasforrectificadores de
corriente eléctrica. La densidad de corriente es de 420 amperios por metro cuadrado de
superficie catódica.
7 Dimensionamiento de Celdas
Un diagrama de Pourbaix es una representación gráfica del potencial (ordenada) en función del
pH (abscisa) para un metal dado bajo condiciones termodinámicas standard (usualmente agua a
25 ºC). El diagrama tiene en cuenta los equilibrios químicos y electroquímicos y define el dominio
de estabilidad para el electrólito (normalmente agua), el metal y los compuestos relacionados,
por ejemplo, óxidos, hidróxidos e hidruros.
Los diagramas de Pourbaix son útiles en el campo de la corrosión, además de en otros muchos
campos, tales como electrolisis industrial, recubrimiento, electroobtención y electrorefinado de
metales, celdas eléctricas primarias y secundarias, tratamiento de aguas e hidrometalurgia, etc.
Minera Gaby
La nave de electro obtención estará equipada con 504 celdas de concreto polimérico, divididas
en dos secciones con 252 celdas cada una. Las celdas de cada sección, serán dispuestas en la
configuración espalda-espalda, formando 2 bancos de 126 celdas, cada uno. Los pares de
celdas (espalda-espalda) en cada banco, serán alimentadas eléctricamente en paralelo. Los dos
bancos que conforman cada sección serán conectados eléctricamente en serie. De modo que el
circuito de corriente continuo de cada sección, alimentara en paralelo, dos grupos de 126 celdas
conectadas en serie.
Las celdas tendrán 60 cátodos y 61 ánodos cada una, con una separación de 100 mm entre
cátodos. Se utilizará cátodos permanentes de acero inoxidables 316Ly ánodos insolubles de
aleación Pb/Ca/Sn. La corriente continua para cada sección será suministrada por dos
trasformadores rectificadores (500-RF-001 y 002) iguales de 40.000 (A) conectados, cada
sección contará con un rectificador de emergencia o polarización (500-RF-007), que permitirá
proteger los cátodos de la pila electroquímica que se produce al cortar el suministro de corriente
53
del rectificador principal. Cada rectificador de emergencia será alimentado de electrolito a celdas,
en cada sección. Cada tubería alimentara 63 celdas.
La recolección de electrolito desde las celdas tendrá una configuración similar a las tuberías de
alimentación configurándose 4 sub-matrices de recolección desde la celda, por cada sección
desde la celda, por cada sección. Cada sub-matriz de recolección, recogerá el electrolito de 63
celdas y lo descargará a la matriz de recolección de la sección, la que finalmente descargará la
cámara de electrolito podre del estanque de recirculación. La cosecha de cátodos se efectuará
por medio de 2 puentes grúa automáticas (520-CN-001 y 002), que operaran cada una en dos
bancos de la planta.se contaran con dos máquinas lavadoras (002) que contaran además con la
función de corrugado, muestreo, pesado, marcado y enzunchado.
Los paquetes de cátodos, formados por las máquinas, se trasportarán por medio de montacarga
al patio de almacenamiento, desde donde serán embarcados en camiones y posteriormente vía
ferrocarril. Para el control de la neblina acida, en el edificio de electro obtención, se incluye un
sistema de captación, con campanas en cada celda. Ductos de recolección y sistema de lavado
de gases ubicados en el exterior de la nave. A dimensionalmente, el edificio de la nave contara
con lucarnas y celosias, para ventilación por convección natural.
Dentro del patio de estanques se ubican un estanque regulador de electrolito con una capacidad
de 1000𝑚3 , 2 intercambiadores de calor electrolito/electrolito y cuatros filtros, a través de las
cuales fluye el electrolito abastecido desde la planta (SX). La capacidad de las tuberías a través
de las cuales el electrolito fluye entre SX y EO es 1.400 𝑚3 /ℎ𝑟𝑠. Además, hay un estanque de
circulación de electrolito con una capacidad de 3.400 𝑚3 , para regulación del flujo que circula a
través de los circuitos de electro obtención. La capacidad de las tuberías a través de las cuales
el electrolito circula entre recirculación es de 4.360𝑚3 /ℎ𝑟𝑠 a sección de cedas.
El ciclo de cosecha de los grupos de las celdas dispuestos en EO, se disponen de 2 puentes
grúas cada uno con una capacidad e levante de 10 ton y se puede desplazar a lo largo del eje
longitudinal del circular EO correspondiente, a lo largo del eje trasversal de los bancos (dirección
este-oeste) para posicionarse sobre diferentes celdas de un mismo circuito.
En el edificio de EO están instaladas dos máquinas que procesan los depósitos de cobre
provenientes de las celdas de electro obtención, denominadas despegadoras. Cada máquina
puede procesar hasta 500 cátodos por hora. El procesamiento comprende recepción de cátodos,
lavado y separación de depósitos de cobre del cátodo, inspección óptica de depósitos, muestreo,
corrugado, pasaje y embalaje de depósitos de cobre. Al exterior del edificio EO, se encuentra el
patio de almacenamiento de depósito de cobre, en cual por intermedio de grúas horquillas
54
cargarán los camiones disponibles para su posterior traslado a la localidad de Baquedano los
cuales posteriormente se trasladarán vía ferrocarril hacia el puerto de mejillones.
55
La siguiente muestra las características fundamentales del electrolito proveniente de SX, el
electrolito a las celdas y el electrolito que regresa a la celda.
El electrolito cargado debe tener temperatura mínima que evite la precipitación de sulfato de
cobre y acido. La temperatura mínima del electrolito cargado ocurre tramo que abarca desde la
canaleta recolectora de acuoso en la etapa S-2, hasta la succión de las bombas del estanque de
alimentación a filtros.
Desde el área de patio de estanque proviene un flujo electrolito mezclado hacia la nave de EO,
una parte de este flujo alimenta a dos intercambiadores de calor agua/electrolito de 500 𝑚3 /ℎ𝑟𝑠
cada uno, los que entregan la temperatura requerida al electrolito entrante a celda, debido a
perdidas calóricas, posteriormente este flujo, se junta con el flujo que viene directo del estanque
haciendo un total de 9.720 𝑚3 /ℎ𝑟𝑠 entrante a EO, dividiéndose posteriormente en dos flujos de
4.360 𝑚3 /ℎ𝑟𝑠 que alimentan los dos circuitos de electro obtención existentes.
Una vez que se distribuyen los flujos a los dos circuitos, cada uno de estos nuevamente se sub-
dividen para alimentar los dos bancos de celda en ambos circuitos, los cuales cuentan con 126
celdas cada banco, estas celdas se encuentran dispuestas en la configuración espalda-espalda,
es decir, esta contara con dos sub-banco de 63 celdas cada uno. El flujo de electrolito que
entran a las celdas es de 17,28 𝑚3 /ℎ𝑟𝑠, el cual entra y posteriormente sale por rebose por el
mismo sector. El flujo de descarga de las celdas pasa por tuberías flexibles y se descarga en la
tubería principal que conecta ambos bancos y por gravedad llega al estanque de recirculación en
patio de estanque.
56
Ilustración 28 Salida de Flujo
Las celdas tendrán 60 cátodos y 61 ánodos cada una con una separación de 100 (mm), entre
cátodos. Se utilizan cátodos permanentes de acero inoxidable 316L marca cobra y ánodos
insolubles de aleación Pb/Ca/Sn marca inpamet. Cada circuito de electro obtención es
abastecido con energía eléctrica en corriente continua por un conjunto de trasformador-
rectificación, la energía es alimentada a las celdas a través de un conjunto constituido por una
barra conductora instada sobre cada celda sobre la cual se apoyan un extremo del soporte de
los ánodos de la celda y un extremo del soporte de los cátodos, de la celda adyacente de modo
que las celdas de un circuito de electro obtención están eléctricamente conectadas en serie.
El circuito eléctrico se cierra cuando circula electrolito a través de las celdas del circuito y este se
polariza desde el conjunto transformador-rectificador. Una fracción del cobre contenido en el
electrolito es reducida, y el cobre es incorporado a la red cristalina del depósito adherido a la
superficie de los cátodos en cada celda. Oxigeno gaseoso proviene de la disociación del agua
evoluciona desde la superficie de los ánodos en cada celda; el hidrogeno disociado se asocia
con el anión sulfato propiamente asociado con el cobreen el electrolito. La corriente continua
para cada sección será suministrada por dos trasformadores rectificadores iguales a 40.000 (A)
de diseño, conectados en paralelo. Cada sección contara con un rectificador de emergencia o
polarización de 80 (A), que permiten proteger los cátodos de la pila electroquímica que se
produce al cortar el suministro de corriente del rectificador principal. Cada rectificador de
emergencia será alimentado mediante un generador eléctrico dedicado.
57
La cosecha de cátodos se efectuará por medio de 2 puentes grúa automáticos marca femont de
10 toneladas de levante cada uno, que operación cada uno, en dos bancos de la planta, para
esta operación el puente levantará simultáneamente 1 tercio de un sub-grupo de la misma fila de
celdas. Se dispondrá de dos máquinas lavadores y despegadoras de cátodos marca Wenmec,
tecnología Outokumpu Tech de capacidad de despegue de 500 placas/hora, las maquinas
despegadoras además contaran, con funciones de corrugado de láminas de cobre, muestreo,
pesaje, etiquetado y enzunchado.
Los paquetes de cátodos, formados por las maquinas tendrán un peso de estos, luego se
trasportarán por medio montacargas al patio de almacenamiento desde, donde serán
embarcados en camiones y posteriormente vía ferrocarril. Para la captación de neblina acida la
cual es la evolución de oxigeno gaseoso y la evaporación de agua desde la superficie del
electrolito desde las celdas en forma continua, originan vapores que contienen gotas de
electrolito, denominado genéricamente neblina acida, que escapan de las instalaciones donde se
desarrolla el proceso EO. Estos vapores son captados mediante campanas instaladas sobre
cada celda de electro obtención, y conducidos mediante cañerías hasta cámaras lavadoras,
donde se enfrían mediante aspersores de agua los valores, siendo recuperado el electrolito que
trasporta la neblina acida. El sistema de captación de neblina acida está configurado por cuatro
circuitos independientes. Cada circuito extrae la neblina proveniente de 63 celdas de electro
obtención, y la conduce hacia la cama lavadora. La solución lavadora de gases de cada circuito
constituye drenajes del proceso y son conducidas por trincheras para ser trasferidos a la piscina
de refino.
58
Ilustración 29 Diagrama de Celdas
La planta de electro obtención está diseñada para producir 150.000 de cátodos anuales, con
instalaciones de última tecnología, esto quiere decir se utilizará la mínima intervención de
operaciones. La nave EO cuenta con puentes grúas automatizados, operados solo por el
operador de la sala de control general. Las dos máquinas despegadoras de cátodos están
diseñadas para operar en forma automática, también con la mínima intervención de un operador.
Además, esta posee un calefactor de agua, la cual le permite optimizar la energía calórica hacia
la cámara de lavado de cátodos y obtener mejores resultados en el lavado de los cátodos.
Las celdas cuentan con campanas recolectores de neblina acida las cuales se sacan y se
reponen en la cosecha median el puente grúa automatizado. La nave EO, cuenta con un sistema
de configuración de celdas (espalda-espalda), la cual permite cosechar en forma simultánea con
los puentes grúas de tercios de celdas (1 tercio de una y un tercio de otra), lo cual en términos
de rendimientos operacionales y de layout de este tipo de plantas de EO, es muy positivo.
59
001
Flujo de celdas 1 17,28 (𝑚3 /ℎ𝑟𝑠) A3AG-0500-25DF-
001
Maquinas despegadoras 2 500 (placas/hrs) A3AG-0000-25DF-
002
A3AG-0520-25DF-
001
Transportadores- 2 40000 (A) 𝑐⁄𝑢 A3AG-0500-25CD-
Rectificadores 001
Rectificadores de emergencia 2 80 (A) 𝑐⁄𝑢 A3AG-0500-25CD-
001
Puente grúa 2 10 (ton) A3AG-0500-50PI-
401
Cátodos 30.240 A3AG-0500-25CD-
001
Ánodos 30.744 A3AG-0500-25CD-
001
Campanas recolectoras de 504 A3AG-0500-50PI-
neblina acida 401
3
Intercambiadores de calor 2 35-50 (𝑚 /ℎ𝑟𝑠) A3AG-067-25DF-001
agua/agua
Diagrama general nave EO A3AG-0500-25DF-
001
A3AG-0628-25DF-
001
Anual 170.000
60
Diario 465,75
Corriente por cátodo
Nominal 𝐴/𝑚2 300,7
Diseño (Rectificadores y barras), 𝐴/𝑚2 333,3
Eficiencia % 90
Programa de cosecha de cátodos
d/semana 7
h/d (nocturna) 16
Peso de lamina de cobre deposito
Nominal, Kg 47,4
Mínima/máximo cosecha, Kg 45/55
Ciclo nominal de depositacion, d 6,5
Flujo nominal de electrolito
Especifico, por área de depósito, L 2,4
/((𝑚𝑖𝑛 − 𝑚2 )
A celdas, 𝑚3 /ℎ 17,28
Temperatura de celda, ℃
Nominal 45
Consumo de guar, g/t 250
Consumo de sulfato de cobalto, Kg/d 134
Intercambiadores de calor
61
Rectificador y barras
Dos rectificadores en paralelo por circuito con rotación de fases para reducción
de armónicas y de 12 pulso, dimensiones para establecer 2,14 V por celda. Cada
circuito esta establecer 80 Ay 1,90 V por celda.
Aislación eléctrica de celdas
Marco cortocircuito para aislación de dos celdas energizadas
Características de celdas
504 celdas monolíticas de concreto polimérico con recubrimiento FRP, sin
pinturas y medidas 6,42x1,30x1,396, y descarga de vertedero con malla removible
para captura de esferas. Cada una contienen 60 cátodos de 1000x1000 mm
esparcidos entre si a 100 mm, 61 ánodos laminados en caliente a 6 mm de
espesor dotado de aisladores, electrodos apoyados sobre espaciadores de FRP
resina vinilester. Celdas provistas de campana removible para captación de
neblina acida.
Manipulación de electrodos
2 marco muti-gancho trasportado por puentes grúa automatizado provisto de
bandeja corta-gotas
Despegue y lavado de cátodos
Máquinas lavadoras 2
Capacidad de diseño (cátodos por 500
hora)
Temperatura de lavado ℃ 70
Flujo de enjuague 𝑚3 /ℎ maquina 3
62
La refinación electrolítica o electro-refinación es el último proceso metalúrgico al que es sometido
el cobre sulfurado en nuestro país antes de ser embarcado al extranjero. En Chile se produce
más de un millón de toneladas anuales de cátodos refinados electrolíticamente.
a) Eliminar las impurezas que dañan las propiedades eléctricas y mecánicas del cobre.
b) Separar las impurezas valiosas del cobre. Éstas pueden ser recuperadas después como
subproductos metálicos.
El cobre crudo (blister o cobre negro) es refinado a fuego y colado a la forma de ánodos en
ruedas de moldeo rotatorias que contienen entre 20 y 30 moldes. Los ánodos son de forma
rectangular con dos orejas en la parte superior para colgarlos en el estanque, miden 1 m de
largo por 0.80 m de ancho y un espesor de 5 cm y pesan alrededor de 350 Kg cada uno.
Los ánodos contienen aproximadamente 99,5% Cu y 0,5% total de impurezas. En las figuras 1 y
2 se muestra una rueda de moldeo rotatoria convencional y la apariencia de un ánodo impuro de
cobre.
63
Ilustración 31: Ánodos de cobre impuro.
Los ánodos de cobre prácticamente impuros deben ser sometidos a un último proceso para
eliminar las impurezas remanentes. Para esto, se sumergen en un baño ácido (60- 65ºC) donde
se facilita la migración de iones de cobre hacia el cátodo. El resultado es cobre 99,99% de
pureza. Así, el objetivo fundamental de la refinación electrolítica es la obtención de un cátodo de
cobre de elevada pureza, prácticamente libre de impurezas y que es adecuado para ser
transformado en función de futuras aplicaciones.
64
Las láminas iniciales de cátodo son planchas delgadas de cobre electrolítico de aprox. 2 mm;
estos son fabricados por deposición electrolítica sobre planchas de titanio aceitadas, en celdas
electrolíticas especiales. El depósito catódico se acumula a ambos lados de estas láminas hasta
alrededor de 1 cm. Un cátodo pesa entre 70 - 150 Kg y así se usan para producir 2 a 4 cátodos
de cada para de ánodos. Los estanques son hechos de madera o concreto revestidos con
plomo con un orificio en el fondo para extraer el barro anódico (subproducto del proceso), la
última tecnología permite tener celdas del tipo poliméricas permitiendo ahorro en espacios y de
costo.
Los ánodos se disuelven electroquímicamente hasta que sólo quedan las orejas y parte de la
hoja de ánodo original, esta parte vuelve como chatarra al horno de ánodos y se denomina
“scrap”.
De las impurezas presentes, oro, plata, plomo, platino selenio, teluro, antimonio y algo de
arsénico se juntan en el electrolito. El barro anódico es extraído del estanque a intervalo y
65
tratado para recuperar el oro, plata y otros metales. La refinación electrolítica es el único modo
práctico de remover el oro y plata del cobre. Los electrolitos de refinación contienen CuSO4 y
H2SO4 libre usualmente alrededor de 40 g de cobre y 200 g de ácido libre por litro. Para obtener
un cátodo puro la cantidad disuelta de hierro, níquel y arsénico debe mantenerse un valor
mínimo y esto se hace periódicamente descartando una parte del electrólito a una planta de
purificación de soluciones y reemplazando por un volumen igual de solución fresca.
Como subproducto de la refinación electrolítica se puede identificar a los barros anódicos, que
pueden ser procesados en una planta de metales nobles para la recuperación de oro, plata,
selenio, teluro, platino y paladio. También, estos pueden ser simplemente descobrizados y
embarcados al extranjero para su posterior tratamiento. En forma adicional al electrolito se le
agregan substancias que retardan o impiden el proceso catódico y otros que mejoran la
morfología de los cátodos de cobre. En general a estas substancias se les denomina “aditivos”.
En el proceso de electro-refinación los ánodos son por definición, solubles, y pueden ser
moldeados individualmente en una rueda de moldeo. El giro de la rueda permite pasar
sucesivamente por varias etapas: llenado y pesado del molde con el metal líquido fundido;
enfriado con rociado de agua; levantamiento y retiro del ánodo; limpieza y preparación del molde
para un nuevo llenado.
Los ánodos -principalmente en la ER de níquel y cobre-, tienen una superficie irregular y rugosa,
con dimensiones de 80 a 100 cm de ancho, 90 a 110 cm de largo y unos 3 a 6 cm de espesor.
Los ánodos contienen aproximadamente 99,5% Cu y 0,5% total de impurezas
66
Ilustración 36: Ánodo
Con el método Hazelett de fabricación los ánodos se producen a través de una colada continua,
que se lamina en caliente con un ancho uniforme, manteniendo un espesor constante de 16 mm.
Así, se recortan los ánodos de dimensiones iguales, sin dejar despuntes.
Otra opción que aún requiere mayor desarrollo, es usar el ánodo de mata agranallada, es decir,
de súlfuros particulados, tanto en canastillos estáticos como en lecho fluidizado, sistema que
permitiría utilizar mayores densidades de corriente.
El control del espaciamiento entre los electrodos y la prevención de cortos circuitos también son
importantes.
Una vez finalizado y ya convertido en cátodo en la parte de la cosecha se los cátodos y asegurar
su calidad para el despacho.
67
Ilustración 37: Cátodo
Una vez terminado el proceso de refinación del cobre por electrólisis, cada 10 días los cátodos
son sacados de las celdas y se examinan cuidadosamente para asegurar la calidad,
descartándose todos aquellos que tengan algún defecto.
Las reacciones electródocas suceden en el proceso de la electrólisis del ánodo el cual consiste
en hacer pasar una corriente eléctrica por una solución de ácido sulfúrico y agua. El ion sulfato
de la solución comienza a atacar el ánodo de cobre formando una solución de sulfato de cobre
(CuSO4) denominada electrolito. Al aplicar una corriente eléctrica, los componentes de la
solución se cargan eléctricamente produciéndose una disociación iónica en la que el anión
sulfato (SO4-2) es atraído por el ánodo (+) y el catión (Cu+2) es atraído por el cátodo (-). El
anión SO4-2 ataca al ánodo formando sulfato de cobre, el que se ioniza en la solución por efecto
de la corriente eléctrica, liberando cobre como catión que migra al cátodo, y se deposita en él. El
ion sulfato liberado migra al ánodo y vuelve a formar sulfato de cobre que va a la solución,
recomenzando la reacción.
68
Este proceso es continuo durante 20 días. El día 10, se extraen los cátodos y se reemplazan por
otros y los ánodos se dejan 10 días más y se reemplazan por otros. De esta forma, al final del
día 20, nuevamente se extraen los cátodos y se renuevan los ánodos.
Keq = -41800
Se puede apreciar que está fuertemente desplazada a la derecha, dada su alta constante de
equilibrio (-41800). Esto indica que el hierro se oxida preferentemente al cobre y que al estar en
contacto cobre oxidado líquido, con FeS, este último sulfidizará al óxido completamente. Por otro
lado, a través de las siguientes reacciones:
Keq = -75.3
Se demuestra que el azufre, presente como Cu2S puede actuar como agente reductor del Cu2O,
lo cual posibilita la producción de cobre blíster por oxidación selectiva del azufre del metal
blanco. Los aspectos térmicos del proceso son también de gran interés, ya que el concentrado al
reaccionar con oxígeno libera una cantidad importante de calor.
69
Ilustración 38: Entalpía del cobre.
Las variables analizadas fueron: flujo de electrolito en la celda, sólidos en suspensión, densidad
de corriente, dopado de plomo en los ánodos, densidad de los barros anódicos generados y
tamaño de partícula de los barros anódicos. Los principales resultados obtenidos a partir del
estudio del circuito experimental fueron los siguientes: el flujo de electrolito no afecta
significativamente el rechazo de cátodos, a medida que aumenta la densidad de corriente
disminuyen los rechazos, el aumento de los sólidos en suspensión provoca cátodos fuera de
norma y a mayor cantidad de plomo en los ánodos menores fueron los rechazos.
Otro tipo de variables tomadas en cuenta en la parte electrolíticas en la operación en una celda
de electrólisis alimentada por un generador externo, son:
Los cátodos de cobre deben reunir criterios de calidad tales como un depósito catódico liso (sin
presencia de nódulos ni dendritas), un bajo contenido de impurezas (99,99 % de pureza) y un
bajo nivel de porosidad. Los depósitos lisos, sin nódulos y no porosos contienen muy pocas
impurezas. Estos, además, deben ser obtenidos bajo altas eficiencias de corriente (>90 %). Esta
es una tarea compleja ya que el crecimiento de los cátodos está influenciado por muchos
parámetros recién mencionados.
Antes de la cosecha se pueden tomar muestras para asegurar la calidad de los cátodos.
Generalmente, se asume que los procesos de refino de este metal empiezan cuando ya se tiene
un material en el que el contenido de oro empieza a ser importante. Normalmente, y antes del
proceso de refino, no existe un control muy estricto respecto a las impurezas que acompañan al
oro, y estas restricciones sólo conciemen al cobre y a los materiales carbonáceos, que
consumen al agente de lixiviación, cianuro, y contribuyen a la propia destrucción del agente de
lixiviación en exceso. Por lo tanto, las restricciones en cuanto al control y eliminación de las
impurezas sólo se empiezan a considerar cuando comienza el proceso de refino del metal. Las
materias primas que alimentan estas plantas de refino proceden entonces de:
71
Si el precipitado aurífero que se obtiene está puro, especialmente si no contiene cobre, se puede
mezclar directamente con el fundente en una proporción del 50 % de cada uno (1). En estos
casos la composición del fundente es la que se muestra en la tabla E. Se funde la mezcla
formada por el fundente y el oro, se eliminan las escorias y el oro se obtiene como un botón.
Este se vuelve a fundir y se elimina el plomo restante antes de darle un último tratamiento con
bórax. Esta última etapa debe conducir a un producto que después de moldeado se lleva a la
última fase de refino. Las plantas modernas que emplean tecnologías de carbón en pulpa y
lixiviación-adsorción, CIP y CIL respectivamente, no producen el cemento de oro; en general, el
oro se obtiene por electrólisis de las disoluciones auríferas procedentes de los procesos de
elución del carbón. El oro se obtiene como cátodo, que es tratado, en cualquier caso, de una
manera similar a la forma mencionada para el cemento y dando como producto final un oro listo
para un último tratamiento de refino. En algunos casos, el cátodo aurífero se lixivia con ácido
sulfúrico con el fin de separar el hierro y los metales base; el producto final es un material en
forma de arena, que se refina tal y como se obtiene, o se moldea como varilla antes de ser
enviado a la refinería.
Compuesto %
𝑵𝒂𝟐 𝑪𝑶𝟑 10
𝑵𝒂𝟐 𝑩𝟒 𝑶𝟕 ∗ 𝟏𝟎𝑯𝟐 𝑶 35
𝑪𝒂𝑭𝟐 3
𝑺𝒊𝑶𝟐 12
𝑲𝑵𝑶𝟑 20
𝑴𝒏𝑶𝟐 20
Ilustración 40: Composición del fundente en el caso de operaciones de obtención de oro
fundido a partir de materiales puros
72
8.2.1 Características y calidad de ánodos solubles
La temperatura del proceso de cloración del oro también ha sido objeto de estudio.
Generalmente, dicha temperatura de trabajo es de 1.150 °C. La electrólisis en el proceso Miller,
que no es sino una aplicación del proceso Wohlwill, aunque da lugar a la obtención de un
producto puro, también presenta problemas, siendo el proceso electrolítico más complejo de lo
que pudiera parecer. Se observa que la disolución anódica del oro es en la forma de Au(in), pero
en la práctica una parte de este metal pasa a la disolución como Au(I), lo que da lugar a la
obtención de malos depósitos catódicos y a la formación de finos de oro en la celda electrolítica.
Los finos se pueden eliminar si se emplea una densidad de corriente alta y un cátodo
proporcionalmente más pequeño que el ánodo. Para que se forme un oro de la más alta pureza
es mejor que el cátodo sea rugoso.
La impureza del cátodo se reduce mediante agitación con aire y utilizando sistemas que recojan
el cloruro de plata que se forma en el proceso. Algunas de las impurezas como el cobre, el cinc,
el platino y el paladio, tienden a disolverse, por lo que se acumulan en el electrólito, siendo
necesario realizar periódicamente un tratamiento del mismo. En el caso de impurezas insolubles
(otros metales del grupo del platino y de la plata) que se forman en el fondo de la celda
electrolítica, se hace necesario eliminarlas periódicamente, junto al oro también precipitado, para
un reciclado o eventual tratamiento. Pese a todo, es difícil, mediante este procedimiento, obtener
de forma continua un oro con una pureza superior al 99,99 %.
73
2Au + 3CI2 o AUCI3 AG° = positivo
Ilustración 42: Efecto del tiempo en la eliminación de los metales por cloración.
74
8.2.3 Reacciones electródicas
Este proceso utiliza la electrólisis para el refino del oro. El metal impuro se moldea en ánodos,
mientras que los cátodos se preparan de titanio o de oro muy fino. El electrólito es una disolución
acuosa del ácido tetracloroaúrico:
La celda electrolítica transforma una corriente eléctrica en una reacción química de oxidación-
reducción que no tiene lugar de modo espontáneo. En muchas de estas reacciones se
descompone una sustancia química por lo que dicho proceso recibe el nombre de electrolisis.
También se la conoce como cuba electrolítica. A diferencia de la celda voltaica, en la celda
electrolítica, los dos electrodos no necesitan estar separados, por lo que hay un sólo recipiente
en el que tienen lugar las dos semirreacciones.
Este contiene impurezas como, cobre, estaño, arsénico, bismuto y antimonio, que influyen
desfavorablemente sobre las propiedades mecánicas, la resistencia a los ataques químicos;
75
además, metales nobles en cantidades que resultan remuneradores para su obtención. Los
métodos de eliminación son los siguientes:
1) Eliminación de cobre: el cobre es sólo poco soluble en plomo líquido y da une eutéctico
situado a 99.945 % plomo, ascendiendo la curva de solidificación en sentido casi vertical. Por
esto, se puede separar el cobre calentando el plomo hasta un poco por encima del punto
eutéctico; se forma un producto sólido más rico encobre que nada sobre el plomo líquido,
llamado lodo de cobre, que está impurificado por plomo adherido, mientras que el plomo líquido
tiene sólo poco cobre. Las costras son retiradas del baño de plomo y fundidas, junto con la mata
de plomo, para eliminar una parte del plomo adherente, resultando así una mata de cobre
enriquecida.
a) Oxidación selectiva sencilla: Al tener estos tres metales mayor afinidad hacia el oxígeno que
el plomo, pueden separarse de él por oxidación, cediendo el plomo oxidado al mismo tiempo su
oxígeno parcialmente al antimonio según la ecuación:
2 Sb + 3 PbO = Sb2O3 + 3 Pb
El óxido antimonioso es oxidado por el aire dando óxido antimónico que se combina con el óxido
plumboso dando antimoniato de plomo, el cual puede oxidar más al antimonio.
3 (2 PbO.Sb2O5) + 8 Sb = 6 Pb + 7 Sb2O3
El óxido plumboso forma con arsénico, antimonio y estaño, arseniato de plomo líquido,
antimoniato de plomo líquido y estannato de plomo sólido. Estos productos son llamados
"costras de arsénico, antimonio o estaño". Se forma litargio puro, locual significa el fin del
proceso de oxidación. b) Método de Harris: este método está basado en el hecho de que los
compuestos de mayor grado de oxidación de estaño, arsénico y antimonio pasan calentados con
una sal alcalina, a compuestos alcalinos que están prácticamente exentos del plomo.
En la fabricación de los ánodos de plomo sobre la base de Pb-Ca-Sn se requiere que estos se
encuentren en las siguientes proporciones: Ca 0,070%, Sn 1,5% y Pb balance. En todas las
cargas de las ollas se registra la procedencia del plomo utilizado. Esto permite tener una idea de
la cantidad necesaria de los otros elementos requeridos (Ca y Sn), para cumplir con la
composición química. Una vez cargada la olla con plomo y otros elementos, se eleva la
temperatura hasta 570 °C. Con esto se busca principalmente la difusión del calcio en el caldo,
manteniéndose esta temperatura por alrededor de 40 minutos. Una vez transcurrido este tiempo,
se agita el caldo aproximadamente entre 30 a 40 minutos, con el objetivo de homogeneizar toda
la mezcla. Transcurridas estas dos operaciones se procede a tomar una muestra para verificar
76
que el caldo fundido se encuentra dentro de los parámetros requeridos. Esta muestra es
analizada por el Departamento de Control de Calidad de Inppamet Ltda. Al mismo tiempo, se
comienza a descender la temperatura para mantenerla en el rango de 400- 450 °C. Una vez
recibida la confirmación por parte de Control de Calidad que la muestra posee la composición
correcta, se autoriza su empleo en el proceso de laminación.
Los ánodos que han completado la etapa de revestimiento en forma satisfactoria, son
trasladados a la zona de verticalizado y embalaje, ver figuras 4.21 y 4.22. Para girar y manipular
los ánodos que salen de la electrodepositación, se emplean ventosas, lo cual asegura que las
planchas no sufrirán daños durante el volteo. Una vez que los ánodos han sido girados, son
colocados sobre un rack, colgados desde la barra de cobre en la misma posición que tendrán
dentro de la nave.
En este rack se verifica que la verticalidad del ánodo se encuentre dentro de los valores
aceptables, lo que no puede ser mayor a 6 mm, a ambos lados con respecto a la vertical. La
verticalidad de cada ánodo es medida por dos operarios, los cuales se ubican a ambos lados del
ánodo y, mediante plomadas colocadas sobre los bordes de cada ánodo, verifican que la
plancha sea paralela a la plomada. De no ser así, corrigen la zona afectada hasta lograr que la
plancha quede dentro de los valores aceptables. Una vez hecha esta verificación, el ánodo es
deslizado sobre el rack hasta el extremo para ser retirado e instalado en racks de madera. En
estos Racks, los ánodos son posteriormente identificados y registrados quedando a la espera del
despacho al cliente.
77
Ilustración 45: Verificación de ánodos de plomo.
El desempeño del ánodo está determinado por el siguiente conjunto de variables de proceso:
Para asegurar la calidad y desempeño exitoso del producto, durante el proceso de fabricación de
los ánodos se practican diversos tipos de controles, tanto a las materias primas como al producto
en sus distintas etapas de elaboración.
78
8.3.2 Tipos de electrolitos
El electrolito se prepara a partir del ácido fluosilícico y fluosilicato de plomo, el primero de los
cuales se obtiene calentando una mezcla de espato flúor (CaF2) y ácido sulfúrico en una retorta,
para dar lugar al ácido fluorhídrico que se absorbe en agua. La disolución resultante se hace
reaccionar con sílice pura; tienen lugar las siguientes reacciones:
Esta disolución acuosa suele contener 33% de ácido fluosilícico. El fluosilicato de plomo se
obtiene haciendo que esta disolución reaccione, como a continuación se indica, con granallas de
plomo o carbonato básico de plomo:
El electrolito normal contiene 7-10 % de plomo, 3-9 % de ácido fluosilícico libre y 5 –14% de
ácido fluosilícico combinado por regla general se suele emplear algún agente de adición, como la
cola, para mejorar las características físicas. del depósito, ya que el plomo no se deposita bien
pues tiende a formar un revestimiento suelto y no adherente como ocurre en el afino del cobre,
se registra una pérdida de metal base y, por lo tanto es necesario retirar periódicamente ciertas
cantidades de electrolito y elevar el contenido de plomo.
La celda electrolítica transforma una corriente eléctrica en una reacción química de oxidación-
reducción que no tiene lugar de modo espontáneo. En muchas de estas reacciones se
descompone una sustancia química por lo que dicho proceso recibe el nombre de electrolisis.
También se la conoce como cuba electrolítica. A diferencia de la celda voltaica, en la celda
electrolítica, los dos electrodos no necesitan estar separados, por lo que hay un sólo recipiente
en el que tienen lugar las dos semirreacciones.
Donde:
na = sobre-potencial anódico,
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nc = sobre-potencial catódico
Ejemplo:
na = 0,60 (volts)
nc = 0,10 (volts)
r = 0,40 (volts)
Luego, reemplazando:
En el proceso para extraer metales por medio de electrolisis por sales fundidas, se utiliza un
ánodo inerte o reductor y una mezcla de electrolitos (haluros), siendo alimentado a la celda el
haluro u oxido del metal. El proceso más utilizado es en el que el metal es producido en forma de
líquido y por lo tanto es fácilmente separado de la mezcla fundida.
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8.4.1 Obtención de sodio
Se obtiene mediante electrólisis de cloruro sódico seco fundido (célula Downs), que consiste en
introducir en una cuba de paredes refractarias cloruro sódico fundido (junto con cloruro cálcico
para rebajar el punto de fusión de la sal común desde 800 ºC a 590 ºC); el ánodo de grafito se
eleva desde la parte inferior y en él se desprende cloro que se recoge por una campana de
hierro cuyo borde rodea un canal en el que se acumula el sodio producido en el cátodo. Como
subproducto se obtiene calcio.
Al pasar una corriente eléctrica, a través de una sal fundida observaremos que:
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Ilustración 49 Electrolisis de Na, Cl
_________________________________
Para un circuito completo la reacción del electrodo debe acompañar el movimiento de los iones.
En el cátodo algunas especies químicas (no necesariamente el transportador de carga) debe
aceptar electrones y debe reducirse. En el ánodo, los electrones deben ser separados de
algunas especies químicas que, como consecuencia, se oxidan. Las convenciones relativas a los
términos ánodo y cátodo se resumen
Las relaciones cuánticas entre electricidad y cambio químico fueron descritas originalmente por
Michael Faraday en 1832 y 1833. El trabajo de Faraday se conoce mejor por la referencia a las
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medias reacciones que ocurren durante la electrólisis. El cambio en el cátodo durante la
electrólisis del cloruro de sodio fundido:
Na+ + e‾ → Na
Antes de la puesta en marcha del proceso Bayer, la alúmina se producía por el método de Le
sometía la mezcla a calcinación en horno a 1000-1100 ºC. Se obtenía aluminato de sodio que se
lixiviaba a 80ºC y se obtenía una solución de alúmina, que una vez saturada se precipita la
El trihidrato filtrado se calcina a 𝐴𝑙2𝑂3 en un horno rotativo a alta temperatura (1000-1200 ºC). El
𝑁𝑎2𝐶𝑂3 se concentra en los licores hasta que precipita la sal, que se reciclaba o se vendía.
PROBLEMAS: Se producían silicato y titanato de sodio a parte del aluminato, lo que impurificaba
el hidrato. Sobrevivió hasta los 50-60, cuando no pudo competir en costes con el proceso Bayer.
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Proceso ALCOA: Se basa en la electrolisis del AlCl3 en LiCl-NaCl a 700 ºC en cubas con
electrodos de grafito no consumibles. Para ello se clora la alúmina en presencia de
carbono. Exige alúminas de gran pureza al igual que las sales que componen el baño.
Como ventajas: menor temperatura de trabajo que en el proceso Hall-Hérault, no requiere
ánodo consumible.
Electrolisis de Nitruro de Aluminio: Se nitrura la alúmina y se efectúa la electrolisis en un
baño de cloruro de litio. Tiene menores consumos que el proceso Hall-Hérault, por el
contrario, dificultad de la nitruración y problemas en la electrolisis (con el electrolito). -
Electrolisis del Sulfuro de Aluminio: Menor consumo energético que el proceso
HallHérault, pero dificulta para obtener el sulfuro de aluminio.
Proceso ALCAN: Reacción del cloruro de aluminio en fase vapor con aluminio metálico
para dar monocloruro de aluminio. La reacción prosigue hasta 1300 ºC. Cuando el
moncloruro se enfría se invierte la reacción formándose aluminio en fase vapor con alto
desprendimiento de energía que permitiría extraer el aluminio. Mayor consumo
energético que en el proceso Hall-Hérault.
Reducción Directa de la Alúmina: Mediante carbono y carburo de silicio, interesante para
la obtención de aleaciones Al-Si.
El proceso Bayer es el principal método industrial para producir alúmina a partir de bauxita.
Patentado por el austriaco Karl Bayer en 1889 y basado en la disolución de la bauxita con
hidróxido de sodio, este proceso se fue imponiendo hasta convertirse, a partir de los años 1960,
en la única fuente industrial de alúmina y por tanto de aluminio en el mundo.
En el proceso Bayer, primero se tritura la bauxita y luego se lava con una disolución caliente
de hidróxido de sodio (sosa), NaOH. La sosa disuelve los minerales de aluminio pero no los
otros componentes de la bauxita, que permanecen sólidos. Las reacciones químicas que ocurren
en esta etapa, llamada "digestión" son las siguientes:
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A continuación se retiran de la disolución los sólidos no disueltos, principalmente en
un decantador seguido de unos filtros para eliminar los últimos restos. Los sólidos recogidos en
el decantador, llamados "lodo rojo" o "barro rojo", se tratan para recuperar la sosa no
reaccionada, que se recicla al proceso.
Por último, el hidróxido se calienta a unos 1050 °C, en una operación llamada "calcinación", para
convertirlo en alúmina, liberando vapor de agua al mismo tiempo:
Aunque las condiciones del proceso son influenciadas por el tipo de bauxita usada, hay 5 etapas
principales en todas las plantas. Ellas son:
I. Preparación de la bauxita.
II. Digestión.
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III. Dilución y separación de residuos.
IV. Precipitación.
V. Calcinación.
I) PREPARACION DE LA BAUXITA
Generalmente, entre estos equipos se usan diferentes trituradores, tales como de mandíbula, de
rodillo, de martillo y de impacto.
La reducción del tamaño de partícula es normalmente hecha en tres pasos:
1. – Trituración seca, obteniendo un tamaño de partícula con un diámetro básico de varios
centímetros;
2. – Trituración seca o húmeda para obtener partículas menores que un cm.
3. –Molienda húmeda, para obtener un tamaño de partículas entre 700-300r m.
La bauxita es alimentada al molino con licor fuerte precalentado para obtener una concentración
final aproximada de 1000 gr de sólido por litro en la pasta aguada (pulpa). Esta suspención
obtenida es inyectada a los digestores.
II) DIGESTIÓN
En esta operación, la pulpa proveniente del área de molienda, es disuelta en caústica fuerte para
formar una solución enriquecida en aluminato sódico, de acuerdo a las reacciones siguientes:
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Para el trihidrato:
Esto último puede conducir a un producto menos puro. En vista de las diferentes desventajas
mencionadas, las condiciones del proceso en un digestor industrial deben ser un compromiso
entre los varios parámetros.
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En las plantas modernas, el proceso de digestión se realiza en forma contínua, utilizando para
ello varios digestores (4-5 ó 6 digestores) trabajando en serie, donde el lechado de bauxita o
pasta aguada es introducida al primer reactor y al mismo tiempo puesta en contacto con el licor
fuerte precalentado.
Debido a la naturaleza endotérmica de la reacción, es necesario inyectar vapor vivo proveniente
de la estación de vapor, al primer digestor para alcanzar la temperatura requerida en el proceso,
140ºC para la gibbsita y 180-250ºC para la boehmita.
El tiempo de digestión en cada reactor es de 18-30 minutos. El tiempo total de digestión para la
serie de reactores, es básicamente dependiente del tiempo necesario para que ocurran
reacciones de desilicatación o cristalización de la sílice disuelta en el licor de aluminato. Esto se
debe, a que durante la lixiviación del óxido de aluminio, se disuelve una cantidad importante de
sílice reactiva (caolinita) para formar silicatos y aluminato de sodio. Estos dos productos
reaccionan bajo las condiciones de digestión para formar un producto de deslicatación (DSP),
que tiene una composición aproximada: 3Na2O.3Al2O3.5SeO2.2H2O. De donde puede
observarse que cada unidad de sílice combinada en la bauxita reduce la producción de Al2O3,
además de consumir una cantidad significativa de caústica. Sin embargo, este proceso de
desilicatación es necesario para producir aluminio con bajo niveles de sílice.
Digestión de la pulpa. Aprovechamiento energético
Las plantas modernas tienen tres digestores en serie, verticales generalmente, provistos de
agitación. En estos equipos, que en las plantas grandes pueden tener capacidad de 500-
1000m3, se alimenta la pulpa utilizando bombas especiales, y se le añade licor de retorno con
contenidos en sosa, de forma que se obtenga una relación alúmina cáustico a la salida de 0,60-
0,68 g Al2O3/gNa2CO3. el licor de retorno frecuentemente se corrige para conseguir el
adecuado contenido caústico. La temperatura de proceso es función de la tipología de las
bauxitas. Si la bauxita es gibbsítica es del orden de los 145ºC y la presión está en el entorno de
los 4kg.cm-2; si, por el contrario, la bauxita es de monohidrato (boehmítica o diaspórica), la
temperatura necesita alcanzar los 250ºC, con una presión cercana a los 40 Kg. cm-2.
El tiempo de digestión para bauxitas predesilicificadas o de aquellas con alto contenido en sílice
(> 3%) es de una media hora. Si el contenido de sílice es intermedio (2%), la desilicificación se
hace en el propio digestor, utilizando mayores tiempos de digestión (60 minutos, por ejemplo).
Los bajos costos térmicos que hoy en día tiene el proceso Bayer son debidos, en buena parte, a
un diseño conveniente de los recuperadores del calor de la pulpa caliente para calentar los
licores de retorno. La recuperación se consigue mediante expansión, productora de vapor, que
se envía a los intercambiadores tubulares para calentar el mencionado licor en contracorriente.
Cuando la pulpa digerida alcanza los 100ºC, se transfiere a la sección de separación de lodos.
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Los sistemas más modernos están diseñados para hacer una digestión en continuo, que se
consigue mediante un control riguroso de los licores en cuanto a su temperatura y concentración.
Un parámetro importante de la planta Bayer es su productividad, que se determinada conociendo
la cantidad, en gramos, de alúmina producida por litro de licor.
Como parámetro de control de la planta Bayer tenemos: los contenidos en alúmina, sosa
reactiva y sosa total de los licores a la entrada del digestor; la necesidad de sosa, el caudal de
entrada del licor, el régimen de alimentación de pulpa y su composición, el contenido de alúmina
después de la digestión, el contenido de sosa y la sílice en solución. También, la temperatura de
los licores de retorno, que nos indican las necesidades de vapor de alta y la efectividad de la
recuperación de calor.
Los países del Este, concretamente Hungría, han desarrollado un digestor continuo tubular
(reactor tubular) en el que se pueden alcanzar rendimientos más altos de extracción de alúmina
en bauxitas de monohidrato muy diaspóricas o refractarias. Este reactor, que reduce en más de
un 50% las pérdidas de alúmina de las plantas europeas, trabaja a 300ºC con una presión de
vapor de unos 90 Kg.cm-2. el inconveniente del mismo es la contaminación de silicatos,
titanatos, vanadatos, etc., que se producen en el licor y que hay que controlar. Las ventajas son:
la alta productividad y el mejor rendimiento energético.
III) DILUCIÓN Y SEPARACIÓN DE RESIDUOS
Al final de la digestión, la suspensión que abandona el último digestor conteniendo la solución de
aluminato, arenas (material con un tamaño > 100pm) y lodos rojos (partículas finas), está a una
temperatura por encima de su punto de ebullición a presión atmosférica, de manera que es
pasada a través de un sistema de enfriamiento por expansión en el cual ocurre una
depresurización en forma escalonada hasta la presión atmosférica y una disminución de la
temperatura hasta aproximadamente 105-100ºC. El vapor generado es enviado a los
intercambiadores de calor para calentar el licor fuerte suministrado a las áreas de digestión y
molienda.
La suspensión acuosa después del paso por los tanques de expansión es entonces diluida, para
facilitar el proceso de sedimentación de impurezas, mediante la reducción de la viscosidad del
licor, puesto que:
1. Mayor viscosidad del licor implica menos velocidad de sedimentación en los espesadores.
Además:
2. A mayor viscosidad, mayor energía es requerida para transferir la suspensión.
La dilución normalmente se hace con licor débil proveniente del área de lavado de lodos. Esto se
debe básicamente, a que la suspensión al ser enfriada y llevada a la presión atmosférica,
presenta un estado de sobresaturación, es decir el valor de RMC para estas condiciones indica
que el licor se encuentra en estado de inestabilidad, pudiendo producirse una precipitación
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prematura, esto es favorecido por cualquier cantidad de alúmina no disuelta, que puede actuar
como elementos nucleante. En consecuencia el uso de un licor débil con baja concentración de
Al2O3, incrementa el factor RMC a un valor tal que garantiza la estabilidad del licor, (RMC=1,8-
2,05) durante las operaciones de separación de residuos.
III.1) Desarenado
La pulpa que proviene de la digestión, después de todos los pasos de recuperación térmica ya
diluida, se somete a la separación de los lodos y arenas que contiene. La suspensión acuosa
diluida fluye dentro de hidroseparadores (hidrociclones), donde las partículas relativamente
gruesas (100 r m a más) denominadas arenas compuestas en su mayor parte por sílice, son
separadas de las partículas finas. La solución con partículas gruesas sale por la parte inferior del
ciclón, mientras que la solución con las partículas finas lo hacen por la parte superior como
solución de rebose (overflow).
Las arenas separadas en la operación anterior son pasadas a través de clasificadores
helicoidales de deslicorización y posteriormente lavadas, todo esto con la finalidad de recuperar
sosa caústica que luego es reciclada al proceso. Finalmente estas arenas son enviadas a una
laguna de lodos rojos.
La solución de rebose conteniendo los lodos rojos (partículas finas), es enviada a tanques
almacenadores de la suspensión acuosa de aluminato de sodio, para la alimentación de los
espesadores. Es aquí en estos tanques, donde se adiciona el agente floculante que va a facilitar
el proceso de sedimentación en los espesadores.
III.2) Sedimentación, lavado y desecho de lodos rojos
La sedimentación se lleva a cabo en tanques espesadores, y el lodo rojo depositado en el fondo
de éstos, es removido continuamente por un sistema de rastrilleo. Este lodo rojo saliente por la
parte inferior de los espesadores, es lavado con el fin de recuperar la solución caústica y el licor
que contiene alúmina disuelta, produciéndose simultáneamente un lodo que ha de ser
desechado, mientras que el agua de lavado es enviada al área disolución.
El licor de aluminato de sodio clarificado rebosante de los espesadores, denominado
comúnmente "licor preñado", contiene aún algunas partículas finas de lodo rojo, por lo que es
enviado a un sistema de filtración de seguridad.
III.3) Filtración de seguridad
Las partículas finas en suspensión que aún permanecen en el licor, deben ser separadas, de lo
contrario contaminarían el producto, y ello es logrado mediante una filtración de seguridad. El
proceso se realiza por medio de filtros a presión "Kelly". Una vez que la solución pase a través
de esta filtración, es enviada a una sección de enfriamiento por expansión instantánea, donde se
le confiere al licor la temperatura requerida para la precipitación 50 ó 70ºC, según el tipo de
proceso Bayer Europeo o Americano respectivamente. Al disminuir la temperatura, la
90
sobresaturación de la solución es aumentada y favorece la precipitación del trihidrato de
alúmina.
IV) PRECIPITACIÓN
A pesar de bajar la temperatura del licor hasta los 75ºC, es difícil que se produzca una
precipitación espontánea. Se precisa, pues, de siembra de cristales de hidrato, generalmente
fino y en cantidad controlada, De esta manera, se puede conseguir la granulometría deseada. La
reacción de precipitación es siempre la siguiente:
NaAl(OH)4(ac) Al(OH)3 + NaOH(ac)
siembra de Al(OH)3
El equilibrio de esta reacción tarda mucho en alcanzarse, y el rendimiento en la misma depende
de varios parámetros.
La velocidad de precipitación se puede formular así:
V = K.S(ct – ce)
V = g/hora.
K = factor dependiente de la temperatura.
S = superficie de siembra por litro.
ct = concentración de alúmina en un cierto tiempo t.
ce = concentración de alúmina en el equilibrio.
Se deben propiciar unas condiciones que permitan obtener:
La mayor cantidad de hidrato de grano grueso.
La mayor producción de hidrato.
Una textura de grano adecuado.
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Para precipitar en un solo paso, se añade los gérmenes gruesos y finos de forma conjunta,
separándose los precipitados gruesos en el clasificador primario, que se secan y calcinan. El
control de esta operación no es sencillo, ya que el producto final depende de la temperatura de
llenado (alta al principio para favorecer la aglomeración), de las granulometrías alimentadas y de
la cantidad de germen.
La precipitación en doble paso supone la separación de dos tipos de germen: el grueso (en
clasificadores secundarios) y el fino (en clasificadores de bandeja). (l germen grueso sirve para
nuclear el producto final y el fino para producir germen grueso. Los sólidos, que sobrenadan en
el precipitador de hidrato, se clasifican en el precipitador de germen grueso y, de los que
sobrenaden en éste, se saca el fino.
La precipitación continua, utilizada en las plantas europeas más modernas, consta de
numerosos tanques (12-16), por los que el licor circula durante muchas horas (dos días). En los
tanques de cabeza se añade hidrato fino y en los intermedios se añade germen grueso,
favoreciéndose en los primeros precipitadores la aglomeración (mediante una elevada
temperatura de llenado 70ºC) y obteniéndose los dos tercios de hidrato precipitado.
En los precipitados intermedios y finales baja la temperatura hasta los 50ºC, lo que conduce a un
incremento del rendimiento. Ya se ha dicho que el éxito comercial de estas plantas se debe a los
diseños tan perfectos para un máximo aprovechamiento del calor. En el caso que se comenta,
por ejemplo, para la refrigeración se utiliza intercambiadores de placas.
La uniformidad de marcha en el circuito de precipitación es esencial para llevar a cabo una
buena operación que conduzca a la obtención de un hidrato de granulometría correcta, a la vez
que se consigue una lata productividad, obteniendo el máximo rendimiento del licor.
Los parámetros que controlan la operación son:
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lava el producto final varias veces en contracorriente con agua de condensado. La torta final
tiene un 10-15% de agua de empapado.
IV.2) Filtración del producto
La operación se realiza por medio de filtración al vacío en filtros planos horizontales rotatorios.
Esta operación es realizada con el fin de:
a. Alcanzar un contenido bajo de humedad superficial en el hidrato para minimizar los
requerimientos de calor en el área de calcinación.
b. Lograr un contenido bajo en soda caústica para minimizar pérdidas y reducir la
contaminación del producto.
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La necesidad de una alúmina activa para captar los gases fluorados en su superficie ha
cambiado la idea sobre la calcinación y también la tecnología de calcinado. Hoy se prefieren
alúminas con contenidos mayoritarios en alúmina g , porque tienen capacidad de quimisorber los
gases fluorados. Además, la alúmina es fluyente, se dosifica y se disuelve mejor en los baños de
electrólisis. Las pequeñas pérdidas de gases fluorados, que ocasiona su contenido en agua,
(monohidrato residual + agua constitucional), no afectan a la economía de las instalaciones, ya
que todos los gases producidos se captan y se retienen en el sistema de "lavado seco" de las
plantas de reducción modernas.
Como tecnologías da calcinación ha, fundamentalmente, dos:
- Horno rotativo.
- Lecho fluido.
La primera fue tradicional, que siempre produjo alúmina a , y en la actualidad adaptada para
obtener alúmina mayoritariamente g . Este tipo de horno es muy parecido a los hornos de
cemento.
Los hornos de lecho fluido producen una alúmina bastante uniforme y de características "sandy"
(con alto contenido en fase g ). Dichos lechos fluidos están llegando a tal grado de perfección en
su tecnología que el producto final tienen ya propiedades buenas, no sólo desde el punto de
vista de distribución granulométrica, sino también en cuanto a su contenido en hidrato residual y
alúmina a . Los recuperadores del calor sensible de la alúmina calcinada, que se enfría con aire
son de diseño muy eficaz y permiten obtener aire caliente para la combustión del fuel. El
recuperador tiene unas tubuladuras inferiores por las que circula agua, que se calienta con el
calor cedido por las partículas de alúmina y los gases al chocar con las paredes de los tubos.
La recuperación del calor de los gases del lecho, que se utilizan en el secado del hidrato, hace
que estos hornos hayan bajado el consumo térmico de 5400 MJ. (Mg Al2O3)-1 a 3000.
Aunque la temperatura en lecho se mantiene entre 1000-1200ºC, la temperatura equivalente (en
lecho estático) está en el entorno de 900ºC, 15h. Esto hace que la gibbsita pierda pronto el agua.
Sin embargo, para obtener una estructura cristalina se necesitan tiempos de retención entre 30 y
60 minutos.
El grado de calcinación de la alúmina se puede medir por los ensayos M.O.I y L.O.I. y también
mediante la identificación de los tipos de alúmina presentes, que se hace por D.R.X.
Las plantas de baja temperatura sacan mejor rendimiento, generando vapor de lata (50 kg.cm-2)
para producir electricidad y aprovechando el vapor de salida, a 7 kg.cm-2, para calentamiento.
El consumo energético depende, pues, de la planta y del tipo de bauxita. Un valor aproximado
para una planta moderna es de 15.500 MJ. (Mg Al2O3)-1 y unos 250 kwh. (Mg Al2O3)-1.
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Ilustración 53: Alúmina
La cantidad de sílice reactiva varia con el tipo de mineral. Por lo tanto el mineral deberá contener
tan poca sílice reactiva como sea posible, dado que su presencia conduce a pérdidas de alúmina
(1-2 lb) y consumo de sosa ( 0,7-1,75 lb) por cada libra de sílice.
Un porcentaje de sílice aceptable, no debería ser mayor de 7%.
Hierro: el hierro se presenta como : hematita (Fe2O3), limonita (FeOH.nH2O), goetita (FeO OH),
siderita ( Fe CO3) y nontronita (Fe2O3. 3SiO2.5H2O).
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Titanio: TiO2- El titanio presenta en las bauxitas (2-3%) se solubiliza y precipita como NaHTiO3
( metatitanato sódico), produciendo pérdidas de sosa. Esto se evita con la presencia de cal (3-
5% de la bauxita); excesos mayores pueden producir la pérdida de alúmina como aluminato
tricálcico hidratado.
El titanio es una impureza indeseable en la alúmina, debido que al pasar al aluminio reduce
notablemente la conductividad eléctrica del mismo. El titanio es insoluble en condiciones
normales de la digestión y es eliminado en los lodos rojos.
Berilio: ocurre en cantidades muy pequeñas (0.0006-0,01%) en algunas bauxitas.
En el proceso Bayer se ha detectado en el licor y se ha pensado que precipita con sales vanadio
bajo ciertas condiciones. Su efecto es que causa costras muy duras en la celda de reducción
electrolítica.
Calcio: Se presenta en bauxitas originales de las rocas calcáreas. Su contenido en la caliza es
usualmente inferior a 0.4%, aunque ocasionalmente, puede encontrarse en un rango de 1-2% en
minerales comerciales.
Se obtiene así, el aluminio fundido, siendo más denso que el baño fundido, por lo cual se suele
acumular en el fondo, de donde se extrae directamente para poder pasar a solidificarlo en
lingotes. La obtención de aluminio consume grandes cantidades de energía.
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8.4.2.4 Variables de operación
-Tensión: 5-6 V
-Densidad de corriente: 1,5-3 A/cm2, lo que supone una corriente de 150000 amperios.
-Los electrodos han de estar siempre a la misma altra, por lo que hay que regularlos ya que se
van descomponiendo durante la reacción.
-Hay que controlar que la proporción de alúmina sea constante durante el proceso, por lo que
habrá que ir vertiendo más según avance el proceso.
- Energía: 250 kWh/t Al2O3 (electricidad) + 15000 MJ/t Al2O3 (calor) Aproximadamente.
- Bayer de Baja Temperatura: 3.2 t vapor, 7 kg/cm2 y 180-250 kWh por t Al2O3.
- Bayer de Alta Temperatura: 2.0-2.8 t vapor, 52 kg/cm2 y 250 kWh por t Al2O3.
Se deben añadir 5000 MJ/t Al2O3 de calcinar en horno rotatorio y 3300 MJ/t Al2O3 en el caso de
un horno de lecho fluido.
De esta manera, fruto del proceso Bayer se obtiene la alúmina metalúrgica.Tradicionalmente las
especificaciones de la alúmina fueron:
- Su análisis químico.
- El ángulo de talud.
La alúmina “floury” o muy calcinada, de alto contenido en α, de carácter harinoso, poco fluyente,
de elevado ángulo de talud (calcinada a 1200 ºC). Alto contenido en finos.
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9 Conclusión
El cobre es extraído desde las soluciones de lixiviación por medio de la electrólisis, conocida
también como electro-obtención o por refinación electrolítica que corresponde a electro-
refinación del cobre producido por los procesos pirometalúrgicos de fusión. En ambos casos el
cátodo de cobre resultante es metal comercialmente puro que cumple con los requisitos
necesarios. Probablemente el 80 a 90% de cobre virgen producido en el mundo es cobre
electrolítico.
Los ánodos son de forma rectangular con dos orejas en la parte superior para colgarlos en el
estanque, miden 1 m de largo por 0.80 m de ancho y un espesor de 5 cm y pesan alrededor de
350 Kg cada uno. Los ánodos contienen aproximadamente 99,5% Cu y 0,5% total de impurezas.
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10 Bibliografía
http://www.bdigital.unal.edu.co/50592/1/71361814.2015.pdf
http://www.redalyc.org/pdf/933/93313211002.pdf
http://www.tesis.uchile.cl/tesis/uchile/2006/arriagada_p/sources/arriagada_p.pdf
https://www.tdx.cat/bitstream/handle/10803/11036/Tasm04de16.pdf
http://metalurgia.usach.cl/sites/metalurgica/files/paginas/capitulo15.pdf
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